Benchmarking Planta Concentradora 213m57

Benchmarking Plantas Concentradoras Antofagasta, Julio de 2007

Informe Final

COMPROMISO DE CONFIDENCIALIDAD Toda la información presentada en este estudio es confidencial y sólo puede ser usada dentro de las compañías participantes en él. Cualquier uso y/o manejo de la información fuera de las empresas integrantes, deberá ser de común acuerdo y con la autorización de todos los participantes.

Agradecimientos Este estudio ha sido posible gracias a la participación y colaboración de personas que laboran en las áreas asociadas a la Planta Concentradora de las compañías participantes.

La Gerencia de

Planificación, Gestión y Servicios Financieros de Minera Escondida Limitada, desea agradecer en forma especial a los señores Mario Arredondo y René Mamani de Compañía Minera Doña Inés de Collahuasi SCM, Enrique Álvarez y Eduardo Lizama de Minera Los Pelambres, José Miguel Ortiz y Marcelo Montiel de Codelco Chile - División Codelco Norte, Mario Valdivia y Patricio Astorga de Codelco Chile - División El Teniente, Rodrigo Núñez y Héctor Tobar de Codelco Chile - División Andina, Daniel Pérez y Javier Vargas de Minera Alumbrera Ltda. , Carlos Jara de Compañía Minera Candelaria y Miguel Molina de Minera Escondida Limitada.

5

Estudio N°

Benchmarking Plantas Concentradoras

Benchmarking Plantas Concentradoras

Preparado por: ENCARE LTDA. Ante cualquier consulta dirigirse a [email protected] o al (56)(55) 793971

Distribución a: Sergio Jarpa

Vicepresidente Corporativo

Codelco Chile División Codelco Norte

Octavio Araneda

Gerente Recursos Mineros y Desarrollo

Codelco Chile División El Teniente

Michael Heberlein

Gerente de Planta

Codelco Chile División Andina

Pablo D’Agnillo

Gerente Concentradora

Minera Alumbrera YMAD-UTE.

César Cabrera

Gerente Plantas Concentradoras

Minera Escondida Ltda.

Juan Carlos Villarroel

Vicepresidente Plantas Concentradoras

Minera Escondida Ltda.

Gerente Servicios Financieros Procesos y Servicios Operacionales.

Minera Escondida Ltda.

Marco Lagos

Gerente Senior de Planificación, Gestión y Servicios Financieros

Minera Escondida Ltda.

Kurt Markkola

Gerente Operaciones Concentradora

SC Minera Candelaria

Mario Arredondo

Gerente Concentradora

Compañía Minera Doña Inés de Collahuasi SCM

Edgardo Tapia

Superintendente Operaciones Concentradora

Minera Los Pelambres

Raúl Matos

Benchmarking La mejor oportunidad para el cambio

BENCHMARKING

PLANTAS

CONCENTRADORAS

Objetivos Este Benchmarking persigue como objetivo mostrar a cada empresa su posición respecto a las principales compañías productoras de cobre de la industria nacional, en el proceso de Concentración de Minerales de Cobre, principalmente enfocado al proceso de Molienda SAG y Flotación Colectiva de súlfuros de cobre, para identificar oportunidades de mejoras.

Metodología La metodología usada fue la siguiente: • Identificación de las empresas socias. • Confección y validación de cuestionario. • Envío de cuestionario con los indicadores de interés. • Seguimiento de información junto a visita a cada empresa con el propósito de revisar y validar cada indicador. • Recepción y procesamiento de información. • Confección de informe preliminar que se debe enviar a cada empresa. • Validación de informe preliminar de cada empresa. • Confección de informe final.

Encare Ltda.

Página v

Informe Final

BENCHMARKING

PLANTAS

CONCENTRADORAS

Estructura del Informe El estudio se ha dividido en tres partes y tres anexos. Parte 1. Indicadores de Productividad. Ésta sección muestra indicadores asociados a la mano de obra total. El análisis muestra índices asociados a los sistemas de las áreas estudiadas, los equipos y sus relaciones sobre el uso de la mano de obra. Parte 2. Indicadores de Procesos. En la segunda parte se presentan indicadores de los procesos de Molienda SAG, Flotación, Remolienda y Consumibles. Parte 3. Desarrollo de Prácticas Implementadas. En esta parte se describen las mejoras que han implementado las compañías en sus procesos. Anexo 1. Definiciones. Definición de horas hombre efectivas y definiciones de horas del operación, mantención e índices de utilización y disponibilidad. Además se incluyen las fórmulas utilizadas para realizar los cálculos en Molienda SAG y Flotación-Remolienda. Anexo 2. Organigramas. Estructura organizacional del área de plantas concentradoras, de las compañías participantes del estudio. Anexo 3. Diagramas. Diagramas y esquemas del proceso de concentración de minerales utilizados por las diferentes compañías.

Encare Ltda.

Página vi

Informe Final

BENCHMARKING

PLANTAS

CONCENTRADORAS

Consideraciones Metodológicas El Benchmarking es una herramienta de gran utilidad en planificación estratégica, que nos muestra la posición de cada empresa en la industria y permite identificar áreas de mejoras. La información presentada es la recopilación de diferentes índices de interés que ayudan a buscar oportunidades que permitan mejorar y seguir siendo líderes de la industria del cobre. Las compañías participantes son Minera Escondida Ltda.; Compañía Contractual Minera Candelaria; Minera Alumbrera YMAD-UTE; Compañía Minera Doña Ines de Collahuasi SCM; Minera Los Pelambres y Codelco Chile, Divisiones Codelco Norte, El Teniente y Andina. Dada la confidencialidad de la información manejada, se utilizaron códigos los que normalmente son utilizados para este tipo de estudios para identifcar a cada compañía minera. Para aclarar los límites de batería, en este documento se entenderá como proceso de Concentración de mineral súlfuro a las operaciones correspondientes a Molienda SAG , Flotación Convencional – Remolienda, y Espesamiento de Concentrado. La estructura de este informe se presenta en tres partes. La primera de ellas muestra indicadores de productividad, la segunda indicadores de procesos e indicadores relacionados con los consumibles, y la tercera parte está relacionada con las prácticas implementadas por cada compañía.

Encare Ltda.

Página vii

Informe Final

BENCHMARKING

PLANTAS

CONCENTRADORAS

Indice de Contenidos Objetivos

v

2.2.2 Rendimiento Celdas Rougher

45

Metodología

v

2.2.3 Recuperación de Cobre Fino

47

vi

2.2.4 Ley de Alimentación versus Recuperación

48

2.2.5 Producción de Concentrado

49

2.2.6 Ley de Concentrado

50

2.2.7 Razón de Concentración

51

2.2.8 Producción de Cobre Fino

52

2.2.9 Ley de Cobre Total en Colas

53

2.2.10 Consumo Específico de Energía

54

2.3 Consumibles

55 55

Estructura del Informe Consideraciones Metodológicas

vii

Índice

viii

Resumen Ejecutivo

ix

Introducción

1

Compañías Mineras Participantes

3

Dimensión Compañías Mineras

13

PARTE 1: Productividad 1.1

Productividad

17

2.3.1

1.1.1 Proporción de Empleados

20

1.1.3 Productividad Dotación Propia

22

2.3.1.1 Consumo de Bolas en Molienda SAG

55

1.1.3 Productividad Dotación Total

23

2.3.1.2 Dureza versus Consumo de Bolas

58

1.1.4 Aumento de la Productividad

24

2.3.1.3 Granulometría versus Consumo de Bolas

59

2.3.1.4 Consumo de Bolas en Remolienda

60

2.3.2

62

PARTE 2: Indicadores de Procesos 2.1 Molienda

27

2.1.1 Potencia Instalada versus

Medios de Molienda

Reactivos

2.3.2.1 Consumo de Cal

62

2.3.2.2 Consumo de Reactivos Totales

63

28

2.3.3 Consumo de Agua

71

2.1.2 Consumo Unitario de Energía

29

2.3.3.1 Consumo de Agua Fresca

71

2.1.3 Rendimiento Molienda SAG

33

2.3.3.2 Proporción de Consumo de Agua

72

2.1.4 Disponibilidad de Molienda SAG

34

2.1.5 Utilización Efectiva Molienda SAG

35

PARTE 3: Prácticas Implementadas

2.1.6 Distribución Horas de Molienda SAG

36

3.1 Desarrollo de Prácticas

75

2.1.7 Distribución Horas de Mantención Molienda SAG

37

3.1.1 Desarrollo M02

76

2.1.8 Tiempo Medio Entre Fallas (MTBF) Molienda SAG

3.1.2 Desarrollo M03

78

38

3.1.3 Desarrollo M04

79

3.1.4 Desarrollo M05

81

3.1.5 Desarrollo M21

82

Productividad de Molienda

2.1.9 Tiempo Medio de Reparación (MTTR) Molienda SAG

39

2.1.10 Mantenibilidad v/s Confiabilidad

40

2.1.11 Porcentaje de Velocidad de Molienda SAG

41

Anexo 1: Definiciones

85

2.2 Flotación y Remolienda

43

Anexo 2: Organigramas

91

2.2.1 Capacidad de Flotación

43

Anexo 3: Diagramas de flujos procesos

99

Encare Ltda.

Página viii

ANEXOS

Informe Final

BENCHMARKING

PLANTAS

CONCENTRADORAS

Resumen Ejecutivo El objetivo de este estudio es mostrar a cada empresa su posición relativa respecto a las principales compañías productoras de cobre de la industria nacional, en el proceso de concentración de minerales de cobre, pincipalmente enfocado al proceso de Molienda SAG y Flotación Colectiva de súlfuros de cobre. Durante el año 2006, el 41% del cobre fino producido en el mundo por medio de procesos de Concentración de minerales, fue extraído desde Latinoamérica, donde el 29% corresponde a cobre chileno. El 15% del cobre mundial a través de concentrados fue producido por empresas que participan en el estudio Benchmarking Plantas Concentradoras. Esta particularidad, permite distinguir que gran cantidad del conocimiento técnico de este tipo de operaciones se encuentra en nuestro país y sus vecinos, donde se han realizado algunas de las más importantes inversiones al respecto. Las compañías participantes en este estudio son: Minera Escondida Limitada; Compañía Contractual Minera Candelaria; Minera Alumbrera; Compañía Minera Doña Inés de Collahuasi; Minera Los Pelambres; y Codelco Chile, con sus divisiones Codelco Norte, El Teniente y Andina. Dada la confidencialidad de la información manejada, a través de este estudio cada compañía se identifica a través de un código mediante el cual se presentan los indicadores asociados a cada una de ellas. La información presentada en este Benchmarking, corresponde a diferentes índices de interés que permiten identificar oportunidades de mejora, para seguir liderando la industria del cobre. La estructura de este informe se presenta en tres capítulos. El primero de ellos, muestra indicadores de productividad, el segundo capítulo presenta indicadores de procesos y consumos, mientras que el tercero incluye prácticas desarrolladas por las distintas compañías en pos del mejoramiento contínuo.

Encare Ltda.

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PLANTAS

CONCENTRADORAS

Toneladas Procesadas por Año en Molienda SAG En la figura 1 se presenta el tonelaje procesado por las líneas de Molienda SAG de cada una de las empresas participantes del estudio. No se incluye en este análisis el tonelaje total tratado por las compañías M02, M03 y M09 ya que este considera Molienda Convencional y Unitaria, y dado que el límite de batería del estudio corresponde sólo a Molienda SAG, se considerará el tonelaje procesado por las diferentes líneas de Molienda SAG. La compañía M04 posee en la actualidad 5 molinos de bolas que tratan el material proveniente de los 2 Molinos SAG. El quinto molino secundario es parte una tercera línea SAG que se implementará en los próximos años, y que actualmente permite mejorar el procesamiento de mineral. En el caso de M02, sus 2 líneas SAG procesan el 45% del total del mineral de la compañía, mientras que en los casos de M03 y M09 donde también existen otros tipos de molienda, las líneas representan un 50% del procesamiento total del mineral. La variación porcentual entre las toneladas procesadas el año 2006 con respecto al 2005, es de un 6% más de mineral, presentándose en promedio para este último año 33,6 millones de toneladas procesadas anuales. La compañía que presenta la mayor disminución de su producción entre los años 2005 y 2006 corresponde a M20 con un 7,6%. M05 y M04 también presentan leves bajas, a diferencia de M03 y M21 quienes han aumentado su procesamiento en 3,3 y 3,1% respectivamente.

Figura 1: Toneladas Procesadas por Año en Molienda SAG

Toneladas Procesadas por Año en M olienda SAG

Millones de Ton 2002

50

2003

2004

2005

2006

Prom 2006

40

33,6

46,1

30

42,6

41,6 39,3

20

36,3 26,8

10

23,7 12,7

11,9

M04

M21

M20

M05

M08

M02

M03

M09

M06

* Sin información de las toneladas procesadas el año 2006 en M06. * Sin información de las toneladas procesadas los años 2002-2003 en M04 y M05.

Encare Ltda.

Página x

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PLANTAS

CONCENTRADORAS

Ley de Mineral La ley de alimentación de mineral, corresponde al porcentaje de cobre total presente en una tonelada de mineral. En la figura 2 se muestra el comportamiento de las leyes durante los años estudiados, las cuales no registran grandes variaciones respecto de los años anteriores dado el control interno de las reservas probadas y probables de mineral. Las mayores leyes de mineral se presentan en las plantas M21 y M20, con más de 1,5% de Cu, mientras que por el contrario, las compañías que tienen las leyes más bajas corresponden a M06 y M08, donde este valor no supera el 0,8% de Cu. En el caso de M02, la compañía ha comenzado a realizar pruebas mezclando minerales de otros yacimientos buscando así aumentar el valor de su ley, donde el año 2006 en relación al año 2005 ha registrado un aumento de un 8,4%. M09, corresponde a la compañía que ha disminuido en mayor proporción su ley estos últimos años, en un 6,8%, seguida por M03 con una baja de un 4%. Así mismo, la compañía M05 luego de experimentar fuertes bajas en su ley de mineral como se ve entre los años 2004 y 2005 (31%), actualmente ha desarrollado operaciones simultáneas en 2 yacimientos para enfrentar este impacto.

Figura 2: Ley de Mineral

Ley de M ineral

[% de Cu] 1,8 2002

1,6

2003

2004

2005

2006

Prom2006

1,4 1,64

1,2 1,0

1,10

1,54

0,8 1,12

0,6

1,08

1,06

1,00

0,4

0,81

0,81 0,56

0,2 M21

M20

M02

M05

M09

M03

M04

M06

M08

*

Sin información de la ley de mineral el año 2006 en M06. * Sin información de las leyes de mineral los años 2002-2003 en M04 y M05.

Encare Ltda.

Página xi

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PLANTAS

CONCENTRADORAS

Productividad por Dotación Total Un aspecto importante a considerar es la productividad de la mano de obra, ya que permite medir cuán eficiente es un negocio con relación al uso del recurso humano. La productividad de la dotación total, es la razón entre las toneladas tratadas durante un año y las horas trabajadas por la dotación total, donde la dotación total corresponde a la dotación propia más la dotación contratista. El valor promedio de productividad de la dotación total entre todas las compañías para el año 2006 es 75 (Ton/HH) siendo un 8% superior que el año 2005. Esto, considerando que no se presentan grandes variaciones entre las toneladas procesadas por las compañias entre un año y otro. En general, las compañías no registran gran variación entre las dotaciones propias, mientras que las dotaciones contratistas si presentan notables aumentos, siendo en el caso de M03 quienes disminuyen en mayor cantidad sus dotaciones de externos de 203 a 170 personas, aumentando su productividad en un 14,6%. Por el contrario, M04 presenta la mayor baja en la productividad con un 7% la que se debe principalmente a un aumento de la dotación externa en un porcentaje similar, y que corresponde a pasar de 138 a 149 personas entre los años 2005 y 2006.

Figura 3: Productividad de Dotación Total, Toneladas Tratadas

Productividad Dotación Total, Toneladas Tratadas To n_Trat adas/HH

140

2002

2003

2004

2005

2006

Prom2006

120 128

100

75

80 90

60

88 86

40

76 37

20

34 17

M21

M04

M05

M20

M02

M03

M06

M09

* Sin información de dotación propia y externa los años 2002-2006 en M06. * Sin información de dotación externa el año 2004 en M04. * Sin información de dotación externa los años 2002-2006 en M08.

Encare Ltda.

Página xii

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PLANTAS

CONCENTRADORAS

Consumo de Energía en Molienda SAG El proceso de Molienda es responsable del mayor consumo de energía, siendo uno de los más críticos dentro de las plantas concentradoras y donde se pueden identificar oportunidades de mejoras, que tendrán impacto sobre el negocio global. Los principales aspectos a considerar en el consumo de energía y rendimiento de las líneas de molienda corresponden a la dureza del mineral y el porcentaje granulométrico saliente de molienda en la malla de corte, la cual para las empresas del estudio es la malla 100#Ty. Los consumos más altos de energía lo presentan las compañías M03 y M06, donde en el caso de la primera, cuenta con un work index de 18 (kWh/tc) asociado a su distribución mineralógica que en este caso alcanza sobre un 50% de Calcopirita y sobre 30% de Pirita, con un porcentaje granulométrico de 18,9 (100#Ty) para el año 2006. En cambio, en las compañías M21 y M20 que presentan de los menores consumos de energía a través de los años, el work index se encuentra entre los 13,7 y 13,2 (kWh/tc), siendo el porcentaje fino de la molienda un 28 y 30 (100#Ty) respectivamente.

Figura 4: Consumo de Energía en Molienda SAG

Consumo de Energía en Molienda SAG

[kWh/Ton]

35 2002

2003

2004

2005

2006

Prom 2006

30 25 20 15

13,8

31,5

10 5

13,8 9,0

10,6

10,9

25,2

17,9

11,5

11,2

M05

M21

M20

M02

M04

M08

M09

M03

M06

* Sin información de consumos de energía el año 2006 en M06. * Sin información de consumos de energía los años 2002-2003 en M04 y M05. En la tabla 1, se muestran los circuitos SAG de las plantas de las empresas participantes del estudio.

Encare Ltda.

Página xiii

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PLANTAS

CONCENTRADORAS

En los casos de las compañías M02, M03 y M09, además de contar con líneas de Molieda SAG, se realiza Molienda Convencional que corrresponde a molinos barras-bolas, y en las últimas, además se realiza Molienda Unitaria sólo con molinos de bolas. Las compañías que cuentan con 3 líneas SAG, en general presentan 2 molinos SAG con las mismas características y potencias, como sucede en los casos de M05, M08 y M20. La compañía M04 actualmente cuenta con 2 líneas de molienda SAG, que consisten en 2 Molinos Secundarios por cada Molino SAG. Además, presenta en operación un quinto molino secundario que corresponde a una tercera línea SAG que se instalará próximamente. En el caso de la compañía M09 que sólo cuenta con 1 línea de Molienda SAG, se presenta el consumo total de energía más bajo de 228.489 (kWh) para el último año. Por el contrario, M03 quién cuenta con 2 líneas de Molienda SAG, corresponde a la compañía que presenta el mayor consumo de energía con 595.696 (kWh) el año 2006.

Tabla 1: Circuitos de Molienda SAG PLANTA CONCENTRADORA

M02

M03

Molinos SAG

1

1

1

1

1

1

Molinos Bolas

3

3

2

2

2

2

Encare Ltda.

M04

M05

1

M06

M08

M20

M09

M21

1

1

1

1

1

1

1

1

1

1

1 1

1

1

1

2

2

2

2

2

1

2

2

2 3

3

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Informe Final

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PLANTAS

CONCENTRADORAS

Utilización Efectiva Molienda SAG La utilización efectiva en Molienda SAG, que se presenta en la figura 5 se mide como las horas de operación o efectivas en que el molino estuvo sin detenciones asociadas a mantención ni a problemas operacionales, tales como falta de energía, mineral, agua, entre otros, por las horas nominales u horas disponibles en el año. En el caso de las compañías que presentan más de una línea SAG, el cálculo se realiza sumando las horas efectivas de todas las líneas, junto a sus correspondientes horas nominales. El promedio de utilización de las plantas analizadas es 91,4% para el año 2006, dado que las compañías no experimentan fallas producto de factores externos a la operación y mantención de la planta, siendo sólo un 0,8% mayor que el año 2005. Entre las compañías que presentan las mayores utilizaciones se encuentran M04 y M21 con valores por sobre un 94%, a diferencia de M02 y M05, quienes presentan las menores relaciones de horas de operación con sólo un 88%.

Figura 5: Utilización Efectiva Molienda SAG

Utilización Efectiva M olienda SAG

% Utiliza ción 105

2002

2003

2004

2005

2006

Prom 2006

91,4 90 75

94,6%

94,5%

93,2%

60

92,2%

91,5%

89,3% 88,4%

45

88,0%

30 15 0 M04

M21

M08

M20

M09

M03

M02

M05

* Sin información de distribución de horas los años 2002-2006 en M06. * Sin información de distribución de horas los años 2002-2005 en M09. * Sin información de distribución de horas el año 2006 en M02.

Encare Ltda.

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PLANTAS

CONCENTRADORAS

Mantenibilidad versus Confiabilidad En la figura 6 presenta la relación entre el tiempo de reparación de imprevistos y el tiempo medio entre fallas, es decir, la relación que existe entre el tiempo que demora la reparación y la frecuencia de las fallas. El primer cuadrante, extremo superior izquierdo, presenta una baja frecuencia entre fallas asociadas a bajos tiempos de reparación, lo cual es lo deseable. El segundo cuadrante, extremo superior derecho, presenta bajas frecuencias entre sus fallas pero asociadas a altos tiempos de reparación. En el caso del tercer cuadrante, extremo inferior izquierdo, se presentan altas frecuencias entre fallas asociadas a bajos tiempos de reparación, mientras que el cuarto cuadrante, extremo inferior derecho, se presentan altas frecuencias entre fallas asociadas a altos tiempos de reparación. De las compañías participantes en el estudio, sólo M04 presenta indicadores para los años 2005 y 2006 en el segundo cuadrante, ya que M03 el 2006 se encuentra jnto a las demás compañías en el tercer cuadrante, donde se asocian bajas confiabilidades y bajas mantenibilidades. Cabe mencionar que la planta M21 es la concentradora es la más nueva de todas las que participan en el estudio. El promedio presentado en la figura corresponde al año 2006, siendo de 2,9 (h) para el tiempo medio de reparación de imprevistos y de 153,6 (h) para el tiempo medio entre fallas.

Figura 6: Mantenibilidad versus Confiabilidad 2005 - 2006

M antenibilidad v/s Confiabilidad 2006

MTBF [h]

2005

M04

400 350

M04

300

M03

250

M20

200

M21 M21

150

M20

100 50

M03

M05

M05 MTTR [h]

0,0

1,5

3,0

4,5

6,0

7,5

* Sin información de cantidad de fallas los años 2005-2006 en M02, M06, M08 y M09. * Sin información de distribución de horas los años 2005-2006 en M06 y M09.

Encare Ltda.

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PLANTAS

CONCENTRADORAS

Recuperación de Cobre Total La recuperación de cobre se define como la cantidad de material útil obtenido en el concentrado y se expresa en porcentaje. La figura 7 muestra la recuperación de cobre de cada empresa participante en el estudio, desde los años 2002 al 2006. Esta se ha calculado como la razón enttre el concentrado de cobre obtenido por su ley, es decir el Cu fino generado en el proceso, por el mineral procesado en flotación multiplicado por la ley del mineral. En los casos de M02, M03 y M09, se ha considerado el porcentaje de recuperación del proceso de flotación colectiva considerando todo el mineral procesado, proveniente de los diferentes tipos de Molienda ya sea SAG, Convencional y Unitaria. M05 es la compañía que presenta el mayor aumento en la recuperación de cobre en un 2,7% entre los años 2005 y 2006, considerando la disminución de la ley del concentrado en un 4% el último período. Al contrario, M02 es la compañía que presenta las principales bajas en su recuperación, con un 3,2% los últimos años. En el caso de M06, la compañía se destaca por sus altos porcentajes de recuperación (94% - 2005), a pesar de cambios en su ley de alimentación, en la ley de concentrado y en la producción de concentrado.

Figura 7: Recuperación de Cobre Total

Recuperación de Cobre Total

% 100%

2002

2003

2004

2005

2006

Prom 2006

95%

90%

86%

94% 85% 89%

89%

88%

87%

80%

86%

85%

84%

84%

75%

70% M06

M03

M04

M08

M09

M02

M05

M21

M20

* Sin información el año 2006 en M06. * Sin información los años 2002-2003 en M04 y M05.

Encare Ltda.

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PLANTAS

CONCENTRADORAS

Ley de Alimentación versus Recuperación La figura 8 muestra la relación entre la ley de alimentación y la recuperación de cobre en la etapa de flotación colectiva, donde es posible apreciar que a mayor ley de alimentación menor es la recuperación, produciendose consecuentemente un aumento en la ley de las colas. Este es el caso de las plantas M20 y M21, donde se presentan las leyes más altas de 1,54 y 1,64% Cu, con leyes de colas de 0,27% de Cu y recuperaciones de 83,5 y 84,2%. Las compañías M06 y M08 por el contrario, son quienes presentan las mayores recuperaciones de cobre con valores de 93,9 y 87,8%, asociadas a bajas leyes de alimentación de 0,81 y 0,56% Cu, y bajas leyes en las colas, 0,05 y 0,07% respectivamente. M05 es la compañía que presenta el mayor incremento en la recuperación de cobre con un 2,7 % entre los años 2005 y 2006, debido principalmente a una baja tanto en la ley del concentrado (2,8%) como en la ley del mineral (3,7%). M02 por el contrario, muestra un descenso de la recuperación durante este mismo período de 3,2%, ya que presenta un aumento en la ley del mineral de un 8,4%, y del concentrado en un 3,4%.

Figura 8: Ley de Alimentación versus Recuperación

Ley de Alimentación v/s Recuperación [% Cu Recuperado]

2005

2006

Linear (2006)

100%

R2 = 0,6

M 06

95%

M08

M03

M04

90%

M04 M08

85%

M03

M02 M09 M05

80% 0,4

M09

M20

M02

M21 M21

M05

M20 [% Cu]

0,6

0,8

1

1,2

1,4

1,6

1,8

* Sin información el año 2006 en M06.

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CONCENTRADORAS

Producción de Concentrado de Cobre En esta figura se presenta la producción de mineral de cobre asociada a la Molienda SAG. En los casos de M02, M03 y M09 la producción total de concentrado de cobre se multiplica por un factor de relación entre el tonelaje procesado en Molienda SAG y su aporte dentro de la Flotación Colectiva, ya que al proceso se ingresan tanto los volúmenes procesados por Molienda SAG, como Convencional y Unitaria. En en caso de la compañía M02, la relación entre el tonelaje procesado en Molienda SAG por el tonelaje total procesado en Molienda es de 45%, y en los casos de M03 y M09 de 50% para el año 2006. M02 obtiene de su etapa de flotación 1.776 (kTon) de concentrado, donde 795 (kTon) corresponden a Molienda SAG. En M03, se obtienen 1.379 (kTon) de las cuales 693 (kTon) corresponden a Molienda SAG, mientras que en M09 de las 810 (kTon) totales obtenidas en el proceso de flotación, sólo 403 corresponden a las líneas SAG. La que presenta la mayor alza en la producción de concentrado de cobre el año 2006 corresponde a M21, con un 4,9%. A diferencia, las demás compañías presentan disminuciones en los volúmenes anuales que van desde el 0,4% en el caso de M05, hasta el 13% en M20. El promedio para la producción de concentrado de cobre entre las líneas de Molienda SAG de cada compañía para el año 2006 corresponde a 974 (kTon), mientras que el promedio total de cobre producido en incluyendo Molienda Convencional y Unitaria en los casos de M02, M03 y M09 es de 1.233 (kTon).

Figura 9: Producción de Concentrado de Cobre

Producción de Concentrado de Cobre

KTon 2002

1.800

2003

2004

2005

2006

Prom 2006

1.500

1.200

1.675

974

1.468

900 1.239

600

841

795

693

679

300

589

403

M21

M20

M05

M04

M02

M03

M08

M06

M09

* Sin información de producción de concentrado el año 2006 en M06. * Sin información de producción de concentrado los años 2002-2003 en M04 y M05.

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Ley de Cobre Total en Concentrado La ley de cobre en concentrado corresponde al grado de cobre fino presente en el concentrado producido en la planta durante el año. En general, cada planta concentradora mantiene constante sus leyes de concentrado final a través de los años estudiados. M20 y M04 son las compañías que presentan las mayores alzas de sus leyes con un 4,1 y un 3,6%Cu respectivamente, mientras que por el contrario, M05 y M09 muestran las mayores bajas con un 2,8 y 1,9%Cu entre los años 2005 y 2006. En el caso de M04, que presenta altas leyes de cobre total en concentrado considerar la caracterización mineralógica de su mineral, el cual presenta una alta proporción de Calcopirita. El promedio entre las leyes de las compañías ha sufrido una alza de un 1,9% entre los 2 últimos períodos, siendo de 32,4%Cu el 2006.

Figura 10: Ley de Cobre Total en Concentrado

Ley de Cobre Total en Concentrado

% 45 2002

2003

2004

2005

2006

Prom 2006

40

32,4

35 30 25

39,9

36,5

20

35,1

32,3 30,7

15

30,5

29,2

28,9

26,5

10 5 0 M04

M20

M21

M02

M06

M03

M09

M05

M08

* Sin información de la ley de cobre en concentrado el año 2006 en M06. * Sin información de la ley en concentrado los años 2002-2003 en M04 y M05.

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Consumo de Energía en Flotación y Remolienda Corresponde a la energía consumida en los procesos de flotación y remolienda dividida por el tonelaje procesado en la etapa de flotación. En la figura 11 se muestra el comportamiento de las compañías del estudio, donde a un menor valor del indicador, menor será la energía consumida y mayor la cantidad de mineral procesado durante la flotación. En un extremo del gráfico se encuentran M03 y M02 con valores de consumo bajo el promedio, entre 1,7 y 2 (kWh/Ton), a diferencia de M20 y M21 donde el valor del indicador se encuentra sobre la media con 3,3 y 4,1 (kWh/Ton). Las compañías que presentan mayores alzas en sus consumos de energía entre los años 2005 y 2006 corresponden a M02 y M09, con un 8,5% y 1,7% respectivamente. En promedio, las compañías del estudio consumen 2,8 (kWh/Ton) en las etapas de flotación y remolienda el año 2006.

Figura 11: Consumo de Energía Flotación y Remolienda

Consumo de Energía Flotación y Remolienda

[kWh/Ton] 6 2002

2003

2004

2005

2006

Prom 2006

5

4

2,8 3 4,1 3,1

2

1

1,7

2,0

2,7

2,7

3,3

2,9

M03

M02

M06

M08

M09

M04

M21

M20

* Sin información de consumo de energía el año 2006 en M06. * Sin información de comsumo de energía los años 2002-2006 en M05.

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Consumo de Bolas en Molienda SAG El consumo de bolas en Molienda SAG se presenta como la división entre el consumo total de bolas y el tonelaje procesado por año en las líneas de molienda. Este consumo es de gran importancia en una planta concentradora, por lo que cualquier mejora en el consumo aportará beneficio sustantivo al costo de esta. Los tamaños y tipos de bolas utilizados por las compañías son similares, y dependen de la operación de cada una de ellas. En general, en los Molinos SAG se utilizan las de mayor diámetro, entre 150 y 102 (mm), mientras que en los molinos secundarios se utilizan las de menor tamaño, entre 102 y 76 (mm). En general, entre todas las compañías del estudio se distinguen 2 grandes proveedores de bolas, Moly Cop y Proacer. En el caso particular de M02, aparecen 2 nuevos proveedores, Sabo y MEPSA. En los casos de M02, M03 y M09 donde además se realizan consumos de bolas en Molienda Convencional y Unitaria, estos se excluyen de los consumos totales presentándose solamente los correspondientes a Molienda SAG. Las compañías con los mayores consumos de bolas corresponden a M03 y M08, donde se presentan altos valores para la dureza del mineral, como en el caso de M03 donde el año 2006 corresponde a 18,4 (kWh/tc). Por el contrario, en las compañías M02, M21 y M20, donde los consumos de bolas son menores, el work index se encuentra entre 13,2 y 13,7 (kWh/tc).

Figura 12: Consumo de Bolas en Molienda SAG [g/ton]

Consumo de Bolas en M olienda SAG

1.400 2002

2003

2004

2005

2006

Pro m 2006

1.200

1.000

1.248

781

800

1.029 600

829

624

400

633

661

705

695

200

M02

M21

M20

M04

M09

M05

M08

M03

* Sin información consumo de bolas en molienda SAG los años 2002-2006 en M06. * Sin información consumos de bolas en molienda SAG los años 2002-2003 en M04 y M05. * Sin información consumos de bolas en molienda SAG el año 2006 para M08.

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Consumo de Agua Fresca El consumo de agua fresca se expresó en Make up, es decir litros por tonelada tratada, a fin de compensar el efecto de aumento en la capacidad de tratamiento. Este consumo se muestra en la figura 13, donde no se presentan los valores de la compañía M04, ya que estos incluyen el consumo de agua utilizada en la flotación de molibdeno, la cual se encuentra fuera del límite de batería. La compañía M09 es quién ha aumentado en mayor proporción el consumo de agua fresca este último año, en un 7,6%. Por el contrario, M02 es quién más ha disminuido su consumo, en un 1,6%. Además del consumo de agua fresca, todas las compañías recuperan volúmenes de agua, los cuales reincorporan nuevamente al proceso siendo M06 y M04 quienes recuperan más del 80% de su consumo.

Figura 13: Consumo Unitario de Agua Fresca

Consumo Unitario de Agua Fresca

[l/ton] 2.500

2002

2003

2004

2005

2006

Prom 2006

2.000

1.500

1.297 1.816

1.000

500

598

670

711

884

923

1.032

385 M08

M21

M05

M06

M20

M03

M02

M09

* Sin información el año 2006 en M06. * Sin información los años 2002-2003 en M02 y M04.

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Consumo de Cal La cal cumple un rol de modificador de pH, con el propósito de inhibir la flotación de Pirita presente en la pulpa de alimentación a Flotación. Este consumo depende del pH al cual la empresa realiza el proceso de flotación, encontrándose generalmente entre 9,5 a 10,5. En la figura 14 se presentan los consumos para cada compañía durante los años estudiados, donde estos varian entre 362 (g/Ton) y 2.102 (g/Ton) en los casos de M04 y M20. La compañía M04 posee el consumo más bajo de Cal debido a la naturaleza mineralógica de su mineral de base súlfuro, la que presenta una alta cantidad de Calcopirita. En el caso contrario, donde se presentan los consumos más altos de Cal y que corresponden a M20 y M21, estos se asocian a la naturaleza mineralógica de su mineral de base súlfuros, la que corresponde a sobre un alto porcentaje de Pirita. Las compañías M08 y M20 son aquellas que han aumentado el consumo en más de un 15%, a diferencia de M04 quién presenta una fuerte disminución estos últimos años, un 34% entre los años 2005 y 2006 debido a que ha comenzado a flotar a menores valores de pH.

Figura 14: Consumo de Cal

Consumo de Cal

[g/ton] 2002

2.100

2003

2004

2005

2006

Prom 2006

1.800 1.500

2.102

1.318

1.200

1.500 1.206

900

1.542

1.422

1.090 1.062

600 300 362

420

M04

M06

M09

M02

M08

M03

M05

M21

M20

* Sin información de consumos de cal el año 2006 en M06 y M09. * Sin información de consumos de cal los años 2002-2003 en M04 y M05.

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Volumen de Reactivos istrados El consumo de todos los reactivos utilizados en cada compañía se muestra en la figura 15, donde se incluyen los colectores, espumantes y floculantes utilizados por cada tonelada procesada en las plantas concentradoras. El tipo y las cantidades de estos distintos compuestos se relacionan con la composición mineralógica del mineral que se va a flotar, por lo que no son los mismos tipos para todas las compañías. Cabe mencionar que no se consideran para este análisis pero si se utilizan en diferentes compañías algunos otros compuestos como: • Antiespumantes y ácido sulfúrico en M03. • Diesel y kerosene en M03, M04 y M05. • Antincrustante en M21. • NaSH en las plantas 20 y M21 como reactivo dentro de sus procesos, desde el año 2003 en el caso de M20 y desde el 2004 en M21. En promedio, las compañías utilizan 54 (g/ton) de reactivos el año 2006, presentando consumos similares los años anteriores. Las mayores diferencias en los consumos se presentan en M20, donde este aumenta en un 14%, mientras que en M05 disminuye casi en un 100% entre los años 2005 y 2006.

Figura 15: Volumen de Reactivos istrados

Volumen de Reactivos istrados

[g/t on] 2002

2003

2004

2005

2006

Prom 2006

90 75 60

54 94

45 30 15

38 27

46

45

52

54

75

29

M06

M05

M08

M03

M09

M04

M02

M21

M20

* Sin información de volumen de reactivos istrado el año 2006 en M06.

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Consumo de Colectores, Espumantes y Floculantes En la figura 16.1 se presentan los consumos por año de los colectores utilizados en cada una de las compañías. Entre los más utilizados se encuentran: • • • • • • •

AP-3926 por M02, M20 y M21. AP-5745 por M05 y M21. AP-3758 por M03 y M21. AX – 317 por M20 y M21. AX-343 por M03 y M04. HOSTAFLOT LIB por M04 y M06. XANTATO por M02 y M03.

Además, las compañías que más tipos diferentes de colectores utilizan para realizar la flotación de sus minerales corresponden a M03 y M04 con 6 tipos, y M20 y M21 con 5 tipos distintos. La compañía M20 es quién ha aumentado en un 18% el consumo de colectores, mientras que M02 es quién ha disminuido en mayor proporción su consumo, con un 79%.

Figura 16.1: Consumo de Colectores

Consumo de Colectores

[g/t on] 60

2002

2003

2004

2005

2006

Prom 2006

50

40

32 30

20 21 10

26

26

30

37

39

53

22

13

0 M06

M04

M09

M05

M08

M02

M03

M21

M20

* Sin información de consumo de colectores el año 2006 en M06. * Sin información de consumo de colectores el año 2002-2003 en M04 y M05.

En la figura 16.2 se presentan para cada compañía, los consumos de los diferentes tipos de floculantes.

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En el caso de los floculantes más utilizados se encuentran: • FLOEGER 913 por M02 y M09. • SUPER FLOC A-110 por M03 y M04. • TEC-2050 por M20 y M21. Las compañías que utilizan distintos tipos de floculantes son principalmente M04 con 4 tipos, M20 con 3 tipos, y M08 con 2 tipos de floculantes diferentes. Entre las compañías del estudio, M09 es quién más ha aumentado su consumo los últimos años, en un porcentaje cercano al 11%, mientras que M04 lo ha disminuido en más de un 12%. Además, las compañías que mantienen constantes sus consumos de floculantes durante los años 2005 y 2006 corresponden a M08 y M20.

Figura 16.2: Consumo de Floculantes

Consumo de Floculantes

[g/t on] 24 2002

2003

2004

2005

2006

Prom 2006

21 18 15 12

21

14

17

9 6 8

3 0,2

3

M08

M03

9

10

4

0 M04

M02

M09

M06

M21

M20

* Sin información de consumo de floculantes el año 2006 en M06. * Sin información de consumo de floculantes los años 2002-2006 en M05.

En la figura 16.3 se presentan los diferentes consumos de espumantes para cada compañía.

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Entre los espumantes que más se utilizan se encuentran: • • • •

MIBC por M03, M04, M05, M06, M08 y M09. DOWFROTH 1012 por M03 y M08. ACEITE DE PINO por M20 y M21. X -133 por M20 y M21.

Las compañías que utilizan más tipos de espumantes diferentes corresponden a M08 con 5 tipos; y M03, M04 y M20 con 3 tipos distintos. Las mayores variaciones en los consumos se presentan en M02, donde este aumenta en un 20% con respecto al año 2005, a diferencia de M03, donde el consumo de espumantes disminuye en más de un 100%.

Figura 16.3: Consumo de Espumantes

Consumo de Espumantes

[g/t on] 35 2002

2003

2004

2005

2006

Prom 2006

30 25 20

15

28

15 19

10

17 15

11

5 0

20

3 M05

4 M06

5 M03

M08

M09

M02

M21

M20

M04

* Sin información de consumo de espumantes el año 2006 en M06. * Sin información de consumo de espumantes los años 2002-2003 en M04 y M05.

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Prácticas Implementadas Este estudio de benchmarking trata de registrar e identificar aquellas prácticas que explican las diferencias existentes en los indicadores de desempeño, entendiendo como una práctica exitosa aquella optimización que se ha generado en algún área, la cual puede ser producto de una iniciativa que nace al interior de la compañía o bien traída desde otro lugar. A través de éstas prácticas, se pueden focalizar oportunidades de mejoras que tendrán impacto sobre el negocio global. En el caso de M21, su proceso de Molienda esta pasando por una etapa de mejoras de un Sistema Experto analizando las distintas variables conforme al know how conseguido en la primera etapa de puesta en servicio del sistema. También se creo un manual de alineamiento operacional para uniformar la operación de la planta concentradora en sus distintos turnos. En el caso de Flotación, se esta probando un sistema experto multivariable y se están cambiando algunos colectores primarios para generar una mejor recuperación, mientras que en la etapa de espesamiento, se utilizan floculantes dada la cantidad de arcilllas presentes en el concentrado y se buscan reactivos que generen mayor velocidad de sedimentación. M02 cuenta con un Sistema de Gestión que permite materializar los compromisos establecidos a través del mejoramiento continuo y la participación directa de sus trabajadores. A partir del análisis y tras identificar oportunidades de mejoramiento, detecta mejores prácticas internas para transferirlas y así alcanzar estándares de excelencia. En términos operacionales, el proyecto Optimización Plantas Concentradoras a 182.000 tpd constituyó una de las mayores inversiones de la compañía en los últimos años, junto con el traslado del Chancado Primario. Dentro de las inversiones realizadas se encuentra el aumento en la capacidad de los filtros de concentrado de cobre, un nuevo filtro de concentrado de molibdeno, celdas de flotación primaria, espesadores de alta capacidad, una nueva planta de almacenamiento y dosificación de reactivos, una nueva sección eléctrica 13,8 kV, y la ampliación del circuito SAG. La compañía M03 ha considerando como relevantes para la gestión de la operación el porcentaje de utilización, los costos, la tasa de frecuencia de accidentes y la productividad. Así, se han obtenido resultados satisfactorios por las modificaciones realizadas en la configuración de revestimientos logrando reducción de los tiempos de detención, bajando el porcentaje de +100M producto de mejoras realizadas especialmente en el área de clasificación, la eliminación de la mitad de las filas de los lifters del cilindro, la modernización del control eléctrico del molino, prechancado, harnero doble deck, la consignación de repuestos realizando alianzas estratégicas con proveedores, determinando especificaciones de repuestos en insumos y planes futuros considerando el impacto ambiental. M04 por su parte, cuenta con Sistemas Experto tanto en Molienda como en Flotación. Dentro de la etapa de Molienda determina el punto de operación de los molinos SAG de manera automática, instaló un 5° molino de bolas que contribuye a eliminar los cuellos de botella, siendo este molino parte de una 3° línea SAG que se encuentra en etapa de diseño, aumentó el tamaño de las bolas utilizadas en los molinos SAG, instaló un diente más al piñón de los Molinos Bolas, cambio las bombas de alimentación a los ciclones, y se realizó el cambio de la baterías de ciclones, entre otras. En el proceso de Flotación, se realizaron principalmente cambios de reactivos de acuerdo a los informes metalúrgicos y al tipo de mineral procesado, se aumentaron las celdas Rougher y Scavenger, y se comenzó a flotar a menor pH, con lo cual se aumentó la recuperación de Molibdeno y se produjo un ahorro en cal. En M05 se desarrolló un sistema de revestimiento propio donde se simuló un lifter de alta desgastado, este nuevo diseño les permitió llegar al nivel óptimo de tratamiento desde 2 meses a 3 días. Además el análisis en línea de la alimentación granulométrica al SAG les ha dado buenos resultados, mientras que el SAG-Analyzer (Analizador de Carga Interna) no ha dado los resultados esperados. También se utilizan Sistemas Expertos como el Mintex en Flotación y el G-2 Molycop tool en Molienda SAG.

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Introducción Durante el año 2006 el 41% del cobre fino producido, en el mundo, por medio de procesos de concentración de minerales, fue extraído desde Latinoamérica, donde el 29% corresponde a cobre Chileno. El 15% del cobre mundial a través de Concentrados fue producido por empresas que participan en el estudio Benchmarking Plantas Concentradoras. Esta particularidad, permite distinguir que gran cantidad del conocimiento técnico de este tipo de operaciones se encuentra en nuestro país y alrededores donde se han realizado algunas de las más importantes inversiones al respecto. En este escenario según los datos actualizados de Cochilco al año 2006, de las 10 principales compañias productoras de concentrado en cobre fino a nivel mundial, 5 de ellas participan en este estudio y corresponden a empresas chilenas. En la figura 1 se presentan los niveles de producción para los años 2005 y 2006 de las compañías antes mencionadas.

Figura 1: Producción de Concentrado de Cobre a nivel Mundial

Producción de Concentrado de Cobre a nivel Mundial 196

Batu Hijau, INDONESIA

290 319

Rudna, POLONIA

396 375 421 418 470 500

2006

Los Pelambres, CHILE 1. 150

Collahuasi, CHILE Antamina, PERU

270 300 334 366 375 424 434

2005

0

Encare Ltda.

200

400

Norilsk, FEDERACION RUSA El Teniente, CHILE

547

600

794

800

Página 1

1. 128

1.000

Div. Codelco Norte. Codelco Chile Grasberg OP, INDONESIA Escondida Ltda, CHILE

1.200

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En la tabla 1, se presentan en detalle los diferentes procesos unitarios realizados en cada una de las plantas participantes en el estudio. Tabla 1 Procesos que Realizan las Empresas del Estudio Benchmarking

PROCESOS

M02

M03

M04

M05

M06

M08

M09

M20

M21

Chancado 1° Chancado 2° Chancado 3° Chancado 4° Chancado de Pebbles Prechancado Molienda SAG Molienda Convencional Molienda Unitaria Flotación Colectiva Flotación de Óxido Flotación Selectiva Flotación Scavenger Remolienda Espesamiento Filtros Mineroducto No se aplica. Si se aplica. Adicionalmente, se debe tener presente que, aún cuando las metodologías de evaluación sean idénticas, las condiciones geológicas, metalúrgicas, la ley y dureza del mineral, pueden afectar el proceso y los consumos y por lo tanto, las diferencias en los consumos específicos deben ser interpretadas cuidadosamente.

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Compañías Mineras Participantes A continuación se realiza una breve descripción de cada compañía minera participante.

Corporación Nacional del Cobre División Codelco Norte Ubicada al interior de la segunda región, la división nace el año 2002 de la fusión de las divisiones Chuquicamata y Radomiro Tomic. Chuquicamata funciona desde 1915, con operación a rajo abierto y posee dos minas: Chuquicamata y Mina Sur. Por su parte, Radomiro Tomic también opera a rajo abierto, desde el año 1995. Codelco Norte posee tres plantas de molienda y de flotación. Dos moliendas convencionales, A0 y A1, y una línea de molienda SAG, A2. La línea A2 está formada por dos secciones de molienda SAG (Nº 16 y 17) recibe mineral producto de los chancadores primarios (P80 entre 150 a 200 mm) ubicados en los niveles M-1 del yacimiento Chuquicamata. La disponibilidad de la planta alcanza a 92% y procesa actualmente 85.500 tph por día entregando un producto a flotación con una granulometría de 28 a 30% +65 #. Los equipos principales son: - Dos molinos semiautógeno Dominion 32´x 15´, con motor anillo de velocidad variable y 8.209kW. - Cuatro harneros vibratorios Tyler 10´x 24´ de doble cubierta (uno en operación y otro de reserva). - Cuatro molinos de bolas Marcy 18´x 26´, descarga por overflow y motor de 3.750kW cada uno. - Cuatro baterías con 14 hidrociclones Krebs D26B - Dos molinos de bolas 13’ -6”x18’, descarga por overflow y motor de 1.750HP cada uno, (Nº 18 A y 18 B) El producto del circuito de molienda es flotado en 3 líneas de 8 celdas Outokumpu Tank Cell–160, de 5.650 pie3. El concentrado primario es enviado a una línea de 9 celdas Wemco 1.500 pie3 que actúa como prelimpieza del concentrado primario, las colas se descartan como relaves, luego este remolido en 2 molinos Marcy 13,5´ x 18´ con motor de 1.306 kW. Cada uno, que operan en circuito cerrado con 2 baterías de hidrociclones Krebs D15, y luego ingresa al circuito común de limpiezas. Este circuito tiene asociado un chancado de pebbles conformada por tres chancadores de de 800 HP cada uno, que reciben el sobretamaño de los harneros de la molienda SAG y lo reducen a un 90% bajo 1/2 pulgada que es retornado a los molinos SAG. Los equipos principales son: - Tres chancadores de pebbles Metso, de 800 HP cada uno. - Sistema de correas transportadoras para la alimentación y descarga de pebbles. - Tolvas de alimentación y transferencia de carga. - Equipos auxiliares. La planta Concentradora A0 cuenta con 13 secciones de producción que trabajan en circuito inverso y permiten el procesamiento de 74.000 tpd de mineral proveniente de la Planta de Chancado SecundarioTerciario con una granulometría de 10% +1/2” y una dureza media de 14,2 kWh/tc. El producto a flotación tiene un P80 entre 270 a 300µ y la disponibilidad de las instalaciones alcanza a 97,5%. Los equipos principales por sección son: - Un molino de barras Marcy 10´ x 14´ , con motor de 597 kW. - Dos molinos de bolas Marcy 10´ x 12´, descarga por parrillas y cada uno con motor de 597 kW. - Un molino de bolas Marcy 13´ - 6” x 18´, descarga por rebose y motor de 1.306 kW. - La Sección Nº 0, que difiere de las anteriores, tiene un sólo molino de bolas Marcy 13,5’ x 18’, con descarga por rebose y motor de 1306 kW. - Dos bombas ASH 14” x 12” de velocidad variable (una en operación y la otra de reserva) de 250 HP cada una.

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- Una batería de 5 hidrociclones Eral fondo plano de 500 mm de diámetro. - Cuatro correas de alimentación a cada molino de barras de 35 HP totales. - Dos molinos de bolas Marcy 10’ x 12’, descarga por rebose, (Nº 12 C y 12 D). La Flotación Primaria A-0 se realiza en 90 celdas Wemco 1.500 pie3, distribuidas en 6 líneas de 7 celdas y 6 líneas de 8 celdas Wemco 190, generando un concentrado que es remolido y clasificado antes de pasar al circuito de flotación de limpiezas. La planta A1 procesa actualmente 36.000th/d de mineral con una granulometría de 10% +1/2” y una dureza media de 14,2 kWh/tc. El producto a flotación tiene un P80 entre 270 a 300µ y la disponibilidad de las instalaciones alcanza a 97,5%. Las tres secciones de molienda (Nº 13, 14 y 15) tienen la misma configuración y sus componentes principales son: - Tres molinos de barras Marcy 13,5´ x 18´, con motor de 1.306 kW. - Tres molinos de bolas Marcy 16,5´ x 21´, descarga por overflow y motor de 2.611 kW. - Seis bombas Warman ASH modelo MCH 450; 20´ x 18´ de velocidad variable, cada una con motor de 500 HP, 380 kW. - Una batería de 5 hidrociclones Cavex modelo VX 650 de 650 mm de diámetro. Análogamente a lo ocurrido en Concentradora A-0, a partir del año 2005 producto de un proyecto de optimización se repotenciaron varios equipos (moto reductores de correas, cambio de motores de las bombas, etc.), además de la sustitución de los ciclones Eral de fondo plano por unidades Cavex modelo VX 650. Esto genera como resultado un aumento de la capacidad de tratamiento de 30 ktpd a 36 ktpd. El circuito de flotación primaria A1 está constituido por 2 líneas de 6 celdas Outokumpu Tank Cell-160 cada una, con una capacidad de 5.650 pie3. El concentrado primario es enviado a una línea de 9 celdas Wemco de 1.500 pie3 que actúa como prelimpieza del concentrado primario, luego el concentrado es bombeado al circuito de remolienda y las colas se descartan a través de los relaves. Las plantas A0 y A1 actualmente tienen el 100 % de los equipos operando bajo sistema control experto estabilizante bajo una plataforma computacional Chuqui – Expert, además de la incorporación de equipos en línea para la determinación del tamaño de partículas (PSI – 200). Las etapas de flotación de limpieza son comunes para los concentrados primarios remolidos de las tres plantas (A-0, A-1 y A-2). Estos concentrados son flotados en un circuito de Primera Limpieza y Barrido (scavenger) formado por 4 líneas de 9 celdas Wemco 190, 16 celdas como primera limpieza y 20 celdas como barrido. El concentrado de barrido es concentrado luego en 9 celdas Wemco de 1.000 pie3, su concentrado vuelve a primera limpieza y las colas se descartan a relaves. El concentrado de primera limpieza alimenta el circuito de Flotación de Relimpieza y Barrido respectivo, formado por 4 líneas de 9 celdas Wemco 164. El concentrado colectivo final de cobre-molibdeno es enviado a la Planta de Molibdeno. El circuito de flotación posee equipos de análisis químico en línea (Courier 30) que se incorporaron gradualmente a partir de 1990. Los relaves de las tres Plantas Concentradoras son tratados en 8 espesadores, donde dos de ellos se modificaron para alta capacidad, los espesadores High Rate Nº 7 y Nº 8 y, posteriormente estos son enviados hasta el Tranque de Relaves de Talabre.

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Corporación Nacional del Cobre División El Teniente Ubicada a 2.100 m.s.n.m. en la sexta región, a 44 km de la ciudad de Rancagua. La mina comenzó a ser explotada en 1904, iniciando sus operaciones en 1976 bajo la istración CODELCO. La mina de El Teniente es considerada la mina subterránea de cobre más grande del mundo, con alrededor de 2.400 km de galerías. El complejo productivo considera entre sus principales instalaciones a la Mina, Concentrador, Fundición, Sistema de Suministro Eléctrico, Sistema de Suministro de Agua y Sistema de Transporte y Depositación de Relaves. El proceso de tratamiento de minerales extraídos de distintos sectores es alimentado a sectores definidos. El primero corresponde al complejo Sewell. Esta planta procesa del orden de 22 kTon/día contemplando planta de chancado y molienda, luego la pulpa de mineral es enviada vía canaleta para ser flotada en Colón. En Colón se espera alcanzar un nivel de procesamiento de 131 kTon/día. Considera dos sistemas, el primero basado en molienda SAG y el segundo en el proceso de chancado secundario-terciario (fino) seguido por una etapa de molienda unitaria de bolas. El proceso SAG con una capacidad de 65 kTon/día, contempla las siguientes etapas: - Dos líneas de chancado primario con chancadores giratorios, uno de 60”x89” y un segundo de 54”x74”. - Dos líneas de molienda SAG, la primera consiste en un molino SAG de 16.000 HP con dos molinos de bolas de 6.000 HP cada uno. La segunda línea consiste en un molino SAG de 26.000 HP con dos molinos de bolas de 15.000 HP. - Los Pebbles de ambas plantas se envían a cuatro chancadores de cono HP800. El producto de ambas plantas de molienda SAG se envía a una planta de flotación colectiva, que opera en circuito simplificado y está compuesta por 42 celdas de flotación de 4.500 pie3, 4 celdas de flotación columnar de 20 m2 y 3 molinos verticales de 1.250 HP cada uno. El proceso de molienda convencional tiene una capacidad de 66 kTon/día, y contempla lo siguiente: - Una planta de chancado fino que es alimentada por una parte por material chancado al interior de la mina y por otra parte por el producto del chancado primario Colón. El chancado fino está compuesto por tres máquinas de cono HP800 en la etapa secundaria y seis chancadores de cono de 800 HP más dos de 7 pies de 350 HP de reserva en la etapa terciaria. - Una planta de molienda convencional compuesta por 7 molinos de 2.500 HP, un molino de 3.000 HP y 4 molinos de 3.800 HP, todos operando en forma unitaria. Adicionalmente se tiene un molino unitario de 15.000 HP, con su respectivo acopio de mineral. El producto de todos los molinos se envían a la planta de flotación colectiva, operando en circuito Teniente y está compuesta por 8 celdas de 4.500 pie3, 75 celdas de 1.500 pie3, 18 celdas de 1.000 pie3, 4 celdas de flotación columnar de 16 m2 y dos molinos de bolas de 700 HP cada uno. Los productos de ambos procesos continúan en etapas conjuntas, las cuales son: - Los concentrados de ambas flotaciones colectivas se envían a una planta de flotación selectiva, cuyos productos finales son concentrado de Molibdeno, el cual es filtrado y envasado y un concentrado de cobre que es enviado a la planta de filtros de Caletones. - En la planta de filtros de Caletones se recibe el concentrado de cobre y lo procesa logrando un producto con una humedad del orden de 9%, el que finalmente es derivado a la fundición o a un sistema de transporte para su comercialización. Por otra parte los relaves de ambas plantas de flotación colectiva son procesados en una batería de 7 espesadores de 325 pies, logrando recuperar una parte importante de agua, la que retorna al proceso.

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La descarga de los espesadores es conducida por medio de una canaleta de pulpa hasta su depositación final en el Tranque Carén. Minera Alumbrera Bajo de la Alumbrera se encuentra al noroeste de la provincia de Catamarca, Argentina, al este de la cordillera de los Andes, y a una altura de 2.600 m.s.n.m. Procesa alrededor de 110.000 tmd de mineral. La producción de concentrado de cobre es aproximadamente 700.000 tpd. Posee tres líneas de molienda SAG y una cuarta línea en construcción, donde dos de ellas tienen configuración y capacidad idéntica. Cada línea se constituye de un molino SAG de 18.000 HP de potencia acompañado con dos molinos de bolas de 8.046 HP cada uno. Su tercera línea está compuesta de un molino SAG de 6.500 HP y un molino de bolas de 6.034 HP de potencia. La cuarta línea estará compuesta solo por un molino de bolas. El mineral denominado Pebbles, obtenido de la molienda SAG, pasa a los trituradores de Pebbles, y luego vuelve a ingresar a los molinos SAG. Todos los flujos resultantes del proceso molienda ingresan a 42 celdas de flotación rougher donde se obtiene concentrado de cobre que pasa a remolienda para ingresar a la flotación de limpieza. El concentrado obtenido de las celdas de limpieza pasa por un proceso de espesamiento de la pulpa para ser enviada a la planta de filtros de Tucumán recorriendo 320 km. Desde Tucumán el concentrado se lleva a puerto en Rosario, a través de 730 km aprox., vía tren. La cola final la constituyen los flujos provenientes de la flotación rougher y van al dique sin espesar. Las colas de limpieza pasan por una flotación de barrido (scavenger), obteniendo como producto un concentrado que vuelve a limpieza y las colas que recirculan a molienda. En la etapa de flotación, llama la atención algunas particularidades, tales como: poseen un sistema de control experto desarrollado internamente para la línea 3, el cual a pesar de estar operando, sigue en desarrollo, este sistema es controlado desde la sala de control ubicada al interior de la planta concentradora. Además, poseen un sistema de control portátil de la flotación, esto significa que el operador a cargo del proceso lleva consigo un equipo portátil en donde realiza los cambios en las variables que influyen la flotación. Otra de las características de la etapa de flotación son las celdas Wenco, las cuales no requieren incorporación de aire, a diferencia de las Outokumpu, ya que poseen un sistema de rotación inferior el cual le permite generar un régimen de turbulencia que toma el aire desde la parte superior de la celda. Ahorrando con esto costos en mantenimiento del equipo y el insumo aire, el cual es llevado a los otros tipos de celda por medio de cañerías.

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Minera Escondida Ltda. Minera Escondida está ubicada en el Norte de Chile, en el desierto de Atacama, a 170 km al sureste de la ciudad de Antofagasta. Produce cobre en concentrado mediante un proceso de flotación de mineral sulfurado, y cátodos de cobre utilizando un proceso de lixiviación de mineral oxidado. La etapa de producción de la mina, comenzó en Noviembre de 1990, actualmente, se procesan del orden de 235.000 tpd mediante un proceso de flotación, en las Plantas Los Colorados y Laguna Seca resultando de esta forma unas 8.100 tpd de concentrado de cobre. El sistema de Chancado Primario está ubicado en el interior de la mina y tiene por finalidad triturar el mineral producto de la tronadura (tamaño máximo 60"), hasta un tamaño adecuado para alimentar el molino semi autógeno (8"). En la planta Los Colorados, el proceso de molienda consiste de 3 circuitos en paralelo; dos de ellos están constituidos por un molino semiautógeno con dos molinos de bolas y el tercero por un molino semiautógeno con tres molinos de bolas. Además, la planta cuenta con un sistema de chancado y reciclaje de pebbles. El mineral es extraído de la zona de acopio mediante correas transportadoras que alimentan a cada molino semiautógeno o molino SAG. El tamaño máximo del mineral que alimenta al molino SAG es de 8’’. En cada línea de molienda, la descarga del molino SAG se junta con la de los molinos de bolas para alimentar a una batería de ciclones. El rebalse de los ciclones o fracción fina (80% bajo 220 µm) es transferido por gravedad a la etapa de flotación. La flotación comprende básicamente una etapa de flotación Rougher o primaria, remolienda de concentrado, limpieza y etapa de retratamiento. La flotación primaria se realiza mediante celdas convencionales y es alimentada desde la etapa de molienda obteniéndose de ella el concentrado y los relaves. El concentrado primario es remolido y clasificado con objeto de tener un producto 80% menor de 37 µm, que constituye la alimentación a la flotación de limpieza en columnas. Este concentrado limpio constituye el producto final de la planta de cobre y es enviado a los espesadores de concentrado. Las colas o relaves de la flotación primaria junto con los relaves de la etapa de repaso son enviadas a los espesadores de relaves para recuperar la máxima cantidad de agua. Desde el espesador los productos son bombeados al tranque de relaves. La planta de súlfuros Laguna Seca inicia sus operaciones en Octubre del 2002. El circuito de molienda consta de una sola línea de conminución, compuesta por un Molino SAG, tres molinos de bolas, un sistema de chancado y reciclaje de pebbles y 3 sistemas de clasificación de hidrociclones. El mineral de la correa de alimentación al SAG, descarga a un buzón, para amortiguar la caída del mineral y de ahí entrar al SAG. En este mismo buzón se adiciona el agua necesaria para obtener una pulpa en la descarga del molino con un contenido de sólido de aproximadamente un 75 % (p/p). El mineral en proceso de reducción de tamaño, en el molino SAG, deberá alcanzar una granulometría menor al tamaño de los orificios de la parrilla interior, para producir la descarga. La pulpa que descarga el molino pasa por un trommel. El sobre tamaño del trommel continúa su clasificación en un harnero vibratorio, siendo el rechazo o sobre tamaño de esta última clasificación retirada del sistema de molienda como pebbles. El bajo tamaño de ambos sistemas de clasificación caen al pozo de descarga del molino (sump), donde se adiciona agua para reducir el porcentaje de sólido en la pulpa a un 67% y acondicionarla de esta forma para el proceso siguiente de clasificación.

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Los pebbles se descargan en un silo, previo retiro de los trozos o bolas de bajo tamaño (chip) y cualquier elemento de Fe que salen por la descarga del molino SAG. El silo permite descargar sobre la correa que alimenta el chancador de cono, donde el material se reduce a un tamaño menor a 10 mm. El mineral chancado se retorna al circuito de molienda por medio de la correa transportadora, la que está equipada con un pesómetro y permite descargar sobre la correa de alimentación del SAG. La pulpa del sump del SAG se bombea hacia un distribuidor de presión y se descarga hacia cada sump de los molinos de bolas, desde donde se alimenta la batería de hidrociclones, para la clasificación del material por acción centrífuga. El underflow resultante de la clasificación se retorna como carga circulante al circuito de molienda secundario, como alimentación de los molinos de bolas, por otra parte el overflow de la batería, con un contenido de sólido de un 33% (p/p) y una granulometría P80 de 202 µm, se envía a la etapa de concentración por flotación. El circuito de flotación consta de las etapas de flotación Rougher, remolienda y clasificación, flotación 1° limpieza, flotación Scavenger y flotación Columnar ó 2° limpieza. La etapa de flotación Rougher opera con la mayor granulometría técnica y económicamente factible y tiene como objetivo metalúrgico, obtener la máxima recuperación de las especies útiles y eliminar gran parte de la ganga. Por lo tanto, los concentrados obtenidos en este circuito son de baja ley y deben continuar enriqueciéndose en etapas posteriores de flotación, previa liberación de partículas útiles por reducción de tamaño, mientras que las colas Rougher constituyen parte de la cola final. El concentrado Rougher, se canaliza a través de bateas que están a nivel de piso, analizados en línea, muestreados y posteriormente enviados al cajón desde donde se alimenta el circuito de remolienda. Los molinos de la etapa de remolienda operan en circuito cerrado con tres baterías de hidrociclones y permiten reducir de tamaño de aquellas partículas que no han alcanzado su tamaño de liberación. Los ciclones de remolienda se alimentan con pulpa proveniente del cajón, donde se descarga, además la pulpa de los molinos. Cada línea de alimentación a las baterías de hidrociclones están equipadas con flujómetros y densímetros. El overflow de los ciclones continua a la próxima etapa de concentración por flotación, en cambio, el underflow retorna a los molinos verticales para continuar con el proceso de conminución. La pulpa clasificada se envía al cajón de alimentación de flotación de 1° limpieza, y bombeados al distribuidor de celdas de la 1° limpieza previo muestreo y análisis en línea. Los relaves de la 1° limpieza se recolectan y envían a las celdas de flotación Scavenger, mientras que el concentrado se recolecta en canaletas de piso y enviados hacia el cajón de alimentación de la 2° limpieza, para su posterior muestreo en línea. Desde aquí se envían hacia el distribuidor de 8 vías que alimenta las celdas de la flotación columnar, desde donde se obtiene el concentrado final, con alrededor de 40 por ciento de cobre total. Por favorecer en la flotación columnar, la ley del concentrado y no la recuperación, el contenido de cobre total en las colas es alto. Por lo tanto, estas se recircularán al sistema de limpieza, enviándolas al cajón. En la flotación Scavenger, el concentrado obtenido se recolecta y envía al cajón, para continuar con el proceso de remolienda-clasificación y concentración. Las colas Scavenger con una ley inferior al 1% de cobre total se descartan y pasan a formar parte de las colas finales, siendo recolectadas junto a las colas Rougher, previo análisis y muestreo en línea. Finalmente el relave total se envía a los espesadores, previo muestreo, para recuperar la mayor cantidad de agua de proceso, antes de ser enviado a los tranques de relave.

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Compañía Contractual Minera Candelaria Ubicada en la tercera región, en la comuna de Tierra Amarilla al interior de Copiapó, CCMC inició la extracción de cobre en el año 1993, con operación a rajo abierto y subterráneo (Candelaria Norte). CCMC produce concentrado de cobre, para su obtención, la compañía cuenta con planta concentradora y un tranque de relaves ubicados cerca de la mina. Además cuenta con un puerto, ubicado en Caldera, para el despacho del concentrado que es trasladado hasta este lugar por medio de camiones. La planta de concentración se divide en dos líneas de proceso partiendo ambas por moliendas SAG idénticas, cada una tiene un molino SAG de 16.000 HP con dos molinos de bolas de 7.500 HP cada uno. Los productos de cada planta alimentan a su propia planta de flotación. Una de ellas está compuesta por 14 celdas de flotación Rougher de 3.000 pie3, 4 celdas columnares de limpieza, 8 celdas Scavenger de 3.000 pie3, un molino de bolas de remolienda, 3 espesadores de 100 pies de concentrado y 8 filtros cerámicos. La segunda línea de flotación está compuesta por 10 celdas de flotación Rougher de 4.500 pie3, 4 celdas columnares de limpieza, 6 celdas Scavenger de 4.500 pie3, un molino vertical de remolienda y 2 espesadores de 400 pies. El concentrado es espesado y filtrado en los equipos mencionados en la descripción de la primera planta de flotación. El concentrado es enviado al galpón de almacenamiento donde es transportado vía camiones a su destino. Los relaves son tratados en los espesadores descritos en la segunda planta de flotación. El relave es conducido al tranque de donde se recupera agua que retorna a proceso. Corporación Nacional del Cobre División Andina División Andina se encuentra ubicada en la parte alta de la cordillera de la V región, a 38 km de la ciudad de Los Andes y a 50 km al nordeste de Santiago. Sus operaciones mineras, se desarrollan entre los 3.500 y 4.200 m.s.n.m. Sus productos de exportación se embarcan regularmente, a través del Puerto de Ventanas. Los recursos de Andina provienen principalmente del yacimiento Río Blanco, que geológicamente corresponde a un yacimiento tipo pórfido cuprífero. Andina es propietaria de la parte oriental de este yacimiento. Los recursos de Andina, con ley de corte 0,5% CuT, alcanzan a 4.450 millones de toneladas de mineral, con una ley media de Cobre de 0,83% CuT y 0,022% de Molibdeno, lo que es equivalente a 36,9 millones de toneladas de Cobre fino. Con similar ley de corte, los recursos demostrados alcanzan a 1.670 millones de toneladas con una ley media de 0,86% CuT y 0,023% Mo, que corresponden a 14,4 millones de toneladas de Cobre fino. Andina beneficia sus minerales por procesos de concentración, utilizando las técnicas de molienda semiautógena (SAG) y técnicas de molienda convencional, molienda húmeda en molinos de barras y bolas, flotación rougher convencional, flotación de limpieza mediante columnas de flotación, separación de Cobre y Molibdeno por flotación selectiva, filtración y almacenamiento del concentrado de cobre. Actualmente la capacidad diaria de tratamiento es de 64.000 tm de mineral y cerca de 250.000 tm de Cobre fino anual como concentrado. Luego de la etapa de extracción en las minas a cielo abierto y subterránea de Andina, el mineral se envía a las plantas de chancado primario, donde es triturado y, posteriormente, conducido por correas hasta las instalaciones de molienda y flotación colectiva en la Planta Concentradora.

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La etapa de molienda se realiza mediante tres sistemas paralelos: molienda convencional, molienda unitaria y molienda SAG. Su objetivo es disminuir el tamaño de las partículas de mineral y prepararlo para el siguiente proceso, de flotación. La flotación genera la separación de las partículas sulfuradas de cobre y molibdeno desde la roca estéril, proceso por el cual se obtiene un concentrado colectivo de cobre y molibdeno cuyas leyes alcanzan al 30% y 0,39%, respectivamente. Este concentrado colectivo se conduce por cañerías hasta una planta en superficie (en Saladillo, 30 km al oeste de la mina subterránea) para las etapas de flotación selectiva, en que se separa el cobre del molibdeno, y de filtrado. El concentrado de cobre se somete a un proceso de secado que disminuye la humedad del producto hasta un 9% o menos, y finalmente es transportado por ferrocarril hacia el Puerto de Ventanas, desde donde se despacha a diversas fundiciones de Chile y el extranjero. El concentrado de molibdeno se seca hasta que su humedad sea inferior al 8%. Luego de una etapa de descobrización (proceso LR), se obtiene un concentrado de Bajo Cobre hasta con un 0,4% de este metal, y una pequeña cantidad de concentrado con 48% de molibdeno y 4,3% de cobre. Por otra parte, los relaves del proceso en el concentrador se envían a dos espesadores, en donde se recupera hasta el 60% del agua contenida y se reenvía hacia la molienda y flotación. El resto del material se transporta, a través de una canaleta de 80 kilómetros de longitud, hacia el nuevo embalse de relaves Ovejería, ubicado en Huechún, Región Metropolitana, para su depositación segura y permanente. El principal producto de División Andina, el concentrado de cobre, es una mezcla de sulfuros compuesta principalmente por calcopirita [CuFeS2] (80% en peso) y, en menor proporción, por calcosina [Cu2S], bornita [Cu5FeS4], covelina [CuS] y otros. Su ley media es de 29,73% de cobre y su humedad media es de 8,8%. Posee, además, unos 70 gr de plata aproximadamente y 0,5 gr de oro por tonelada en el concentrado. Su contenido de arsénico en el largo plazo oscila en torno al 0,2%. Este concentrado de Andina posee contenidos de sílice, alúmina, óxidos de calcio, magnesio y cromo que, en conjunto, son menores al 6%; también, contenidos de hierro en torno al 28% y de azufre en un 34%. Todo ello, unido a la mineralogía y la alta homogeneidad de su producción, se traduce en un concentrado de alta fusibilidad, con una fusión homogénea y estable. Es particularmente destacable la extraordinaria estabilidad de la mineralogía de los concentrados de Andina en el tiempo, lo que asegura sus buenas características para los procesos pirometalúrgicos posteriores.

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Minera Los Pelambres Este yacimiento se encuentra en la cuarta región a 3.200 m.s.n.m., en la comuna de Salamanca. Funciona desde el año 1999 con operación a rajo abierto, para alimentar una planta de flotación a razón de 85.000 tpd. Produce concentrado de Cobre y Molibdeno, para lo cual cuenta con una planta concentradora y un tranque de relaves. El 2000 fue el año del comienzo de la operación y marcha blanca de Los Pelambres, con una producción del orden de 250 mil toneladas de cobre fino contenidas en concentrado como promedio anual y unas 5.000 toneladas anuales de molibdeno. Minera Los Pelambres cuenta con 2 líneas de molienda, cada una con un molino SAG y 2 molinos de bolas. Actualmente se encuentra en proyecto la instalación de una tercera línea SAG, encontrándose ya instalado un quinto molino de bolas (noviembre 2006), el cual opera con las líneas SAG existentes evitando los cuellos de botella que se producían de acuerdo a las características del mineral procesado. Debido al proyecto de Repotenciamiento, estos últimos años se han instalado nuevos equipos, para obtener una mayor capacidad de tratamiento. En el caso de la Molienda SAG se instalo un 5° molino de bolas, en la flotación selectiva se instalaron 10 celdas Rougher, y en la Remolienda se instaló un nuevo molino vertical. Los molinos SAG de cada línea son iguales, con potencias de 20.000 HP, y con 17 pies de largo y 36 pies de diámetro. Los molinos de Bolas también son iguales, de 9.500 HP y con dimensiones de 33 pies de largo por 21 pies de diámetro. La planta de Chancado esta compuesta por un chancador de pebbles y 2 chancadores de gravilla, que para efectos de este estudio se consideran como pebbles por operar bajo las mismas condiciones. El chancador de pebbles es un MP 1.000, con 1.000 HP y que procesa aprox. 500 tph y los chancadores de gravilla corresponden a 2 HP 500, que procesan entre 230-270 tph. Con respecto a la flotación, esta compuesta por celdas Rougher, Columnas de limpieza y celdas Scavenger. Minera Los Pelambres comenzó sus operaciones con 36 celdas Rougher Wemco, todas con una capacidad de 128 m3, y en junio del 2006 se instalaron 10 nuevas celdas Rougher DOE con una capacidad de 250 m3. Las columnas de limpieza son 10, y presentan dimensiones de 4m diámetro, y 14m alto, con capacidades entre los 175-178 m3. El año 2004 las celdas Scavenger Wemco aumentaron de 12 a 18 celdas, todas con capacidades de 128 m3. Para el proceso de la Remolienda se cuenta con 4 molinos. De estos, 2 corresponden a molinos Vertimill de 1.000 HP, 1 molino Vertimill de 500 HP, y el nuevo molino instalado a finales del 2006 también corresponde a un molino vertical Vertimill de 1.500 HP.

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Compañía Minera Doña Inés de Collahuasi Ubicada en la primera región, a 243 km de la ciudad de Iquique, en la comuna de Pica y a una altura de 4500 m.s.n.m, CMDIC opera desde 1996 con operación a rajo abierto, en los yacimientos de Ujina y en Rosario. Ujina y Rosario no sólo contienen minerales sulfuros secundarios, sino también minerales oxidados de cobre contenido sobre pirita. La densidad promedio del mineral y lastre es de 2,54Ton/ m3 in situ y 1,70 Ton/m3 suelto. En el 2005 CMDIC explotó Mina Rosario que posee 255 m de profundidad, 1.576 m de largo y 1.468 m de ancho. Su proceso se basó en bancos simples de 15 m y dobles de 30 m. La planta concentradora que comenzó sus operaciones en 1998, una planta de óxidos y un tranque de relaves. Además cuenta con un puerto denominado Puerto Patache, ubicado a 60 km de Iquique y a 203 km de la mina. Este puerto se emplea para el despacho de concentrado de cobre a través de un mineroducto. La Planta concentradora posee 3 líneas de molienda semiautógena con 2 Molinos SAG de piñón Fuller de tamaño 32×15 pies de potencia 10.000 HP c/u con un molino de bolas c/u de 22× 36 pies y potencia de 9300 HP c/u. La expansión de la Planta se genero con un molino SAG Metso de 40× 22 pies con potencia de 28160 HH y dos molinos de bolas Metso de 26× 38 pies de 20850 HP de potencia. Para el Chancado de Pebbles existen 2 molinos Fuller de 60× 89 pies y potencia de 1600 HP. La Flotación esta compuesta por 54 celdas Wemco para la flotación Rougher de 6 líneas, una flotación primera de limpieza scavenger, 4 líneas de primera limpieza, un circuito de clasificación y remolienda con 7 molinos svedala de 1200 HP c/u y la línea de flotación de 2° limpieza. El espesamiento se realiza en 2 espesadores Outokumpu de 140 pies de diámetro y 200 HP de potencia con mecanismo central.

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Dimensión de Compañías Mineras Las figuras 2, 3 y 4, muestran indicadores generales de producción anual, diaria y leyes de cobre de las empresas participantes del estudio, con el fin de dimensionar cada proyecto. • No se incluye en este análisis el tonelaje total tratado por M02, M03 y M09 ya que incluyen el mineral proveniente de molienda convencional y unitaria, y como el límite de batería de este estudio corresponde sólo a molienda SAG, se aplica un factor para homologar y considerar sólo el mineral tratado por las líneas de Molienda SAG . • M04 posee en la actualidad 5 molinos de bolas, donde el quinto molino es parte una tercera línea SAG que se encuentra en etapa de diseño, y que actualmente permite mejorar el procesamiento de mineral. • En el caso de la compañía M02, la línea SAG procesa el 45% del total del mineral donde se aprecia que no hay gran variación en los niveles de producción en los últimos años, al igual que en los casos de M03 y M09, donde las líneas de Molienda SAG representan un 50% del total de la producción. • La variación porcentual entre las toneladas procesadas el año 2006 con respecto al 2005, es de un 6% más de mineral, presentándose en promedio para este último año 33,6 millones de toneladas procesadas anuales. • La compañía que presenta la mayor disminución de su producción entre los años 2005 y 2006 corresponde a M20 con un 7,6%. M05 y M04 también presentan leves bajas, a diferencia de M03 y M21 quienes han aumentado su procesamiento en 3,3 y 3,1% respectivamente. Figura 2: Toneladas Procesadas por Año en Molienda SAG

Toneladas Procesadas por Año en M olienda SAG

Millones de Ton 2002

50

2003

2004

2005

2006

Prom 2006

40

33,6

46,1

30

42,6

41,6 39,3

20

36,3 26,8

10

23,7 12,7

11,9

M04

M21

M20

M05

M08

M02

M03

M09

M06

* Sin información el año 2006 en M06. * Sin Información los años 2002-2003 en M04 y M05.

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El procesamiento diario de mineral corresponde a las toneladas procesadas en las líneas de Molienda SAG por día, en cada una de las plantas concentradoras participantes del estudio. • Las compañías que procesan mayor cantidad de mineral al año, son también aquellas que procesan mayor cantidad de mineral diario, donde en los casos de M04, M21 y M20 procesan más de 110 (Kton/día), mientras que en las compañías M09 y M06 sólo procesan un poco más de 30 (Kton/día). • Consecuente con lo anterior, sólo se producen leves variaciones entre los tonalejes procesados a través de los años estudiados, siendo el promedio entre las compañías el año 2006 sólo un 5% mayor que el año 2005. • En el caso de M02, esta compañía mantiene una alta producción total basada en el Proyecto 182 (ktpd) que consistió en el repotenciamiento de la Molienda Convencional, donde aumentó de una producción diaria de 146.000 (ton/día) a 168.000 (ton/día), la cual se mantiene sobre las 160.000 (ton/día) el año 2006. De este total, 73 (Kton/día) provienen de la Molienda SAG.

Figura 3: Toneladas Procesadas Diariamente

Toneladas Procesadas Diariamente

Kton/día 150 2002

2003

2004

2005

2006

Prom2006

125

92

100 126

75

117

114

108

100

50

73

65

25 35

33

M04

M21

M20

M05

M08

M02

M03

M09

M06

* Sin información el año 2006 en M06. * Sin Información los años 2002-2003 en M04 y M05.

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Ley de alimentación o ley de mineral, corresponde al porcentaje de cobre total presente en una tonelada de mineral. En la figura 4 se presenta el comportamiento de las leyes durante los años 2202 al 2006, las cuales no registran gran variación respecto a años anteriores dado el control interno de las reservas probadas y probables de mineral. • Las mayores leyes de mineral se presentan en las plantas M21 y M20, con más de 1,5% de Cu, mientras que por el contrario, las compañías que tienen las leyes más bajas corresponden a M06 y M08, donde este valor no supera el 0,8% de Cu. • En el caso de M02, la compañía ha comenzado a realizar pruebas mezclando minerales de otros yacimientos buscando así aumentar el valor de su ley, donde el año 2006 en relación al año 2005 ha registrado un aumento de un 8,4%. • M09, corresponde a la compañía que ha disminuido en mayor proporción su ley estos últimos años, en un 6,8%, seguida por M03 con una baja de un 4%. • Así mismo, la compañía M05 luego de experimentar fuertes bajas en su ley de mineral como se ve entre los años 2004 y 2005 (31%), actualmente ha desarrollado operaciones simultáneas en 2 yacimientos para enfrentar este impacto.

Figura 4: Ley de Mineral

Ley de M ineral

[% de Cu] 1,8 2002

1,6

2003

2004

2005

2006

Prom2006

1,4 1,64

1,2 1,0

1,10

1,54

0,8 1,12

0,6

1,08

1,06

1,00

0,4

0,81

0,81 0,56

0,2 M21

M20

M02

M05

M09

M03

M04

M06

M08

*

Sin información el año 2006 en M06. * Sin Información los años 2002-2003 en M04 y M05.

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Indicadores de Productividad

1.1 Productividad Esta sección presentan los antecedentes relacionados con las dotaciones propias y externas de las compañías participantes en este estudio y asociadas a las diferentes áreas de las Plantas Concentradoras. La productividad de la mano de obra es uno de los indicadores más usados dentro de la industria, y que permite medir cuan eficiente es un negocio en relación al uso de este recurso. La productividad se mide a través de las toneladas de mineral tratado, tanto por el personal externo (contratista), como propio del área en cuestión. Una consideración importante de la cantidad de Horas Hombres trabajadas, es la modificación introducida por el artículo único, Nº 7, letra a) de la Ley Nº 19.759, al inciso 1º del artículo 22 del Código del Trabajo, que rebaja de 48 a 45 horas la jornada ordinaria semanal máxima de trabajo y que de conformidad al artículo 3º transitorio de la misma ley, entró en vigencia a partir del 01 de Enero de 2005. La productividad en el estudio se mide para la dotación propia y para la dotación total (propia + externa). Para esto, se ha considerado como base para el cálculo a todo el personal que trabaja en las áreas asociadas a Molienda SAG, Flotación, Remolienda y Espesamiento de Colas. La dotación propia incluye al personal de operaciones y mantención, y la dotación externa corresponde al personal de apoyo a la producción y mantención que labora en instalaciones de la empresa. No se incluyen externos de proyectos de inversión de capital. A continuación se presentan en la tabla I-1, I-2 y I-3 las dotaciones propias, externas y totales de cada empresa.

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Tabla I-1 Dotación Propia 2006 DOTACIÓN PROPIA

M04

M05

M03

M21

M09

M02

M20

M08

Supervisores

21

7

5

16

21

8

16

32

Operadores y Mantenedores

48

88

92

94

96

113

136

232

istrativos

2

4

7

2,5

4

5

2,5

33

Otros

NA

3

0

0

0

0

0

0

TOTAL

71

102

104

112,5

121

126

154,5

297

* Sin información disponible el año 2006 en M06.

Tabla I-2 Dotación Externa 2006 DOTACIÓN EXTERNA

M02

M21

M20

M05

M04

M03

M09

Supervisores

4

ND

ND

24

20

NA

ND

Operadores y Mantenedores

17

ND

ND

58

89

155

ND

istrativos

4

ND

ND

6

40

15

ND

Otros

0

29,1

52,1

0

NA

0

236

TOTAL

25

29,1

52,1

88

149

170

236

* ND: No disponible. * Sin información disponible el año 2006 en M06 y M08.

Tabla I-3 Dotación Total 2006 DOTACIÓN TOTAL

M21

M02

M05

M20

M04

M03

M09

Supervisores

16

12

31

16

41

5

21

Operadores y Mantenedores

94

130

146

136

137

247

96

istrativos

2,5

9

10

2,5

42

22

4

Otros

29,1

0

3

52,1

0

0

236

TOTAL

141,6

151

190

206,6

220

274

357

* Sin información disponible el año 2006 en M06 y M08.

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En la figura 1.1 se presenta la proporción de operadores y mantenedores propios respecto de cada supervisor de la compañía de las plantas concentradoras del estudio. • Como promedio para el año 2006, se tienen más de 9 operadores y mantenedores por cada supervisor de la planta, mientras que el año 2005 se presentan menos de 8 personas. • Se destaca la compañía M04 donde cada supervisor de la compañía posee sólo un poco más de 2 personas propias a cargo, dada su política de externalización de personal que opera y mantiene sus plantas. • A diferencia de lo anterior, M03 delega a más de 18 personas propias entre operadores y mantenedores, para cada supervisor de la planta. • Las compañías que más han aumentado la cantidad de operadores y mantenedores por cada supervisor son M20 y M21, con un 65 y 55% más de personas el año 2006 sobre el 2005.

Figura 1.1 Operadores y Mantenedores versus Supervisores Propios

Op+Mant /Sup

Operadores y Mantenedores versus Supervisores Propios 2002

2003

2004

2005

2006

Prom 2006

18 15 18,4 12

9,2

14,1 9 12,6 6

8,5

7,3

3

5,9

5,8 4,6 2,3

M03

M02

M05

M20

M08

M21

M06

M09

M04

* Sin información de dotaciones los años 2002-2006 en M06. * Sin Información de dotaciones los años 2002-2003 en M04, M05 y M08.

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1.1.1 Proporción de Empleados La proporción de empleados se muestra en la figura 1.1.1, observandose las personas propias y externas. Para estimar esta proporción, se consideran dotaciones promedio del período.

Figura 1.1.1 Proporciones Dotación Propia y Contratistas año 2006

Proporción Dotación Propia y Contratista año 2006 Propios

Externos

10 [7%]

138 [93%]

M20 2006

126[83%]

M02 2006

25 [17%]

121 [34%]

M09 2006

236 [66%]

112,5 [79%]

M21 2006

29,1 [21%]

104 [38%]

M03 2006

170 [62%]

102 [54%]

M05 2006

88 [46%]

70,5 [32%]

M04 2006

0%

20%

149 [68%]

40%

60%

80%

100%

* Sin información de dotación propia y externa el año 2006 en M06. * Sin información de dotación propia el año 2006 en M08.

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La Tabla I-4, muestra la proporción entre dotación propia y la dotación externa de cada compañía. Esto significa cuantas personas propias existen realizando actividades en las plantas concentradoras por cada persona externa. • Entre las mayores variaciones de su dotación total, se encuentra la compañía M03 quién registra una reducción de personal entre los años 2005 y 2006 de 36 personas entre dotación propia y externa, donde el 92% corresponden a personas externas. • De acuerdo a la tabla I-4, se evidencia una tendencia de las compañías M04, M09, y M03 a externalizar servicios, con menos de una persona propia por cada persona externa. • En el caso de M04, se establece a nivel de compañía, una clara política de externalización.

Tabla I–4 Proporción Dotación Propia por Dotación Externa año 2006 PLANTA CONCENTRADORA

M04

M09

M03

M05

M20

M21

M02

DP/DC

0,47

0,51

0,61

1,15

2,96

3,86

5,04

* Sin información de dotación propia y externa el año 2006 en M06. * Sin información de dotación propia el año 2006 en M08.

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1.1.2 Productividad de Dotación Propia La productividad de la dotación propia, es la productividad laboral expresada en toneladas de mineral procesado por hora hombre trabajada. Las horas hombre corresponden a las horas efectivas trabajadas durante el año, según la definición que se entrega en la sección Anexo Definiciones. • El valor promedio de productividad para el año 2006 es 126 (Ton_tratadas/HH), el cual aumentó respecto del año 2005 en un 10%. • M04 presenta la productividad más alta con 279 (Ton_tratadas/HH), lo que se produce básicamente por la política de externalización que emplea esta empresa. • Por otro lado M21 aumentó su productividad en un 12% el año 2006, considerando que disminuyó su dotación propia en un 10% y aumentó sus toneladas tratadas en un 3%.

Figura 1.1.2 Productividad de Dotación Propia, Toneladas Tratadas

Productividad Dotación Propia, Toneladas Tratadas Ton_Trat adas/HH

2002

300

2003

2004

2005

2006

Prom2006

250

279 200

150

126 164

100

162 115

50

97

91 52

44

37

M04

M05

M21

M20

M03

M02

M08

M09

M06

* Sin información HH propias los años 2002-2006 en M06. * Sin información HH propias los años 2002-2003 en M08. * Sin información HH propias los años 2002-2003 enM04 y M05.

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1.1.3 Productividad de Dotación Total La productividad de la dotación total, es la razón entre las toneladas tratadas durante un año y las horas trabajadas por la dotación total, donde la dotación total corresponde a la dotación propia más la dotación contratista. • El valor promedio de productividad de la dotación total entre todas las compañías para el año 2006 es 75 (Ton/HH) siendo un 8% superior que el año 2005. Esto, considerando que no se presentan grandes variaciones entre las toneladas procesadas por las compañias entre un año y otro. • En general, las compañías no registran gran variación entre las dotaciones propias, mientras que las dotaciones contratistas si presentan notables aumentos, siendo en el caso de M03 quienes disminuyen en mayor cantidad sus dotaciones de externos de 203 a 170 personas, aumentando su productividad en un 14,6%. • Por el contrario, M04 presenta la mayor baja en la productividad con un 7% la que se debe principalmente a un aumento de la dotación externa en un porcentaje similar, y que corresponde a pasar de 138 a 149 personas entre los años 2005 y 2006.

Figura 1.1.3 Productividad de Dotación Total, Toneladas Tratadas

Productividad Dotación Total, Toneladas Tratadas To n_Trat adas/HH

140

2002

2003

2004

2005

2006

Prom2006

120 100

128

75

80 90

60

88 86

40

76 37

20

34 17

M21

M04

M05

M20

M02

M03

M06

M09

* Sin información de dotación propia y externa los años 2002-2006 en M06. * Sin información de dotación externa el 2004 en M04. * Sin información de dotación externa los años 2002-2006 en M08.

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1.1.4 Aumento de la Productividad La figura 1.1.4 a) indica que el aumento de productividad está directamente relacionado con el nivel de producción de cobre fino, considerando la productividad como las toneladas de Cu fino producido por las HH de la dotación total, sin dejar de considerar otros factores como la ley de alimentación y de la recuperación de cobre. Al analizar las compañías de manera individual, se puede determinar que: • M20 y M21 además de presentar comportamientos similares entre los años 2005 y 2006, presentan altos valores de productividad asociados a altas producciones de Cu fino. • Por el contrario, en las compañías M09 y M03, se presentan las más bajas productividades asociadas también a las más bajas producciones, donde en el caso de M09 se produce un 80% menos de Cu fino que en el caso de M21, con una productividad un 90% menor. • En general, las compañías presentan los mismos valores de producción y productividad entre los años 2005 y 2006.

Figura 1.1.4(a): Producción versus Productividad

Producción v/s Productividad Ton CuFino Produc ido/HHT 200

2006

2005

Linea r (2006)

R 2 = 0,9

M 21 M 21

160

120

M 05 M 02

80

M 03 M 09

M 20

M 05 M 04

M 02

40

M 20

M 04 M 03

M 09

kTon CuFino Produc ido

0

10.000

20.000

30.000

40.000

50.000

60.000

70.000

* Sin información de HH externas los años 2005-2006 en M08. * Sin información de HH propias y externas los años 2005 y 2006 en M06.

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CONCENTRADORAS

La figura 1.1.4 (b) muestra la relación entre el tratamiento de mineral y la productividad que al igual que en caso anterior, se considera como las toneladas de Cu fino producido por las HH de la dotación total, y donde el tratamiento de mineral se refiere básicamente al mineral procesado anualmente en las líneas de molienda SAG. • El año 2006 existe una clara tendencia o correlación entre las toneladas tratadas y la productividad, al igual que en la figura anterior, donde M09 presenta los más bajos valores de productividad asociados las más bajas producciones. • En este caso, las compañías M02 y M21 siguen presentando los más altos valores de productividad, pero M04 la mayor cantidad de toneladas tratadas.

Figura 1.1.4 (b): Tratamiento versus Productividad

Tratamiento v/s Productividad Ton_Trat ./HHT 240

2006

2005

Linear (2006)

R 2 = 0,8

M21

200

M21

160

M20 M20 M04 M05

120

M02

M02

80

M06

40

M09

M09

11

16

M05 M04

M03 M03

Millones de Ton_Trat.

1

6

21

26

31

36

41

46

* Sin información de HH externas los años 2005-2006 en M08. * Sin información de HH propias y externas los 2005-2006 en M06.

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CONCENTRADORAS

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2

PARTE

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Indicadores de Procesos

2.1 Molienda La molienda es responsable del mayor consumo de energía y consumibles, y por consiguiente, uno de los más críticos dentro de las plantas y donde se pueden focalizar oportunidades de mejoras, que tendrán impacto sobre el negocio global. Así mismo, como el interés del estudio está focalizado a las líneas de Molienda SAG, en esta sección no se presentan indicadores de las líneas convencionales. En la tabla II-1 se presentan los circuitos existentes en cada compañía minera donde: • En los casos de las compañías M02, M03 y M09, además de contar con líneas de Molieda SAG, se realiza Molienda Convencional que corrresponde a molinos barras-bolas, y en las últimas, además se realiza Molienda Unitaria sólo con molinos de bolas. • Las compañías que cuentan con 3 líneas SAG, en general presentan 2 molinos SAG con las mismas características y potencias, como sucede en los casos de M05, M08 y M20. • La compañía M04 actualmente cuenta con 2 líneas de molienda SAG, que consisten en 2 Molinos Secundarios por cada Molino SAG. Además, presenta en operación un quinto molino secundario que corresponde a una tercera línea SAG que se instalará próximamente. • En el caso de la compañía M09 que sólo cuenta con 1 línea de Molienda SAG, se presenta el consumo total de energía más bajo de 228.489 (kWh) para el último año. • Por el contrario, M03 quién cuenta con 2 líneas de Molienda SAG, corresponde a la compañía que presenta el mayor consumo de energía con 595.696 (kWh) el año 2006.

Tabla II-1 Circuitos de Molienda SAG PLANTA CONCENTRADORA

M02

M03

Molinos SAG

1

1

1

1

1

1

Molinos Bolas

3

3

2

2

2

2

Encare Ltda.

M04

M05

1

Página 27

M06

M08

M20

M09

M21

1

1

1

1

1

1

1

1

1

1

1 1

1

1

1

2

2

2

2

2

1

2

2

2 3

3

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PLANTAS

CONCENTRADORAS

2.1.1 Potencia Instalada versus Productividad de Molienda En la Tabla II-2 se presenta la cantidad tanto de molinos tanto SAG como de molinos Bolas con que cuenta cada compañía, sus dimensiones y las potencias de cada uno de ellos para el año 2006.

Tabla II-2 Características de Molienda SAG

Molinos SAG Planta Concentradora Cantidad

M02

M03 M04 M05 M06 M08 M09

M20

M21

Encare Ltda.

2

Potencia HP Largo (pie) (c/u)

11000

15

Molinos Bolas Secundarios Diámetro (pie)

Cantidad

Potencia HP (c/u)

Largo (pie)

Diámetro (pie)

32

4

5000

26

18

2 1

15000

15

36

2

6000

28

18

1

26000

20

38

2

15000

36

24

2 2

10000

4

9300

1

28160

1

20850

2

16000

15

36

4

7500

30

20

2

18000

19

36

4

8046

31

20

1

6500

14

28

1

6034

29

16

1

16000

15

36

2

7500

30

20

2

5500

14

28

4

5500

25

18

1

18000

19

36

2

9000

34

20

1

18000

35

24

3

18000

40

25

1

26000

20

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CONCENTRADORAS

2.1.2 Consumo Unitario de Energía El proceso de Molienda es responsable del mayor consumo de energía, siendo uno de los más críticos dentro de las plantas concentradoras y donde se pueden identificar oportunidades de mejoras, que tendrán impacto sobre el negocio global. Los principales aspectos a considerar en el consumo de energía y rendimiento de las líneas de molienda corresponden a la dureza del mineral y el porcentaje granulométrico saliente de molienda en la malla de corte, la cual para las empresas del estudio es la malla 100#Ty. En la figura 2.1.2a) se presenta el consumo de energía en Molienda SAG, en la figura 2.2.1b) el consumo de energía en Molinos Secundarios, en la figura 2.2.1c) la Granulometría y en la figura 2.2.1d) el consumo de energía en la Molienda SAG versus Granulometría. • Los consumos más altos de energía lo presentan las compañías M03 y M06, donde en el caso de la primera, cuenta con un work index de 18 (kWh/tc) asociado a su distribución mineralógica que en este caso alcanza sobre un 50% de Calcopirita y sobre 30% de Pirita, con un porcentaje granulométrico de 18,9 (100#Ty) para el año 2006. • En cambio, en las compañías M21 y M20 que presentan de los menores consumos de energía a través de los años, el work index se encuentra entre los 13,7 y 13,2 (kWh/tc), siendo el porcentaje fino de la molienda un 28 y 30 (100#Ty) respectivamente.

Figura 2.1.2(a): Consumo de Energía en Molienda SAG

Consumo de Energía en Molienda SAG

[kWh/Ton]

35 2002

2003

2004

2005

2006

Prom 2006

30 25 20 15

13,8

31,5

10 5

13,8 9,0

10,6

10,9

17,9

25,2

11,5

11,2

M05

M21

M20

M02

M04

M08

M09

M03

M06

* Sin información de consumo de energía en Molienda SAG el año 2006 en M06. * Sin información de consumo de energía en Molienda SAG los años 2002-2003 en M04 y M05. Esta figura presenta el consumo de energía de los Molinos Secundarios de la Molienda SAG.

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• Las compañías M02, M03, M04 y M09 no llevan el registro del consumo de energía independientemente entre Molinos SAG y Molinos de Bolas, sino que registran el valor total consumido por Molienda SAG. • Los consumos más altos de energía se pueden asociar a las plantas con mayor cantidad de años de funcionamiento como en el caso de M06. Por el contrario, los menores consumos de energía se asocian a las plantas con menor cantidad de años de funcionamiento, como en el caso de M21. • En general, los valores de consumo de energía entre las compañías del estudio no presentan grandes variaciones, presentando como promedio un consumo de más de 7 (kWh/Ton) el año 2006, sin considerar a M06 quién no presenta información dicho período. A diferencia de esto, al considerar a M06 el año 2005, el valor promedio de consumo de energía es de 9,3 (kWh/ton).

Figura 2.1.2(b): Consumo de Energía en Molinos Secundarios

Consumo de Energía en M olinos Secundarios

[kWh/Ton]

18

2002

2003

2004

2005

2006

Prom 2006

15 12 9

7,4

15,1

6 7,6

7,1

3

7,6

M20

M21

M08

M06

* Sin información consumo de energía en Molinos Secundarios en M02, M03, M04, M05 y M09. * Sin información consumo de energía en Molinos Secundarios el año 2006 en M06.

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La figura 2.1.2 (c) muestra el porcentaje fino de la molienda, retenido sobre la malla +100 Tyler. • La compañía que ha disminiudo en mayor proporción su granulometría es M09, con un 6,7%, entre los años 2005 y 2006. • En el caso de M03 se presenta el mayor aumento, pasando de 17,9 a 18,9 representando un incremento de un 5%.

+100 Tyler,

• En general, las demás compañías presentan los mismos valores a través de los años, presentando en promedio para el año 2006 de 25,8 +100 Tyler.

Figura 2.1.2 (c): Granulometría +100# Ty

Granulometría +100#Ty

% 35 2002

2003

2004

2005

2006

Prom 2006

30

25,8 25 30,9 30,0

20

29,8

28,5

15 18,9 10

17,0 15,2

5 0 M02

M05

M20

M21

M03

M09

M06

* Sin información de granulometría el año 2006 en M06. * Sin información de granulometría los años 2002-2006 en M04 y M08. * Sin información de granulometría los años 2002-2004 en M21.

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De acuerdo a la figura 2.1.2(d) se desprende la correlación entre el consumo de energía en la Molienda SAG y el porcentaje retenido sobre las 150 micras. • Existe una tendencia clara que aquellas compañías como M09 y M03 que tienen una granulometría mayor sobre la malla +100 Tyler, son las que consumen menos energía. • A diferencia de esto, aquellas compañías como M05 y M20 que presentan menores granulometrías consumen por ende más energía en Molienda SAG, ya que necesitan moler más fino.

Figura 2.1.2(d): Consumo de Energía en Molienda SAG versus Granulometría

Consumo de Energía en M olienda SAG v/s Granulometría kWh/To n

2006

Linea r (2006)

R 2 = 0,8

40

M 02 M 05

30

M 20 M 21

M 03

20

M 09 10

1

4

7

10

13

16

19

22

25

28

Granulomet ría (% Malla #100)

* Sin información el año 2006 en M06. * Sin información de granulometría el año 2006 en M04 y M08.

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2.1.3 Rendimiento Molienda SAG El rendimiento de Molienda SAG se calcula como las toneladas procesadas por día en las líneas SAG por cada HP de potencia instalada . Este índice permite medir las toneladas procesadas en función de los HP disponibles en la molienda SAG. Para el cálculo sólo se considera la potencia de los Molinos SAG y Bolas. • El rendimiento de la molienda SAG se mueve entre 0,8 y 1,6 (Ton/día/HP) el año 2006, donde el promedio entre las compañías es de 1,2 (Ton/día/HP). • Los mayores aumentos en los rendimientos de la molienda se presentan en las compañías M03 y M21, donde representan más de un 3%. • En el caso contrario se encuentra la compañía M20 quién representa la mayor baja, con un 7,7% entre los años 2005 y 2006.

Figura 2.1.3: Rendimiento Molienda SAG

Ton_Día/HP 1,8

Rendimiento Molienda SAG 2002

2003

2004

2006

Prom 2006

1,5

1,2 1,2

1,6

1,5

1,4 1,3

0,9

1,2 1,1

1,0

0,6 0,8 0,5

0,3

M02

M21

M04

M20

M08

M09

M05

M03

M06

* Sin información el año 2006 en M06. * Sin información los años 2002-2003 en M04 y M05.

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2.1.4 Disponibilidad de Molienda SAG Disponibilidad de Molienda SAG se define como el tiempo que el equipo se encuentra en condiciones de operar, es decir, que éste no se encuentra detenido por efecto de las mantenciones. La disponibilidad se calcula como la razón entre la sumatoria de las horas nominales descontando las horas de mantención, por la sumatoria de las horas nominales anuales. Una explicación más detallada se encuentra en la sección anexo del informe. • El promedio de disponibilidad de las líneas de molienda SAG es de 93,2% para el año 2006, el cual se mantiene prácticamente constante a través d elos años. • La compañía M03 es quién presenta el mayor aumento en la disponibilidad, con casi un 3%. Esto obedece principalmente a una disminución del 50% de las horas de detención planeada y no planeada que se llevaron a cabo el año 2006, pasando de más de 1.200 horas anuales a un poco más de 750 horas. • En el caso de M05, la disminución en la disponibilidad de casi un 6% el año 2006 se debe principalmente a la falla presentada en una de las líneas SAG. • La compañía que ha sufrido bajas periódicas a través de los años estudiados corresponde a M02, donde los últimos años presenta un 2% menos de disponibilidad.

Figura 2.1.4: Disponibilidad Líneas de Molienda SAG

Disponibilidad Líneas de Molienda SAG

% Disponibilidad

120% 2002

2003

2004

2005

2006

Prom 2006

93,2%

100% 80% 96,0%

60%

95,8% 95,7%

94,8%

93,2%

94,1%

40%

89,2%

20% 0% M21

M20

M03

M04

M08

M05

M02

* Sin información el año 2006 en M06 y M09.

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2.1.5 Utilización Efectiva Molienda SAG La utilización efectiva en Molienda SAG, que se presenta en la figura 2.1.5 se mide como las horas de operación o efectivas en que el molino estuvo sin detenciones asociadas a mantención ni a problemas operacionales, tales como falta de energía, mineral, agua, entre otros, por las horas nominales u horas disponibles en el año. En el caso de las compañías que presentan más de una línea SAG, el cálculo se realiza sumando las horas efectivas de todas las líneas, junto a sus correspondientes horas nominales. • El promedio de utilización de las plantas analizadas es 91,4% para el año 2006, dado que las compañías no experimentan fallas producto de factores externos a la operación y mantención de la planta, siendo sólo un 0,8% mayor que el año 2005. • Entre las compañías que presentan las mayores utilizaciones se encuentran M04 y M21 con valores por sobre un 94%, a diferencia de M02 y M05, quienes presentan las menores relaciones de horas de operación con sólo un 88%.

Figura 2.1.5: Utilización Efectiva de Molienda SAG

Utilización Efectiva M olienda SAG

% Utilización 2002

105

2003

2004

2005

2006

Prom 2006

91,4 90 75

94,6%

94,5%

93,2%

92,2%

60

91,5%

89,3% 88,4%

45

88,0%

30 15 0 M04

M21

M08

M20

M09

M03

M02

M05

* Sin información el año 2006 en M06. * Sin información los años 2002-2005 en M09.

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2.1.6 Distribución Horas de Molienda SAG La distribución de horas de Molienda SAG, corresponde a las distribución de horas nominales del año distribuidas en operacionales y mantencion total, donde las horas nominales son equivalentes a los días de trabajo del año multiplicados por 24 horas, las cuales se presentan en la figura 2.1.6. En el caso de las compañías que presentan más de una línea de Molienda SAG, se han sumado las horas tanto operacionales como de mantención.

Figura 2.1.6: Distribución de Horas Línea de Molienda SAG año 2006

Distribución de Horas Línea de Molienda SAG año 2006 Operacionales

Mantención 15.600

M02 2004

1.395

15.308

M02 2005

1.727

15.484

M02 2006

2.036

15.668

M03 2004

1.463

15.643

M03 2005

1.228

M03 2006

15.588

835

M04 2004

16.556

919

16.832

M04 2005

644

16.570

M04 2006

912

16.453

M05 2004

1.328

16.006

M05 2005

1.545

15.591

M05 2006

2.942

M20 2004

24.764

1.199

M20 2005

24.940

979

M20 2006

24.243

1.112

7.623

M21 2004 M21 2005

8.272

M21 2006

8.276 0%

10%

20%

30%

40%

50%

679 402 348 60%

70%

80%

90%

100%

* Sin información de distribución de horas el 2006 en M06.

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2.1.7 Distribución Horas de Mantención de Molienda SAG La distribución de horas de mantención Molienda SAG, corresponde a la proporción de las horas de mantención no planeada y planeada de las empresas participantes del estudio. Las horas de mantención incluyen al molino SAG y los molinos de bolas asociados a éste, las que se presentan en la figura 2.1.7. Figura 2.1.7: Distribución de Horas Líneas de Molienda SAG año 2006

Distribución de Horas Línea de Molienda SAG año 2006 Mant.Planificada

Mant. No Planificada

M02 2004

973 [70%]

M02 2005

1.221 [71%]

422 [30%] 505 [29%]

1.388 [68%]

M02 2006

648 [32%]

729 [50%]

M03 2004

734 [50%] 893 [73%]

M03 2005

335 [27%]

500 [60%]

M03 2006

335 [40%]

576 [63%]

M04 2004

343 [37%]

436 [68%]

M04 2005

208 [32%]

553 [61%]

M04 2006

359 [39%]

1.087 [82%]

M05 2004

241 [18%]

1.066 [69%]

M05 2005

479 [31%]

1.923 [65%]

M05 2006

1.019 [35%]

M20 2004

1.051 [88%]

148 [12%]

M20 2005

862 [88%]

117 [12%]

842 [76%]

M20 2006

270 [24%]

441 [65%]

M21 2004

238 [35%]

290 [72%]

M21 2005

112 [28%]

261 [75%]

M21 2006 0%

10%

20%

30%

40%

87 [25%] 50%

60%

70%

80%

90%

100%

* Información no disponible para M06.

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2.1.8 Tiempo Medio Entre Fallas (MTBF) Molienda SAG El MTBF o tiempo medio entre fallas, es un indicador que muestra la frecuencia con que ocurre una falla en el molino SAG, donde los valores de las compañías del estudio se presentan en la figura 2.1.8. Para este caso, el indicador se calcula dividiendo la sumatoria de las horas de oeración de los molinos SAG de cada compañía por la sumatoria de las fallas ocurridas durante el año, por lo que a un mayor valor del indicador, mejor será su confiabilidad. • En general, las compañías presenta una alta variación a través de los años de su MTBF, donde en el caso de M04 quién presenta la menor frecuencia entre sus fallas para los años 2005 y 2006, la disminución representa una disminución baja del 30% de su confiabilidad. • M03, es la compañía que tiene la mayor baja de su MTBF en más de un 100%, mientras que en M05 y M21 los valores se mantienen cosntantes. • El promedio para el año 2006 es de 154 (h), mientras que para el año 2005 es de 214 (h); disminuyendo casi en un 40% el último año.

Figura 2.1.8: MTBF Molienda SAG [h]

MTBF Molienda SAG

600 2002

2003

2004

2005

2006

Prom 2006

500

400

300

154

200

310 100

148

135

115 61

0 M04

M21

M20

M03

M05

* Sin información de fallas los años 2002-2006 en M02, M06, M08 y M09. * Sin información los años 2002-2003 en M04 y M05.

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2.1.9 Tiempo Medio de Reparación (MTTR) Molienda SAG El MTTR o Tiempo Medio de Reparación se presenta muestra en la figura 2.1.9, mostrando la rapidez con la que el equipo de mantención repara una falla. Este indicador se calcula dividiendo la sumatoria de las horas de mantención no programada por la sumatoria de las fallas ocurridas en el año, donde a menores valores de MTTR, mayor será la rapidez de reparación. • A las compañías M20 y M21 se les asocian los menores tiempos de reparación de sus fallas, lo cual no indica que sean las compañías más confiables en la operación de los equipos, ya que su MTBF se encuentra cerca de las 140 (h). • De manera contraria a la compañía anterior, M04 presenta el indicador más alto para sus tiempos de reparación, con 5 (h) en promedio para el año 2006, pero a la vez presenta los mejores valores de confiabilidad para sus equipos de molienda con más de 300 (h).

Figura 2.1.9: MTTR Molienda SAG

M TTR M olienda SAG

[h] 12 2002

2003

2004

2005

2006

Prom 2006

10 8 6 4

5,0

2,9

2 0

1,5

0,9 M06

M20

1,6 M21

2,7

1,9 M03

M05

M04

* Sin información de fallas los años 2002-2006 en M02, M06, M08 y M09. * Sin infomación de fallas el año 2006 en M20.

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2.1.10 Mantenibilidad v/s Confiabilidad En la figura 2.1.10 se presenta la relación entre el tiempo de reparación de imprevistos y el tiempo medio entre fallas, es decir, la relación que existe entre la frecuencia de la fallas y el tiempo que demora la reparación. El primer cuadrante, extremo superior izquierdo, presenta una baja frecuencia entre fallas asociadas a bajos tiempos de reparación, lo cual es lo deseable. El segundo cuadrante, extremo superior derecho, presenta bajas frecuencias entre sus fallas pero asociadas a altos tiempos de reparación. En el caso del tercer cuadrante, extremo inferior izquierdo, se presentan altas frecuencias entre fallas asociadas a bajos tiempos de reparación, mientras que el cuarto cuadrante, extremo inferior derecho, se presentan altas frecuencias entre fallas asociadas a altos tiempos de reparación. De las compañías participantes en el estudio, sólo M04 presenta indicadores para los años 2005 y 2006 en el segundo cuadrante, ya que M03 el 2006 se encuentra jnto a las demás compañías en el tercer cuadrante, donde se asocian bajas confiabilidades y bajas mantenibilidades. Cabe mencionar que la planta M21 es la concentradora es la más nueva de todas las que participan en el estudio. El promedio presentado en la figura corresponde al año 2006, siendo de 2,9 (h) para el tiempo medio de reparación de imprevistos y de 153,6 (h) para el tiempo medio entre fallas.

Figura 2.1.10: Mantenibilidad versus Confiabilidad

M antenibilidad v/s Confiabilidad 2006

MTBF [h]

2005

M04

400 350

M04

300

M03

250

M20

200

M21 M21

150

M20

100 50

M03

M05

M05 MTTR [h]

0,0

1,5

3,0

4,5

6,0

7,5

* Sin información los años 2005-2006 en M02, M06, M08 y M09.

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2.1.11 Porcentaje de Velocidad de Molienda SAG Corresponde al porcentaje de la velocidad crítica con en el cual operan los molinos tanto SAG como Bolas, donde en la figura 2.1.11a) se muestran los porcentajes con los cuales operan los molinos SAG y en la figura 2.1.11(b) indica los porcentajes de los molinos Secundarios. Como algunas concentradoras poseen más de un circuito SAG se ponderó el porcentaje de la velocidad crítica, cuándo estos eran distintos. Hay que destacar que las diferencias (variaciones) no son notables de una línea SAG otra, al momento de realizar el promedio. • Normalmente y de aucerdo a los valores presentados por las compañías, el rango de trabajo es entre 70 a 80% de la velocidad crítica, lo que permite que el peso de los medios de molienda se encuentre balanceado, siendo el promedio de 77%. • Los valores de velocidad crítica a través de los años no presentan grandes variaciones, siendo constantes en los últimos periodos estudiados.

Figura 2.1.11a): Porcentaje de Velocidad Crítica Molinos SAG

Porcentaje de Velocidad Crítica M olinos SAG

[%] 2002

2003

2004

2005

2006

Prom 2006

90

77

75 60 45

73

75

76

77

80

80

30 15 M21

M05

M03

M08

M20

M02

* Sin información de % velocidad crítica los años 2002-2006 en M04, M06 y M09. * Sin información de % velocidad crítica los años 2002-2003 en M05.

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Con relación a la velocidad a la que operan los Molinos Secundarios de la Molienda SAG, se aprecia que: • Sólo en el caso de la compañía M21 la velocidad crítica de los molinos secundarios es mayor que la velocidad crítica a la que operan los molinos SAG. • En las compañías M02, M03 y M05, la velocidad crítica de ambos tipos de molinos es la misma, siendo el promedio entre las compañías de 78%. • Mientras que en los casos de M08 y M020 la velocidad es menor que en los Molinos SAG, siendo estas diferencias mínimas.

Figura 2.1.11(b): Porcentaje de Velocidad Crítica Molinos Bolas Secundarios

Porcentaje de Velocidad Crítica M olinos Bolas Secundarios [%] 2002

90

2003

2004

2005

2006

Prom 2006

78 75

60

45 75

75

76

79

80

82

30

15

M08

M05

M03

M20

M02

M21

* Sin información de % velocidad crítica molinos Secundarios los años 2002-2006 en M04, M06 y M09. * Sin información de % velocidad crítica molinos Secundarios los años 2002-2003 en M05.

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2.2 Flotación y Remolienda Este capítulo presenta información e indicadores asociados al proceso de Flotación Colectiva que realiza cada compañía participante del estudio, considerando todo el mineral procesado por las líneas de flotación. Esto implica que en las compañías que además de Molienda SAG realizan Molienda Convencional y Unitaria, como en M02, M03 y M09, se consideren todos los volúmenes de mineral entrantes a flotación.

2.2.1 Capacidad de Flotación La capacidad instalada se calculó multiplicando el número total de celdas de flotación disponibles por la capacidad unitaria promedio de las mismas en (m3). La figura 2.2.1 muestra la capacidad instalada tanto para la flotación Rougher, Scavenger y Cleaner, donde no se consideró la capacidad de las celdas columnares de limpieza. • Debido a la razón anterior, la compañía M04 no presenta valores para la capacidad instalada Cleaner, ya que sólo cuenta con 10 celdas columnares. La capacidad de estas celdas para los años 2004, 2005, y 2006 corresponde a 1.780 (m3). • Con relación a flotación Rougher, el año 2004 la compañía M08 aumentó su capacidad de 3.200 (m3) a 4.800 (m3). Lo mismo ocurrió en M02 aumentando desde 4.457 (m3) a 9.576 (m3), y en M03 de 3.865 (m3) a 7.433 (m3). • La ampliación en los casos de M03 y M08 se debió a la puesta en marcha de una nueva línea de la molienda SAG. • En el caso de M04, el aumento de la capacidad instalada Rougher, se produce el año 2006, donde se aumenta de 4.608 (m3) a 7.108 (m3). • El resto de las empresas mantuvo su capacidad instalada durante el periodo estudiado, en cuanto a sus celdas de flotación.

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Figura 2.2.1: Capacidad Instalada de Flotación en m3

Capacidad Instalada de Flotación en m 3 [m3]

Rougher

Scavenger

Cleaner

18.000 15.000

4.928

2.912

12.000 3.200

3.520

1.132 1.415

9.000

2.549 1.586

595 2.421

2.304 1.625

6.000 8.640

9.260

1.369

9.576 7.378

3.000

7.433

832 1.216

7.108 4.800

1.060 1.443

3.200

2.462

M09

M06

M21

Encare Ltda.

M20

M02

M05

Página 44

M03

M04

M08

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2.2.2 Rendimiento Celdas Rougher Rendimiento de Celdas Rougher, es la relación de toneladas por día presente en cada metro cúbico de capacidad de celda. Este rendimiento de la flotación está asociado al tiempo de residencia. El tiempo de residencia Rougher se calcula considerando el tonelaje procesado por hora, y un 90% de la capacidad de volumen disponible. Este parámetro involucra variables como los volúmenes de mineral procesado en flotación, la gravedad específica del mineral y el porcentaje de sólidos en la alimentación Rougher, fluctuando las gravedades específicas entre 2,7 y 2,8 g/ml, y el porcentaje de sólido entre 35 y 28%. También es importante considerar la composición del mineral extraído, ya que determina parámetros y variables a considerar en el proceso de flotación tales como el tiempo de residencia. • En el caso de M08 y M04, la composición mineralógica del mineral se encuentra principalmente asociado a Calcopirita (CuFeS2), a diferencia de M20 y M21 que tienen una mineralización de cobre que corresponde principalmente a Calcosina (Cu2S), y en menor grado Calcopirita (CuFeS2) con una gran cantidad de Pirita (Fe S2). • Asi mismo, la ley del mineral en los casos de M08 y M04 son mucho más bajas que las presentadas en M20 y M21. En el caso de M08 para el año 2006 esta corresponde a 0,56%, a diferencia de M21 donde es de 1,64%.

Figura 2.2.2(a): Tiempo de Residencia Rougher

Tiempo de Residencia Rougher

[min] 2002

100

2003

2004

2005

2006

Prom 2006

85 70

58 55 65

40

67

68

80

63 59 50

25 32

37

10 M21

M20

M06

M08

M04

M09

M03

M05

M02

* Sin información el año 2006 en M06. * Sin información los años 2002 y 2003 en M04 y M05.

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En la figura 2.2.2(b) se puede ver que a medida que la ley de alimentación disminuye, mayor será el rendimiento y menor el tiempo de residencia, lo cual es esperable ya que se tienen menor cantidad de partículas útiles en la pulpa. • La compañía M04 presenta la mayor disminución en el rendimiento, el año 2006 respecto del 2005. Esta disminución fue de 36%, esto se explica por un aumento de la capacidad instalada en la Flotación Rougher. • Las demás compañías presentan valores similares, no generandose grandes variaciones estos últimos años.

Figura 2.2.2(b): Rendimiento Celdas Rougher

Rendimiento de Celdas Rougher Ton/día/m3

2005

2006

28

Linear (2006)

R2 = 0,6

M04 M06

25

M09

M08

22

M03 M02

M08

19

M04

16

M03

M09 M02 M05

M05

13

M21 M20

10 0,4

0,6

0,8

1,0

1,2

1,4

M21

M20 [% Cu] 1,6

1,8

* Sin información el año 2006 en M06.

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2.2.3 Recuperación de Cobre Total La recuperación de cobre se define como la cantidad de material útil obtenido en el concentrado y se expresa en porcentaje. La figura 2.22.3 muestra la recuperación de cobre de cada empresa participante en el estudio, desde los años 2002 al 2006. Esta se ha calculado como la razón enttre el concentrado de cobre obtenido por su ley, es decir el Cu fino generado en el proceso, por el mineral procesado en flotación multiplicado por la ley del mineral. • En los casos de M02, M03 y M09, se ha considerado el porcentaje de recuperación del proceso de flotación colectiva considerando todo el mineral procesado, proveniente de los diferentes tipos de Molienda ya sea SAG, Convencional y Unitaria. • M05 es la compañía que presenta el mayor aumento en la recuperación de cobre en un 2,7% entre los años 2005 y 2006, considerando la disminución de la ley del concentrado en un 4% el último período. Al contrario, M02 es la compañía que presenta las principales bajas en su recuperación, con un 3,2% los últimos años. • En el caso de M06, la compañía se destaca por sus altos porcentajes de recuperación (94% - 2005), a pesar de cambios en su ley de alimentación, en la ley de concentrado y en la producción de concentrado.

Figura 2.2.3: Recuperación de Cobre Total

Recuperación de Cobre Total

% 100%

2002

2003

2004

2005

2006

Prom 2006

95%

90%

86%

94% 85% 89%

89%

88%

87%

80%

86%

85%

84%

84%

75%

70% M06

M03

M04

M08

M09

M02

M05

M21

M20

* Sin información de % recuperación cobre total el año 2006 en M06. * Sin información de % recuperación cobre total los años 2002-2003 en M04 y M05.

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2.2.4 Ley de Alimentación versus Recuperación La figura 2.2.4 muestra la relación entre la ley de alimentación y la recuperación de cobre en la etapa de flotación colectiva, donde es posible apreciar que a mayor ley de alimentación menor es la recuperación, produciendose consecuentemente un aumento en la ley de las colas. • Este es el caso de las plantas M20 y M21, donde se presentan las leyes más altas de 1,54 y 1,64% Cu, con leyes de colas de 0,27% de Cu y recuperaciones de 83,5 y 84,2%. • Las compañías M06 y M08 por el contrario, son quienes presentan las mayores recuperaciones de cobre con valores de 93,9 y 87,8%, asociadas a bajas leyes de alimentación de 0,81 y 0,56% Cu, y bajas leyes en las colas, 0,05 y 0,07% respectivamente. • M05 es la compañía que presenta el mayor incremento en la recuperación de cobre con un 2,7 % entre los años 2005 y 2006, debido principalmente a una baja tanto en la ley del concentrado (2,8%) como en la ley del mineral (3,7%). • M02 por el contrario, muestra un descenso de la recuperación durante este mismo período de 3,2%, ya que presenta un aumento en la ley del mineral de un 8,4%, y del concentrado en un 3,4%.

Figura 2.2.4: Ley de Alimentación versus Recuperación de Cobre

Ley de Alimentación v/s Recuperación [% Cu Recuperado]

2005

2006

Linear (2006)

100%

R2 = 0,6

M06

95%

M08

M03

M04

90%

M04 M08

85%

M02 M09 M05

80% 0,4

M03 M09

M20

M02

M21 M21

M05

M20 [% Cu]

0,6

0,8

1

1,2

1,4

1,6

1,8

* Sin información el año 2006 para M06.

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2.2.5 Producción de Concentrado de Cobre En la figura 2.2.5 se presenta la producción de mineral de cobre asociada a la Molienda SAG. En los casos de M02, M03 y M09 la producción total de concentrado de cobre se multiplica por un factor de relación entre el tonelaje procesado en Molienda SAG y su aporte dentro de la Flotación Colectiva, ya que al proceso se ingresan tanto los volúmenes procesados por Molienda SAG, como Convencional y Unitaria. • En la compañía M02, la relación entre el tonelaje procesado en Molienda SAG por el tonelaje total procesado en Molienda es de 45%, mientras que en M03 y M09 es de un 50% para el año 2006. • M02 obtiene de su etapa de flotación 1.776 (kTon) de concentrado, donde 795 (kTon) corresponden a Molienda SAG. En M03, se obtienen 1.379 (kTon) de las cuales 693 (kTon) corresponden a Molienda SAG, mientras que en M09 de las 810 (kTon) totales obtenidas en el proceso de flotación, sólo 403 corresponden a las líneas SAG. • La que presenta la mayor alza en la producción de concentrado de cobre el año 2006 corresponde a M21, con un 4,9%. A diferencia, las demás compañías presentan disminuciones en los volúmenes anuales que van desde el 0,4% en el caso de M05, hasta el 13% en M20. • El promedio para la producción de concentrado de cobre entre las líneas de Molienda SAG de cada compañía para el año 2006 corresponde a 974 (kTon), mientras que el promedio total de cobre producido en incluyendo Molienda Convencional y Unitaria en los casos de M02, M03 y M09 es de 1.233 (kTon).

Figura 2.2.5: Producción de Concentrado de Cobre

Producción de Concentrado de Cobre

KTon 2002

1.800

2003

2004

2005

2006

Prom 2006

1.500

1.200

1.675

974

1.468

900 1.239

600

841

795

693

679

300

589

403

M21

M20

M05

M04

M02

M03

M08

M06

M09

* Sin información de producción de concentrado de cobre el año 2006 en M06. * Sin información de producción de concentrado los años 2002 y 2003 en M04 y M05.

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2.2.6 Ley de Concentrado Total en Concentrado La ley de cobre en concentrado corresponde al grado de cobre fino presente en el concentrado producido en la planta durante el año. • En general, cada planta concentradora mantiene constante sus leyes de concentrado final a través de los años estudiados. • M20 y M04 son las compañías que presentan las mayores alzas de sus leyes con un 4,1 y un 3,6%Cu respectivamente, mientras que por el contrario, M05 y M09 muestran las mayores bajas con un 2,8 y 1,9%Cu entre los años 2005 y 2006. • En el caso de M04, que presenta altas leyes de cobre total en concentrado considerar la caracterización mineralógica de su mineral, el cual presenta una alta proporción de Calcopirita. • El promedio entre las leyes de las compañías ha sufrido una alza de un 1,9% entre los 2 últimos períodos, siendo de 32,4%Cu el 2006.

Figura 2.2.6: Ley de Cobre Total en Concentrado

Ley de Cobre Total en Concentrado

% 45 2002

2003

2004

2005

2006

Prom 2006

40

32,4

35 30 25

39,9

36,5

20

35,1

32,3 30,7

15

30,5

29,2

28,9

26,5

10 5 0 M04

M20

M21

M02

M06

M03

M09

M05

M08

* Sin información de % ley de cobre total en concentrado el año 2006 en M06. * Sin información de % ley de cobre total en concentrado los años 2002-2003 en M04 y M05.

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2.2.7 Razón de Concentración Corresponde al cuociente entre la ley de concentrado y la ley de alimentación, e indica el número de veces que se concentra el mineral o factor de concentración. • El año 2006 y de acuerdo a la muestra analizada, la razón de concentración alcanza un valor 3% mayor que el obtenido el 2004, y el mismo en relación al año 2005. • M04 posee la más alta razón de concentración el año 2006, siendo 35% mayor que el promedio entre las demás compañías. Esto se explica por la baja ley de alimentación (0,8% aproximadamente) y a su alta ley de concentrado (alrededor del 39,9%), siendo estas últimas las más altas entre todas las compañías del estudio. • Las concentradoras de M08 y M04 poseen las menores leyes de alimentación, alcanzando niveles de recuperación competitivos, y manejando altos niveles en la razón de concentración. Así, por tanto, las plantas que se benefician con mineral con leyes mayores poseen, según lo visto en este estudio, una razón de concentración menor.

Figura 2.2.7: Razón de Concentración

Razón de Concentración

Ley Cu Co nc/Ley Cu Alim

60

2002

2003

2004

2005

2006

Prom 2006

50

40

32

49 30

47 38

20

30

29

28

27

10

24

21

0 M04

M08

M06

M03

M02

M09

M05

M20

M21

* Sin información el año 2006 en M06. * Sin información los años 2002-2003 en M04 y M05.

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2.2.8 Producción de Cobre Fino La producción de Cobre Fino corresponde al producto de las toneladas de concentrado producidas por las leyes de concentrado de cobre total contenido. En la figura 2.2.8 se presenta la relación para las compañías que participan de este estudio, donde: • Los volumenes de concentrado utilizados en los cálculos de producción de cobre fino en los casos de M02, M03 y M09 son los presentados en la figura 2.2.5, donde se considera la relación entre mineral procesado en la molienda SAG y el total procesado en flotación. • Con la muestra analizada, es posible indicar que en el 2006 se produjeron 2.583 (kTon) de cobre fino, correspondiente a un 0,7% menos del producido el año 2005 con 2.603 (kTon), y un 6,8% más que el año 2004 con 2.407 (kTon) respectivamente. • Respecto a las variaciones en la producción de cobre fino entre los años 2005 y 2006, la compañía M21, ha aumentado sus valores en un 8%. Esto se debe principalmente a un aumento en la ley del concentrado de 2,4% y un aumento en los volúmenes de concentrado producido en un 13,9%.

Figura 2.2.8: Producción de Cobre Fino

Producción de Cobre Fino

MTo n 70 2002

2003

2004

2005

2006

Prom 2006

60 50 40 59 30

32 54

20

36

34 26

10

21

18

18 12

M21

M20

M05

M04

M02

M03

M08

M06

M09

* Sin información de producción de cobre fino el año 2006 en M06. * Sin información de producción de cobre fino los años 2002-2003 en M04 y M05.

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2.2.9 Ley de Cobre Total en Colas La ley de cobre en colas, es el porcentaje de cobre que se deposita en los relaves, el cual corresponde al cobre que no es recuperado, donde la recuperación está directamente relacionada con la ley de colas, y por consiguiente, bajas leyes de colas estarán asociadas a altas recuperaciones de cobre. • Los valores para la ley de las colas son diferentes en todas las compañías, donde las que poseen leyes de alimentación más altas tienen leyes de colas más altas también. Esto se observa en los casos de M20 y M21 donde se encuentran las leyes de alimentación más altas, que el año 206 se encuentran en 1,54 y 1,64% Cu respectivamente, mientras que las leyes de las colas se encuentran en 0,27% Cu. • Así mismo, las empresas con leyes de alimentación bajas tienen leyes de colas bajas. Este efecto se aprecia en M04 y M06, donde las leyes de alimentación se mueven entre 0,60% para M06 y 0,88% para M04, presentando valores para las colas que van desde 0,04% en el caso de M06 hasta 0,09% Cu en el caso de M04 . • M05 y M03 son las compañías que presentan la mayor disminución de la ley de sus colas el 2006, siendo un 13,2% y 5,7% menores que el año 2005. • A diferencia de lo anterior, las compañías que han aumentado la ley de sus colas corresponden a M20 y M21, con aumentos que va desde 0,22% y 0,23% Cu el año 2004 a 0,27% Cu el 2006. • Las compañías M04, M08 y M09 no presentan grandes variaciones en ley de colas entre los años 2004 y 2006.

Figura 2.2.9: Ley de Cobre Total en Colas

Ley de Cobre Total en Colas

% 0,35 2002

2003

2004

2005

2006

Prom 2006

0,30 0,25 0,20

0,16

0,27

0,27

0,15 0,10

0,17

0,05 0,05

0,07

0,09

0,11

0,13

0,14

0,00 M06

M08

M04

M03

M02

M09

M05

M20

M21

* Sin información % ley de cobre total en colas el año 2006 en M06. * Sin información % ley de cobre total los años 2002-2003 en M04 y M05.

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2.2.10 Consumo Específico de Energía Corresponde a la energía consumida en los procesos de flotación y remolienda dividida por el tonelaje procesado en la etapa de flotación. En la figura 2.2.10 se muestra el comportamiento de las compañías del estudio, donde a un menor valor del indicador, menor será la energía consumida y mayor la cantidad de mineral procesado durante la flotación. • En un extremo del gráfico se encuentran M03 y M02 con valores de consumo bajo el promedio, entre 1,7 y 2 (kWh/Ton), a diferencia de M20 y M21 donde el valor del indicador se encuentra sobre la media con 3,3 y 4,1 (kWh/Ton). • Las compañías que presentan mayores alzas en sus consumos de energía entre los años 2005 y 2006 corresponden a M02 y M09, con un 8,5% y 1,7% respectivamente. • En promedio, las compañías del estudio consumen 2,8 (kWh/Ton) en las etapas de flotación y remolienda el año 2006.

Figura 2.2.10: Consumo de Energía Flotación y Remolienda

Consumo de Energía Flotación y Remolienda

[kWh/Ton] 6 2002

2003

2004

2005

2006

Prom 2006

5

4

2,8 3 4,1 3,1

2

1

1,7

2,0

2,7

2,7

3,3

2,9

M03

M02

M06

M08

M09

M04

M21

M20

* Sin información del consumo de energía en flotación y remolienda el año 2006 en M06. * Sin información del consumo de energía en flotación y remolienda los años 2002-2006 en M05.

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2.3 Consumibles Los consumibles que se analizan en el estudio son: • Medios de Molienda: Bolas utilizadas en los Molinos SAG, Bolas y Remolienda. • Reactivos: Colectores, Floculantes y Espumantes. • Cal. • Agua. En el caso de los reactivos, hay algunos que no son utilizados en todas las empresas, los cuales se informan pero no se consideran para el cálculo de los indicadores de consumo. El agua, que es un recurso escaso y de alto valor económico juega un rol preponderante en la eficiencia de cada empresa, por lo que en el informe se presenta el consumo de agua fresca de cada compañía referido a Molienda SAG, Flotación y Espesamiento de Concentrado.

2.3.1 Medios de Molienda 2.3.1.1 Consumo de Bolas en Molienda SAG En la figura 2.3.1.1(a) se muestra el consumo de bolas de los molinos SAG y en la figura 2.3.1.1(b) se puede ver el consumo de bolas de la Molienda SAG, es decir el consumo de los molinos SAG más los molinos de Bolas asociados. Estos consumos de bolas son importantes en una planta Concentradora, por lo que cualquier mejora en el consumo unitario aportará beneficio sustantivo al costo de ésta. • El año 2004 en la compañía M03 el consumo de bolas de los Molinos SAG tuvo una baja significativa, debido posiblemente al cambio del tamaño de las bolas utilizadas, pasando de 5” a 6”, mientras que la baja más significativa presentada el año 2006 corresponde a la compañía M21, con una disminución de un 29%. • Los consumos promedio de bolas entre los años 2006 y 2005 presentan una baja de un 17%, siendo el consumo del último año de 326 (g/ton).

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Figura 2.3.1.1(a): Consumo Unitario de Bolas en Molinos SAG

Consumo de Bolas en M olinos SAG

[g/t on] 800

2002

2003

2004

2005

2006

Prom 2006

700 600 500 400

735

326

300

450

200 209

100

257

304

317

340

408

M21

M20

M05

M02

M04

M09

M03

M08

* Sin información de consumo de bolas en molinos SAG los años 2002-2006 en M06. * Sin información de consumo de bolas en molinos SAG los años 2002-2003 en M04 y M05.

La razón entre el consumo total de bolas y el tonelaje procesado por año en las líneas de Molienda SAG, se presenta como el consumo unitario de bolas en Molienda SAG, y los valores se presentan en la siguiente figura. • Los tamaños y tipos de bolas utilizados por las compañías son similares, y dependen de la operación de cada una de ellas. En general, en los Molinos SAG se utilizan las de mayor diámetro, entre 150 y 102 (mm), mientras que en los molinos secundarios se utilizan las de menor tamaño, entre 102 y 76 (mm). • En general, entre todas las compañías del estudio se distinguen 2 grandes proveedores de bolas, Moly Cop y Proacer. En el caso particular de M02, aparecen 2 nuevos proveedores, Sabo y MEPSA. • En los casos de M02, M03 y M09 donde además se realizan consumos de bolas en Molienda Convencional y Unitaria, estos se excluyen de los consumos totales presentándose solamente los correspondientes a Molienda SAG. • Las compañías con los mayores consumos de bolas corresponden a M03 y M08, donde se presentan altos valores para la dureza del mineral, como en el caso de M03 donde el año 2006 corresponde a 18,4 (kWh/tc). Por el contrario, en las compañías M02, M21 y M20, donde los consumos de bolas son menores, el work index se encuentra entre 13,2 y 13,7 (kWh/tc).

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Figura 2.3.1.1 (b): Consumo de Bolas en Molienda SAG [g/ton]

Consumo de Bolas en M olienda SAG

1.400 2002

2003

2004

2005

2006

Prom 2006

1.200

1.000

800

1.248

781 1.029

600

400

829

624

633

661

705

695

200

M02

M21

M20

M04

M09

M05

M08

M03

* Sin información de consumo de bolas en Molienda SAG los años 2002-2006 en M06. * Sin información de consumo de bolas en Molienda SAG los años 2002-2003 en M04 y M05. * Sin información de consumo de bolas en Molienda SAG el año 2006 en M08.

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2.3.1.2 Dureza versus Consumo de Bolas La dureza del mineral expresada en work index versus el consumo de bolas en molinos SAG, corresponde a la relación de consumo de bolas asociado a la dureza del mineral, donde este consumo dependerá del tamaño final al que se lleva la partícula. El work index es el trabajo total (expresado en kWh/tc) para reducir una tonelada corta de mineral desde un tamaño teóricamente infinito hasta partículas que hasta en un 80% sean inferiores a 150 micras. • Teóricamente, a medida que aumenta la dureza del mineral aumenta también el consumo de bolas. Este efecto se aprecia parcialmente en la información de las plantas concentradoras participantes, puesto que a medida que aumenta la dureza del mineral también aumenta el consumo unitario de bolas con una correlación de 0,5. . Figura 2.3.1.2: Dureza versus Consumo de Bolas Molinos SAG

Dureza v/s Consumo de Bolas M olinos SAG [g/t on] 650

2005

2006

Linear (2006)

2

R = 0,5 M 03

550

M 03

M 09

450

M 02

350

M 09

250

M 21

M 20 M 21

150 12,0

M 04

M 04

M 02

13,0

M 20 14,0

15,0

16,0

17,0

18,0

19,0

WI [Kwh/TC]

* Sin información consumo bolas Molinos SAG y dureza los años 2005-2006 en M05, M06 y M08.

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2.3.1.3 Granulometría versus Consumo de Bolas El porcentaje retenido sobre la malla 100 (%+100#) se relaciona con el consumo de bolas en Molienda SAG debido a que, a medida que se busca reducir más de tamaño para lograr la liberación del cobre y disminuir el porcentaje +100# retenido, mayor es el consumo de agentes moledores. Esto quiere decir, que a menores valores de granulometría debiera haber mayor consumo de bolas, con el consecuente aumento de energía y disminución en el rendimiento de la planta (Ton/h). • Teóricamente y de acuerdo a los valores de consumo y granulometría de las compañías del estudio, a medida que aumenta el porcentaje de retenido disminuye el consumo de bolas con una correlación de 0,5.

Figura 2.3.1.3: Granulometría versus Consumo de Bolas Molienda SAG

Granulometría v/s Consumo de Bolas M olienda SAG

[g/ton]

2005

1.500

2006

Linear (2006)

R 2 = 0,5 1.300

M03

M03

1.100

900

M09

M21

M20

700

M09

M02

M21 M20

500 15

17

19

21

23

25

27

29

M02 31 33 +100#Ty [%]

* Sin información de consumo de bolas y granulometría los años 2005 y 2006 en M06. * Sin información de granulometría los años 2005-2006 en M04 y M8.

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2.3.1.4 Consumo de Bolas en Remolienda En la figura 2.3.1.4 se muestra el consumo de bolas en el proceso de Remolienda. • La mayor baja en el consumo de bolas de remolienda se presenta en la compañía M21, donde entre los años 2005 y 2006 disminuye en más de un 11%. • A diferencia de lo anterior, M20 presenta el mayor aumento en el consumo de bolas con más de un 13% para el mismo periodo. • En general, el consumo de bolas aumentó en un 6% el año 2006. • Se destaca el bajo consumo de bolas en M04 durante todos los años estudiados, lo cual puede deberse a la implementación de distintos proyectos entre los cuales se encuentra una mayor inversión en la Mina, para así moler más fino y obtener mineral de menor granulometría.

Figura 2.3.1.4: Consumo de Bolas en Remolienda

Consumo de Bolas en Remolienda

[g/t on] 175

2002

2003

2004

2005

2006

Prom 2006

150 125 100 75

50 50 53

25 -

13 M04

30 M02

53

75

74

30

M03

M21

M08

M09

M20

* Sin información de consumo de bolas en remolienda los años 2002-2006 en M05 y M06. * Sin información de consumo de bolas en remolienda los años 2002-2003 en M03 y M04.

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Las dimensiones de las bolas utilizadas tanto en lMolienda SAG como en Remolienda se presentan en la tabla II-3, donde en general, las de mayor diámetro se utilizan en los Molinos SAG, y las de menor tamaño en Remolienda.

Tabla II-3 Tamaños de Bolas Utilizadas en Molienda SAG y Remolienda

TIPO DE BOLAS (mm)

M02

M03

M04

M05

M08

M09

M20

M21

150 140 133 127 102 76 38 31 25 No se utilizan. Si se utilizan.

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2.3.2 Reactivos 2.3.2.1 Consumo de Cal La cal cumple un rol de modificador de pH, con el propósito de inhibir la flotación de Pirita presente en la pulpa de alimentación a Flotación. Este consumo depende del pH al cual la empresa realiza el proceso de flotación, encontrándose generalmente entre 9,5 a 10,5. • En la figura 2.3.2.1 se presentan los consumos para cada compañía durante los años estudiados, donde estos varian entre 362 (g/Ton) y 2.102 (g/Ton) en los casos de M04 y M20. • La compañía M04 posee el consumo más bajo de Cal debido a la naturaleza mineralógica de su mineral de base súlfuro, la que presenta una alta cantidad de Calcopirita. • En el caso contrario, donde se presentan los consumos más altos de Cal y que corresponden a M20 y M21, estos se asocian a la naturaleza mineralógica de su mineral de base súlfuros, la que corresponde a sobre un alto porcentaje de Pirita. • Las compañías M08 y M20 son aquellas que han aumentado el consumo en más de un 15%, a diferencia de M04 quién presenta una fuerte disminución estos últimos años, un 34% entre los años 2005 y 2006 debido a que ha comenzado a flotar a menores valores de pH.

Figura 2.3.2.1: Consumo de Cal

Consumo de Cal

[g/ton] 2002

2.100

2003

2004

2005

2006

Prom 2006

1.800 1.500

2.102

1.318

1.200

1.500 1.206

900

1.542

1.422

1.090 1.062

600 300 362

420

M04

M06

M09

M02

M08

M03

M05

M21

M20

* Sin información de consumos de cal el año 2006 en M06 y M09. * Sin información de consumos de cal los años 2002-2003 en M04 y M05.

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2.3.2.2 Volumen de Reactivos istrados El volumen de reactivos istrados en cada compañía se muestra en la figura 2.3.2.2(a), donde se incluyen los colectores, espumantes y floculantes utilizados por cada tonelada procesada en las plantas concentradoras. El tipo y las cantidades de estos distintos compuestos se relacionan con la composición mineralógica del mineral que se va a flotar, por lo que no son los mismos tipos para todas las compañías. Además, cabe mencionar que los consumos de reactivos utilizados en la flotación de Molibdeno no se incluyen por encontrarse fuera del límite de batería. Cabe mencionar que no se consideran para este análisis pero si se utilizan en diferentes compañías algunos otros compuestos como: • Antiespumantes y ácido sulfúrico en M03. • Diesel y kerosene en M03, M04 y M05. • Antincrustante en M21. • NaSH en las plantas 20 y M21 como reactivo dentro de sus procesos, desde el año 2003 en el caso de M20 y desde el 2004 en M21. • En promedio, las compañías utilizan 54 (g/ton) de reactivos el año 2006, presentando consumos similares los años anteriores. • Las mayores diferencias en los consumos se presentan en M20, donde este aumenta en un 14%, mientras que en M05 disminuye casi en un 100% entre los años 2005 y 2006.

Figura 2.3.2.2 (a): Volumen de Reactivos istrados

Volumen de Reactivos istrados

[g/t on] 2002

2003

2004

2005

2006

Prom 2006

90 75 60

54 94

45 30 15

38 27

46

45

52

54

75

29

M06

M05

M08

M03

M09

M04

M02

M21

M20

* Sin información de volumen de reactivos istrados los años 2002-2006 en M06.

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En la tabla II-3 se muestra el detalle del consumo de los colectores, espumantes y floculantes utilizados en cada compañía minera el año 2006. Tabla II-4 Consumo de Reactivos 2006 CONSUMO REACTIVOS

M08

M05

M03

M04

M02

M09

M21

M20

Colectores

26

38

37

18

30

30

25

48

Espumantes

11

3

5

28

17

15

19

20

Floculantes

0

0

3

4

4

9

16

21

TOTAL (g/l)

37

41

45

50

51

54

60

89

En la figura 2.3.2.2 (b) se presentan los consumos por año de los colectores utilizados en cada una de las compañías mineras en el periodo analizado. Entre los más utilizados se encuentran: • AP-3926 por M02, M20 y M21. • AP-5745 por M05 y M21. • AP-3758 por M03 y M21. • AX – 317 por M20 y M21. • AX-343 por M03 y M04. • HOSTAFLOT LIB por M04 y M06. • XANTATO por M02 y M03. • Además, las compañías que más tipos diferentes de colectores utilizan para realizar la flotación de sus minerales corresponden a M03 y M04 con 6 tipos, y M20 y M21 con 5 tipos distintos. • La compañía M20 es quién ha aumentado en un 18% el consumo de colectores, mientras que M02 es quién ha disminuido en mayor proporción su consumo, con un 79%.

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Figura 2.3.2.2 (b): Consumo de Colectores

Consumo de Colectores

[g/t on] 60

2002

2003

2004

2005

2006

Prom 2006

50

40

32 30

20 21 10

26

26

30

39

37

53

22

13

0 M06

M04

M09

M05

M08

M02

M03

M21

M20

* Sin información de consumo de colectores el año 2006 en M06. * Sin información de consumo de colectores los años 2002-2003 en M04 y M05.

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En la tabla II-5 se presentan los tipos de colectores utilizados por cada una de las compañías a través de los años analizados.

Tabla II-5 Tipo de Colectores Utilizados TIPOS DE COLECTORES

M02

M03

M04

M05

M06

M08

M09

M20

M21

SF-323 HOSTAFLOT LIB AERO PROMOTER 7249 A PAX AP 405 S-8809/SF758 SF-574 AP-3758 AX-343 SF-113 SF-758 SF-114 AX – 317 AP-3926 D-101 XANTATO AP--437 / AP 473 P-40 S-8718 AP-5745 AP-404 FLEX-21 AP-5744 MATCOL D-50 BRENTAG 213/214

No se utilizan. Si se utilizan.

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En la figura 2.3.2.2(c) se presentan para cada compañía, los consumos de los diferentes tipos de floculantes. En el caso de los floculantes más utilizados se encuentran: • FLOEGER 913 por M02 y M09. • SUPER FLOC A-110 por M03 y M04. • TEC-2050 por M20 y M21. • Las compañías que utilizan distintos tipos de floculantes son principalmente M04 con 4 tipos, M20 con 3 tipos, y M08 con 2 tipos de floculantes diferentes. • Entre las compañías del estudio, M09 es quién más ha aumentado su consumo los últimos años, en un porcentaje cercano al 11%, mientras que M04 lo ha disminuido en más de un 12%. • Además, las compañías que mantienen constantes sus consumos de floculantes durante los años 2005 y 2006 corresponden a M08 y M20.

Figura 2.3.2.2 (c): Consumo de Floculantes

Consumo de Floculantes

[g/t on] 24 2002

2003

2004

2005

2006

Prom 2006

21 18 15 12

21

14

17

9 6 8

3 0,2

3

M08

M03

9

10

4

0 M04

M02

M09

M06

M21

M20

* Sin información de consumo de floculantes el año 2006 para M06. * Sin información de consumo de floculantes los años 2002-2006 en M05.

El detalle de los tipos de floculantes utilizados por las compañías durante los años analizados se presenta en la tabla II-6.

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Tabla II-6 Tipo de Floculantes Utilizados

TIPO DE FLOCULANTES

M02

M03

M04

M06

M08

M09

M20

M21

FLOC TEC-228 SUPERFLOAC A 120 NALCO NALCLEAR 9807 FLOEGER 913 SUPER FLOC A-110 TEC-2050 MAG-1011 MG-656 FLOERGER 923 SH PRAESTOL 2620 CLARISOL ORIFLOC AP 2020 No se utilizan. Si se utilizan. En la figura 2.3.2.2(d) se presentan los diferentes consumos de espumantes para cada compañía. Entre los espumantes que más se utilizan se encuentran: • MIBC por M03, M04, M05, M06, M08 y M09. • DOWFROTH 1012 por M03 y M08. • ACEITE DE PINO por M20 y M21. • X -133 por M20 y M21. • Las compañías que utilizan más tipos de espumantes diferentes corresponden a M08 con 5 tipos; y M03, M04 y M20 con 3 tipos distintos. • Las mayores variaciones en los consumos se presentan en M02, donde este aumenta en un 20% con respecto al año 2005, a diferencia de M03, donde el consumo de espumantes disminuye en más de un 100%.

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Figura 2.3.2.2(d): Consumo de Espumantes

Consumo de Espumantes

[g/t on] 35 2002

2003

2004

2005

2006

Prom 2006

30 25 20

15

28

15 19

10

17 15

11

5 0

20

3 M05

4 M06

5 M03

M08

M09

M02

M21

M20

M04

* Sin información de consumo de espumantes el año 2006 en M06. * Sin información de consumo de espumantes los años 2002-2003 en M04 y M05.

En la tabla II-7 se presenta el detalle de los tipos de espumantes utilizados en las diferentes compañías entre los años 2002 y 2006-

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Tabla II-7 Tipo de Espumantes Utilizados TIPOS DE ESPUMANTES

M02

M03

M04

M05

M06

M08

M09

M20

M21

MIBC ESPUM NALCO OTX 140 DOWFROTH 1012 OTX 133 AEROFROTH 76 A 76-A-1012-MIBC ACEITE DE PINO X -133 CC-2 F-507 MONTANOL MEZCLA TRIPLE: D-250: MIBC: ACEITE DE PINO TEB MATHIESEN TERIC D-250

No se utilizan. Si se utilizan.

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2.3.3 Consumo de Agua 2.3.3.1 Consumo de Agua Fresca El consumo de agua fresca se expresó en Make up, es decir litros por tonelada tratada, a fin de compensar el efecto de aumento en la capacidad de tratamiento. Este consumo se muestra en la figura 2.3.3.1, donde no se presentan los valores de la compañía M04, ya que estos incluyen el consumo de agua utilizada en la flotación de molibdeno, la cual se encuentra fuera del límite de batería. • La compañía M09 es quién ha aumentado en mayor proporción el consumo de agua fresca este último año, en un 7,6%. Por el contrario, M02 es quién más ha disminuido su consumo, en un 1,6%. • Además del consumo de agua fresca, todas las compañías recuperan volúmenes de agua, los cuales reincorporan nuevamente al proceso siendo M06 y M04 quienes recuperan más del 80% de su consumo.

Figura 2.3.3.1: Consumo Unitario de Agua Fresca

Consumo Unitario de Agua Fresca

[l/ton] 2.500

2002

2003

2004

2005

2006

Prom 2006

2.000

1.500

1.297 1.816

1.000

500

598

670

711

884

923

1.032

385 M08

M21

M05

M06

M20

M03

M02

M09

* Sin información de consumo de agua fresca el año 2006 en M06. * Sin información de consumo de agua fresca los años 2002-2003 en M02 y M04.

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2.3.3.2 Proporción de Consumo de Agua En esta sección se presenta la proporción de consumo de agua fresca y recuperada, observándose en la figura 2.3.3.2 que en general, las empresas tienden a privilegiar el consumo de agua recuperada en sus faenas. Los consumos se muestran en millones de (m3). • En la figura siguiente la compañía M03 no presenta utilización de agua recuperada, debido a que por los procesos que realiza, el mayor volumen se utiliza en Molienda Convencional y lo que va a Molienda SAG es despreciable. • Del grupo de plantas analizadas, quien se destaca por su bajo porcentaje de agua fresca consumida es la compañía M06, quien mantiene solamente un consumo de 13% sobre el total de utilización de agua. • A diferencia de lo anterior, la compañía M20 para el año 2006 consume el 88% de agua fresca de acuerdo a las necesidades de su proceso. • Al igual que en lla figura anterior, no se presentan los consumos de M04, ya que incluyen el agua utilizada en la flotación de Molibdeno.

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Figura 2.3.3.2: Consumo de Agua Fresca y Recuperada

Consumo de Agua Fresca y Recuperada Fresca

Recuperada

Millones m3 M05 2004 M05 2005 M05 2006

24 [23%] 26 [24%] 26 [25%]

84 [77%] 86 [76%] 80 [75%]

M08 2003 M08 2004 M08 2005 M08 2006

14 [24%] 16 [24%]

44 [76%] 50 [76%]

14 [20%] 14

56 [80%]

[23%]

48 [77%]

31 [33%] 29 [30%] 28 [28%]

M02 2004 M02 2005 M02 2006

63 [67%] 66 [70%] 70 [72%] 44 [100%]

M03 2003 M03 2004 M03 2005 M03 2006

46 [100%] 51 [100%] 22 [100%] 10 [16%] 10 [16%] 8 [13%]

M06 2003 M06 2004 M06 2005

53 [84%] 53 [84%] 55 [87%] 22 [44%]

M09 2003 M09 2004 M09 2005 M09 2006

28 [56%]

21 [49%]

35 [84%] 39 [83%] 39 [86%] 37 [88%]

M20 2003 M20 2004 M20 2005 M20 2006

7 [16%] 8 [17%] 6 [14%] 5 [12%]

17 [52%] 22 [59%] 25 [60%] 25 [63%]

M21 2003 M21 2004 M21 2005 M21 2006 0%

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22 [51%] 21 [100%] 23 [100%]

10%

20%

30%

15 [48%] 15 [41%] 16 [40%] 15 [37%]

40%

Página 73

50%

60%

70%

80%

90%

100%

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Intencionalmente Blanca

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3

PARTE

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Prácticas Implementadas

3.1 Desarrollo de Prácticas Esta parte del estudio tiene que ver con aquellos cambios que cada Planta Concentradora ha generado y que le han dado buenos resultados, entenderemos como una práctica exitosa, aquella optimización que se ha generado en algún área, esto puede ser producto de una iniciativa que nace al interior de la compañía o bien traída desde otro lugar donde ha tenido buenos resultados según el desarrollo dado al interior de la planta. A través de estas prácticas se pueden focalizar oportunidades de mejoras, que tendrán impacto sobre el negocio global. En este estudio de benchmarking se trató dea investigar más allá que los índices de desempeño, tratando de registrar e identificar aquellas prácticas que explican las diferencias en desempeño. No solamente se trata de cuantificar las diferencias en desempeño. ¿De qué forma se pueden comparar índices entre distintas faenas donde existe una fuerte incidencia en factores externos como son la dureza del mineral, o las características de procesos propias de cada planta? El desafio del estudio para comparar bajo el mismo prisma, no es siempre posible. En la minería, ninguna planta concentradora es exactamente igual en diseño. Se debe preparar diagramas de flujo de procesos para identificar las principales diferencias en las circuitos de beneficio. Esto facilita la comparación de aquellos sub-sistemas que son similares en diseño. Luego si debe intentar desagregar los datos que pertenecen a los sub-sistemas que no son comparables. Con respecto a los factores externos, como la dureza de mineral, hay que buscar indicadores que permiten eliminar gran parte de las fuente de varianza. Por ejemplo, en el caso de los molinos, la dureza del mineral influir mucho en los costos de mantenimiento. Antes de realizar el proceso de recopilación de datos, es una buena práctica para desarrollar una descripción de las variables que influyen a los indicadores. Esto permite a los autores del estudio para identificar las principales diferencias en los factores externos entre una empresa y las demás.

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3.1.1 Prácticas M02 Durante el período 2005-2006 M02, realiza constantes prácticas en mejora de la productividad, rendimiento y calidad del producto. Es por eso que dentro de estas, se cuenta con una mantención general al chancador de Pebbles lo que permitió obtener una alimentación mayor a la molienda SAG, por otra parte, cambió a hidrociclones Vulco que aumentaron el rendimiento del proceso, además se utilizan espesadores de concentrado en tratamiento de agua, logrando así, ocupar de mejor forma las instalaciones de la división, y un proyecto importante es implementar un sistema de control mina-planta, que ya se encuentra en una fase avanzada, lo que permitiría mantener el proceso completamente monitoreado. El proyecto Optimización Plantas Concentradoras a 182.000 tpd constituyó una de las mayores inversiones de M02 en los últimos años, junto con el traslado Chancado Primario. La Optimización de las Concentradoras, la flotación primaria A1, se encuentra operando en forma satisfactoria. Este proyecto permitió aumentar la recuperación de cobre y molibdeno en 1,5% y 4,7%, respectivamente; y, en general, la rentabilidad que aporta al negocio divisional, equivale a recuperar 2,3 dólares por cada dólar invertido. Los principales hitos del Proyecto 182 KTPD fueron los siguientes: • Repotenciamiento molienda convencional A0 (dic 2002). • Ampliación filtros concentrado de cobre (marzo 2003). • Nueva planta de flotación primaria A2 y Nuevo filtro moly (junio 2003). • Nuevo espesador hi-cap T7 (julio 2003). • Nuevo espesador hi-cap T8 y Sección 18 molienda secundaria SAG (septiembre 2003). • Ampliación circuito SAG con nueva planta pebbles (nov 2003). • Nuevo Patio de almacenamiento y dosificación reactivos (diciembre 2003). • Nueva planta de flotación A1 (febrero 2004). Proyectos Con una inversión del orden de los US$105 millones, el proyecto contempló varias obras: Aumento Capacidad Filtros Concentrado Cobre, nuevo Filtro de Concentrado de Molibdeno, Celdas de Flotación Primaria, Espesadores de Alta Capacidad, nueva Planta de Almacenamiento y Dosificación de Reactivos, Optimización de la Molienda Convencional, nueva Sección Eléctrica 13,8 kV, y Ampliación del Circuito SAG. Las principales adquisiciones fueron: • Celdas gigantes 5.650 pie3 Outokumpu . • Chancadores de pebbles Metso HP 800. • Bombas - ciclón y accionamientos 1.500, 600 HP . • Correas transportadoras y de alta pendiente . • Puentes grúa y Grúa Portal. • Equipos eléctricos en media y alta tensión.

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El aumento del tonelaje en lo principal proviene de la Concentradora A2, que opera con molienda semiautógena (SAG). Este consideró la construcción de un circuito de pebbles en base a dos chancadores y sus equipos rios, como las correas transportadoras, torres de transferencia, detectores de metales y electroimanes, sistemas de captación de polvo, etc. Adicionalmente, el proyecto incorporó unidades de molienda existentes en la ex-planta de escoria al circuito SAG como molienda secundaria, efectuándose además el cambio completo de los sistemas de clasificación y bombeo. Para que el sistema de molienda semiautógena produzca a su máxima capacidad, existen dos condiciones básicas: desde chancado se debe enviar material de calidad adecuada en términos de su granulometría; mientras en la Concentradora, los sistemas de molienda y flotación deben mantener una adecuada continuidad de marcha. Seguridad El proyecto de Optimización Concentradoras 182 KTPD llego a su término después de dos años de ejecución, interviniendo plantas en marcha, con una alta interferencia operacional y con más 4,8 millones de horas hombre. A pesar de las difíciles condiciones en que en muchos casos se ejecutaron las actividades de construcción y montaje, el resultado del proyecto en materia de seguridad fue satisfactorio ya que terminó sin accidentes graves que lamentar y alcanzando un IF de 6 y un IG de 100, con un peack de mano de obra de más de 1.700 trabajadores en planta. Cambio de Unidades de Alimentación y Partidores Sincrónicos Para control de molinos de barras y bolas de las concentradoras A0 y A1. El proyecto de ampliación de capacidad y cambio de tecnología de las concentradoras A0 y A1 de M02 formó parte del proyecto Optimización Plantas Concentradoras a 182 KTPD. En el desarrollo de este proyecto, M02 propuso colocar equipos a prueba de distintos fabricantes para poder estudiar el comportamiento que podrían tener en las plantas con todas las inclemencias a las que pueden estar expuestos, como temperaturas altas, altura geográfica, polvo, uso continuo, etc. El proyecto consistía en cambiar todas las Unidades de Alimentación (Switchgear) y cambio de todos los Partidores Sincrónicos que controlan los molinos de barras y bolas de las concentradoras A0 y A1. El requisito exigido para este cambio no consistía solamente en entregar los equipos, sino que también capacitar al personal, manejo de un stock de repuesto considerable, dar asesoría en la puesta en marcha y, además, contar con personal especializado por un año en la planta. En este proyecto Eecol Electric suministró los siguientes equipos: • Todas las Unidades de alimentación de la Concentradora A0 y A1 (Switchgear). • Partidores para la Concentradora A0 (12 Partidores Sincrónicos 300 HP, 2400 Volts y 37. • Partidores Sincrónicos 1000 hp, 2400 Volts). • Partidores para la Concentradora A1 (5 Partidores Sincrónicos 1750 HP, 4160 Volts y 4 Partidores Sincrónicos 3500 hp, 4160 Volts). El desarrollo del proyecto se llevó a cabo por alrededor de un año y medio desde el momento en que se adjudicó la Orden de Compra, y se realizaron múltiples coordinaciones con el personal de Montaje y de Codelco Norte para poder ir cambiando unidad por unidad, ya que era imperioso no interrumpir el normal proceso de producción de las plantas. Este proyecto permitió a Eecol alcanzar mucha experiencia respecto a la funcionalidad de un Partidor Sincrónico Benshaw, utilizándolo en las condiciones más extremas a las que pudiera estar expuesto un equipo de estas características.

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3.1.2 Prácicas M03 En general M03 ha tratado de establecer mejores prácticas considerando como relevantes para la gestión de la operación; porcentaje de utilización, costos, taza de frecuencia de accidentes y productividad. En la parte molienda SAG se han generado resultados satisfactorios por las modificaciones realizadas en la configuración de revestimientos, logrando reducción de los tiempos de detención. Se consideran los parámetros más importantes en la operación; el porcentaje de +100 M, el consumo de bolas y el consumo de energía. El porcentaje de +100M ha ido bajando producto de algunas mejoras realizadas especialmente en el área de clasificación. El consumo de bolas tuvo una baja significativa en el 2004 debido posiblemente al cambio de bolas de 5” a 6”. La estrategia operacional ocupada para operar esta planta se fundamenta en dos principios básicos; procesar el máximo de tonelaje para lograr el mejor producto final (máximo 18% +100M). Esto se logra al operar con un nivel de llenado de 25 a 28 %, al máximo de velocidad, 10,3 RPM. Variando el % de sólido de alimentación al molino según sea la granulometría que este entrando al molino y ocupando permanentemente el control experto Super-SAG. De acuerdo a los datos recopilados la variable granulométrica es la que más influye sobre el rendimiento del molino SAG, el aumento de % de fracción gruesa (considera grueso los tamaños sobre 6”) disminuye el tonelaje procesado por hr. Dentro de los planes de desarrollo se encuentran; eliminar la mitad de las filas de los lifters del cilindro, modernización del control eléctrico del molino, prechancado, harnero doble deck, consignación de repuestos, establecer alianzas estratégicas con proveedores, especificaciones de repuestos en insumos y planes futuros considerando el impacto ambiental. Se considera en general lo siguiente; • Dotaciones: Implementar el desarrollo de carrera y la gestión del desempeño de acuerdo a cargos y funciones. • Seguridad: Evitar accidentes fatales, a través de acciones preventivas sobre riesgos críticos, planes personalizados de seguridad y mejoramiento de conductas. • En los molinos SAG: Sistemática gestión de mejoramiento en labores de Mantención, desarrollando tecnologías para cuantificar desgaste y rediseños de piezas. Aplicación de software de control. • Flotación Convencional: Incorporación de tecnologías de automatización y control en medición de niveles de celdas. • Energía: Usos de motores de alta eficiencia e incorporación de estrategias de control en la operación de equipos de molienda. • Sistemas de Molienda: Estrategias de llenado de cuerpos moledores y mejoras en sistema de bombeo y clasificación (ciclones inclinados) • Reactivos: Incorporación de nuevos reactivos y constante monitoreo de los resultados metalúrgicos, para corregir desviaciones en las dosificaciones.

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3.1.3 Prácticas M04 En Molienda el punto de operación al que actualmente operan los molinos SAG se determinan de manera automática, ya que se instaló un sistema que predice cual es el óptimo de funcionamiento de acuerdo a algunos parámetros entre los que se encuentran la corriente consumida y su derivada, el chancado de pebbles y su derivada, y el tamaño del mineral que alimenta a los molinos. Esto surge a raíz de un concurso implantado por M04, donde se premia a las ideas más innovadoras, las cuales representen mejoras a los procesos en pos de la obtención de un mejor negocio. Esto se realizó en el año 2005. El nivel de llenado de los molinos SAG actualmente se va reponiendo cada 12 hrs. Antiguamente, una vez que el nivel de llenado disminuía hasta cierto valor, el molino era nuevamente cargado, pero ahora, se va controlando el nivel de desgaste sufrido por las bolas, y de acuerdo a eso se estima la cantidad de bolas a ingresar en cada llenado. Esto permite por un lado, evitar el rompimiento o mayor desgaste del revestimiento al soportar tanta carga y choques en el momento del llenado. También se instalo un mecanismo hidráulico que evita el atascamiento que se producía cuando se desalineaba, ya que mediante el accionamiento de este sistema de corta el atascamiento ya que se realiza un movimiento similar al de una ola. Los molinos SAG cuentan con un Sistema Experto, con el cual miden y controlan la molienda la cual funciona bien, utilizándose también en la flotación con menores resultados. También se realiza control de ruidos. Cambios o Mejoras • Se instalo un 5° molino de bolas, que contribuye a eliminar el cuello de botella que se generaba en la molienda secundaria en diciembre 2006. Este molino forma parte de una 3° línea SAG, que en estos momentos se encuentra en etapa de diseño, y se instalará en diciembre de 2009. • Se aumento el tamaño de las bolas de los molinos SAG. • Se instalo un diente mas al piñón de los molinos bolas, para así aumentar la velocidad por lo que muele más (se eliminan cuellos de botellas). • Se cambiaron las parrillas y el revestimiento de los molinos SAG. • Se cambio el sistema de chancado asociado a la molienda SAG, del sistema Water Yet a los nuevos chancadores de Pebbles. • El año 2007 se agrega un 4° Chancador de Pebbles del tipo HP-800, con el cual se incrementa la capacidad de procesamiento de pebbles a 1400 tph. Conjunto con esto, y debido a que la molienda secundaria dispone de energía cuando se procesa mineral de mayor dureza, es que se agregan correas de avance de Pebbles chancados hacia estos molinos para aprovechar la energía disponible. • Se cambiaron las bombas de alimentación a los ciclones, en cuanto a sus potencias y disponibilidades. • Se cambio el diseño de los ciclones en cuanto a sus aberturas y tamaños. • Se realizó el cambio de la baterías de ciclones, de 21 a 14 (proyecto chancadores). • Se modifican constantemente las aperturas de las parrillas. • Se introdujeron cambios en el diseño de los levantadores del SAG. • En el proceso de flotación se realizaron cambios de reactivos, de acuerdo a los informes metalúrgicos y al tipo de mineral.

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• En la flotación Scavenger, el año 2005 se agregaron nuevas celdas, donde se paso de 6 bancos con 2 celdas (12), a 9 bancos con 2 celdas (18). • Se comenzó a flotar a menor pH, de un 10,6 a un 9,5, con lo cual se aumento la recuperación de molibdeno y se ahorra en cal. También se cambiaron los colectores, debido al cambio de pH el año 2005. • Controles de nivel y Sistema Experto en la flotación (no es elemento que genere un cambio diferenciador, ya que ha costado solucionar el tema de los embanques en las celdas). Proyectos El proyecto Mantumil consiste en invertir más en la Mina, para así obtener mineral de menor granulometría (chancar mas fino) y por ende gastar menos en la Molienda. Esto se justifica en los planes de visión de negocio que M04 mantiene a nivel de compañía, “el conjunto gana”. El proyecto de Repotenciamiento incluye los sgtes equipos: • Por un lado repotenciar los molinos SAG, en mayo del 2006. • También se repotencia la flotación, en Agosto del 2006. • Se instala el molino 8 (5°), en diciembre del 2006.

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3.1.4 Prácticas M05 En noviembre de 1998 partió la planta concentradora de M05. En Molienda M05 desarrollo un sistema de revestimiento propio donde se simuló un lifter de alta desgastado, este nuevo diseño les permitió llegar al nivel optimo de tratamiento desde 2 meses a 3 días, esto fue en el año 2003. Minera M05 no tiene prechancado, el mineral entra al SAG, además la molienda de pebbles es alimentada al stock pile. Dada la naturaleza del mineral de Rosario comienzan las pruebas con el uso en la Planta Concentradora del colector AP-5745E y el espumante X-133 a partir de febrero de 2005, actualmente, en el contexto del mejoramiento continuo se ha desarrollado a escala de banco un nuevo colector que mejora la eficiencia del anterior y que esta aprobado para evaluarse en planta, se trata del Aepromoter MX7016. En Flotación se han realizado bastantes pruebas entre ellas las de Isobutilxantato/Isopropilxantato en relación 20:15, también se ha utilizado el E-601. Respecto a los sistemas expertos trabajan con el Mintex en Flotación; SAG G-2 Molycop tool. Además lo que les ha dado bastantes buenos resultados es el análisis en línea de la alimentación granulométrica al SAG. El SAG-Analyzer no ha dado los resultados esperados y no ha tenido la utilidad que se esperaba desde un comienzo. El "Analizador de Carga Interna", desarrollado principalmente por la Universidad de Santiago, tiene como objetivo determinar, en tiempo real, las características del material que hay al interior de un molino semiautógeno. Sin necesidad de interrumpir el funcionamiento de éste, entrega información cada 20 segundos. Normalmente, existe mucha incertidumbre sobre el contenido del molino, por lo que durante la operación, se debe detener para apreciar visualmente su contenido, tarea que tarda entre 40 y 50 minutos e implica dejar de producir una cantidad importante de material.

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3.1.5 Prácticas M21 En general la compañía M21 esta pasando por una etapa de mejoras de un sistema experto analizando las distintas variables conforme al know how conseguido en la primera etapa de puesta en servicio del sistema. En la parte de Molienda se creo un manual de alineamiento operacional para uniformar la operación de la planta en sus distintos turnos, trabajando el equipo de control de procesos y operaciones. • En el chancado de pebbles se colocaron más magnetos para limpieza del producto. • Se utilizan sensores de sonido para control de proceso en el interior del SAG, esto tiene sus inconvenientes cuando cambia la dureza del mineral. • Los feeder están en posición perpendicular a la correa de alimentación al stock pile, distinto a otras plantas concentradoras. • Aumentaron el porcentaje de llenado del SAG de 15% a 18% cambiando además las bolas de 5” a 5½”. • Se diseño un revestimiento interno del SAG con mayor altura conservando el ángulo de ataque en 30°, que les permite tratar 26 millones de toneladas lo que se traduce en 7 meses de operación ( antes duraba 4 meses). Este es una solución mecánica y operativamente funcional. • Se implementaron ciclones “Gimax” de mayor capacidad que por su longitud y diseño del cabezal genera menos corto circuitos y trabaja con menor presión 7 u 8 PSI. En la Flotación se esta probando un sistema experto multivariable y se esta cambiando un colector primario D-101 que esta generando mejor recuperación. También van a comenzar a hacer pruebas con el espumante que le corresponde a este colector. Espesamiento: utilizan floculantes dada la cantidad de arcilllas presentes en el concentrado y han buscado reactivos que generen mayor velocidad de sedimentación TEC 2050 y el TEC 603.

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A

ANEXOS

Anexos

Organigramas, Diagramas y Tablas

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Anexo 1: Definiciones A-1.1 Mano de Obra A continuación se presentan las definiciones más importantes que se han utilizado para la determinación de los indicadores. Dotación Propia: Dotación de empleados que labora con contrato directo en la empresa. Éste es el promedio de dotación del año en estudio. Dotación Contratista: Personal externo que presta servicios en forma permanente en las instalaciones de la empresa, en apoyo a operaciones y mantención (excluye personal de proyectos de inversión de capital). Éste es el promedio de dotación del año en estudio. Dotación Total: Suma de la dotación perteneciente a la empresa y personal contratista. Horas Hombre Dotación Propia: Corresponde a las horas efectivamente trabajadas en el año por los empleados de la empresa, siendo:

HH dot. propia = Hrs. pactadas + Hrs. sobretiem po - Hrs. ausentismo

HH nominal = Dotación ⋅ Horas Semanales ⋅ Semanas al año Donde : Hrs. pactadas: es el total de horas nominales que deberían ser trabajadas por el personal de dotación propia de la empresa en un año calendario. Hrs. sobretiempo: es el total de horas extraordinarias, trabajadas por el personal de dotación propia fuera de la jornada de trabajo pactada. Hrs. ausentismo: es el total de horas no trabajadas por el personal de dotación propia, por licencias médicas, accidentes, permisos, vacaciones u otros. Horas Hombre Dotación Contratista: Corresponde al total de horas efectivamente trabajadas en el año por el personal contratista que presta servicios en forma permanente en las instalaciones de la empresa. Horas Hombre Dotación Total: Corresponde a las horas efectivamente trabajadas en el año por el personal de la dotación propia y de la dotación de contratista.

HH dotacion total = HH dotacion propia + HH dotacion contratista

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A-1.2 Mantención A-1.2.1 Definición Indicadores de Mantención Para la obtención de indicadores de mantención se consideran las siguientes definiciones y cuadro de distribución de horas:

N

i

l

Nominal Disponible

Operativas

Mantención Planeada

Mantención No Planeada

Pérdida Operacional

Las horas nominales se obtienen como la multiplicación entre el número total de días disponibles de trabajo por 24 horas. De acuerdo a cada grupo se tiene la siguiente definición de las horas: Operativas: Son las horas reales en que el equipo o la instalación trabaja en forma productiva, cumpliendo con su objetivo de diseño. Pérdida Operacionales: Horas en que el equipo o instalación estando en condiciones electromecánicas de cumplir su tarea de diseño a cargo de un operador no puede realizarla por motivos ajenos a su funcionamiento. Para este caso se consideran las siguientes: • Falta de mineral • Falta de agua • Falta de energía Mantención: Horas hábiles comprendidas desde el momento que el equipo no es operable en su función de diseño por defecto o fallas en sus sistemas electromecánicos o por haber sido entregado a reparación y/o mantención, hasta que el equipo está en un área de trabajo o estacionamiento, y en condiciones de operación. Las horas que se consideran son: • Espera de personal de mantención. • Espera de equipos de apoyo o repuestos. • Traslado hacia talleres o estación de mantenimiento. • Tiempo real de reparación o mantención.

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El tiempo de mantenimiento se divide en Mantención Planeada y Mantención No Planeada (imprevistos), que incluyen:

Mantención Planeada •

Mantención No Planeada

Todo el tiempo que el equipo no estuvo

•

Todo el tiempo que el equipo no estuvo

disponible por causa de un plan de

disponible porque se encontraba en

mantención.

mantención como resultado de una falla.

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A-1.2.2 Fórmulas Indicadores de Mantención Disponibilidad (%) =

Horas No min ales − Horas Mantención × 100 Horas No min ales

Utilizacion Operativa (%) =

Operativas x 100 Horas Nominal

MTBF =

Horas Operativa N ° de Fallas

MTTR=

Horasde Detencionpor Imprevistos N ° de Fallas

Nota: Las horas de detención por imprevisto son equivalentes a las horas de mantención no planeada.

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A-1.2.3 Fórmulas Indicadores de Flotación y Remolienda Tiempo de residencia Rougher =

Capacidad instalada Rougher × 0,9 Flujo volúmetrico pulpa × 0,6

Donde: Capacidad instalada Rouguer= (m3) 0,9 = corresponde a un 90 % de la capacidad disponible. 60= minutos, unidad de tiempo

Flujo volumétrico pulpa = Flujo volúmetricó Sólido + Flujo voúmetrico Agua  Mineral procesado    Gravedad Específica   Flujo volúmetrico Sólido = (365 × 24) Donde: Mineral procesado= Corresponde a las toneladas procesadas al año Gravedad específica= Corresponde al valor en g/ml del periodo estudiado 365= días del año 24= horas del día

Flujo volumétrico Agua =

Flujo volumétrico del sólido × (100 − % sólido a lim entación Rougher ) % sólido a lim entación Rougher

Donde: % Sólido Alimentación Rougher = corresponde al % del período estudiado

Consumo energía =

Energía consumida flotación y remolienda Toneladas procesadas en flotación

Razón de concentración =

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ley concentrado ley a lim entación

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A-1.2.4 Fórmulas Indicadores de Molienda Consumo bolas =

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Consumo total de bolas Toneladas procesadas por año

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Anexo 2: Organigramas M20-M21a): Gerencia Plantas Concentradoras

Gerente Plantas Concentradoras

Secretaria Gerencia

Superintendente Operaciones Planta M20

Superintendente Operaciones Planta M21

Secretaria Gerencia

Aprendices

Superintendente Tranque y Relaves

M20-M21b): Gerencia Mantenimiento Procesos

Gerente Mantenimiento Procesos

Secretaria Gerencia

Superintendente Mantenimiento Oxido

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Superintendente Mantención Concentradoras

Superintendente Planificación

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Superintendente Ingeniería Mantenimiento

Grupo Técnico Apoyo Gerencia Manten. Proceso

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M20-M21c): Gerencia Servicios Técnicos Metalúrgicos

Gerente Servicios Técnicos Metalúrgicos

Superintendente de Sistemas y Procesos

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Superintendente Soporte y Proyectos

Líder Técnico Laboratorio Químico

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Aprendices

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M02: Gerencia Extracción y Concentración de Súlfuros

Gerencia Extracción y Concentración de Sulfuros Dirección de Ingeniería de Procesos y Gestión Operacional Superintendencia General Mina Chuquicamata

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Superintendencia General Chancados

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Superintendencia General Concentradoras

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M03: Gerencia Plantas

Gerencia Planta Subnegocio de istración y Apoyo

Superintendencia Chancado Y Molienda Sewell

Departamento de Gestión Operativa

Superintendencia Concentración

Superintendencia Planta productos Comerciales

Superintendencia de Ingeniería y Procesos

Superintendencia Mantenimiento

istración Superintendencia Sewell

istración Superintendencia Concentrador

istración Superintendencia Ingeniería y Proceso

istración Superintendencia Planta y Productos Comerciales

istración Superintendencia Mantenimiento

Unidad Chancado Sewell

Unidad Proceso Chancado

Control Automático de Procesos

Unidad Proceso Filtro y Secado

Ingeniería Mantención

Unidad Molienda Sewell

Unidad Proceso Convencional

Laboratorio Metalúrgico

Unidad Proceso Hidrometalurgia

Unidad Mantención Eléctrica/INstrumentación

Unidad Proceso Relave

Metalurgia Plantas

Unidad Proceso Molibdeno y Reactivos

Unidad Mantención Chancado

Unidad Proceso SAG

Unidad Mantención Concentrador Unidad Mantención Molienda SAG Unidad Mantención Plantas y Productos Comerciales Unidad Mantención Sewell

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M04: Gerencia Plantas Gerente Planta Ases. Prev. Riegos

Ing. Cont. Gestión

Superintendente Pta. Concentradora

Jefe Operativo Concentradora Supervisor Control. Procesos Maestro Mayor

Op. Mantened. 1, 2, 3 Op. Mantened. 3

Ingeniero SR Producción

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M05: Gerencia Planta

Superintendente Ingeniero de Proceso Molienda

Ingeniero de Proceso Flotación

Ingeniero de Proceso Mineroducto

Ingeniero de Proceso Relaves y Aguas

Coordinador Aseo Industrial Jefe de Turno Operadores Molienda (3) Flotación (5) Mineroducto (1) Relaves (1)

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Jefe de Turno

Jefe de Turno

Operadores Molienda (3) Flotación (5) Mineroducto (1) Relaves (1)

Operadores Molienda (3) Flotación (5) Mineroducto (1) Relaves (1)

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Jefe de Turno Operadores Molienda (3) Flotación (5) Mineroducto (1) Relaves (1)

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M06: Gerencia Planta

General Manager

Concentrator Manager

Secretary

Concentrador Port & Services Supervisor

Concentrator Operations & Metallurgical Superintendent

QFZ Black Belt

Concentrator Maintenance Superintendent

Secretary Asistant

Shift Supervisors Sampler Metallurgical Technicians 9 Operators A 3 Oerators B 2 Mechanics 2 Electricians

Training PSBC & Environmental

Metallurgical Chief

Metallurgists A Training

Operations Chief

Concetrator Shift Supervisor

Senior Planner

Grinding & Pebble Planner

Tailings Flotation Filters Planner

Shift Primary Crusher

Predictive Maintenance Supervisor

(Concentrator Shift Supervisor) QFZ Green Belt

Predictive Engineer (Operators B) QFZ

Shift Grinding & Pebbles Predictive

Control Supervisor

Control Supervisor Asistants

Instrumentation & Electrical Planners

Shift Tailings Flotation & Filters Shift Electrical Instrumentation

Planner Asistants Maintenance Supervisors

Service Supervisor 48 Operators A 9 Operators B Operators 4 Services Machine Operators 6 Operators A Services 1 Operators B Services

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Maintenance General Supervisor

Clerk Electrical & Instrumentation Supervisor

Instrumentation Supervisor

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Anexo 3: Diagrama de Flujo M02(a): Chancado Primario

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M02(b): Proceso de Concentración

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M03(a): Proceso Planta

Process Plant FlowChart COA RSE ORE

FINE ORE

FROM MINE

FROM MINE

P ROCESS CIRCUIT B Y B A LL GRINDING, 66 KT/D OF CA P A CITY 2º/ 3º CRUSHING CIRCUIT

BALL GRINDING

COLLECTIVE FLOTATION

SELECTIVE FLOTACION (M OLYBDENUM )

FILTERING PLANT

Cu CONCENTRATE

PRIM ARY CRUSHING COLON

(13) BALL M ILL, 2.500 HP 51.800 HP TOTAL

(3) 2º CRUSHING, 800 HP (8) 3º CRUSHING, 800 HP

CONVENTIONAL CIRCUIT

CONVENTIONAL CIRCUIT

(8) HIGH PRESSURE FILTERS

Cu CONCENTRATE TO SM ELTER (/\ ) x 66” x 89” , 800 HP (/\ ) x 54” x 74” , 500 HP

P ROCESS CIRCUIT B Y SA G GRINDING, 65 KT/D OF CA P A CITY SAG GRINDING SAG M ILL

M O CONCENTRATE TO M ARKET Cu CONCENTRATE TO M ARKET

COLLECTIVE FLOTATION BALL M ILL

TAIL THICKENING AND WATER RECIRCULATION

*41.000 HP IN SAG M ILL *42.000 HP IN BALL M ILL *(4) PEBBLES CRUSHERS, 800 HP

CONVENTIONAL CIRCUIT

TA ILINGS TO CA REN P OND

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M03(b): Esquema General

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M04(a): Diagrama de Flujo Molienda

Diagrama de Flujo Molienda 2 Chancador Norberg 5 ½’ 500 HP 1 Chancador MP 800 , 800HP 1 Chancador MP1000 , 1000HP

• • • • • • •

2 Trommel Dia. 4.7 mt Largo 5.2 mt Slot 1.25”x15mm

Tamañ Tamaño Alim. Alim. SAG 43% - 1¼”. ¼”. Tamañ Tamaño Desc. SAG 80% - 3.5 mm. Tamañ Tamaño Alim. Alim. Flotació Flotación 80% - 250 um. um. Tamañ Tamaño Chancado Gravilla 80% - 11 mm. W. I. 10,0 – 12,5 KWH/Tc. %CC Molinos Bolas 350% Cy.GMAX 33” 33” : Apex = 8” 8”

: Vortex = 14” 14”

1 Harnero 6’ x 20’ Slot de 6 mm 2 Molino SAG 36`x17` 20000HP

Batería Ciclones 1 14 Ciclones GMAX 33”

Molino Bolas 4 21’x33’ 9500 HP

Bomba PP101 MILLMAX 26” x 28” 2500 HP

Batería Ciclones 2 14 Ciclones GMAX 33”

Molino Bolas 5 21’x33’ 9500 HP

Bomba PP102 MILLMAX 26” x 28” 2500 HP

Batería Ciclones 3 14 Ciclones GMAX 33”

Molino Bolas 6 21’x33’ 9500 HP

Bomba PP103 MILLMAX 26” x 28” 2500 HP

Batería Ciclones 4 14 Ciclones GMAX 33”

Molino Bolas 7 21’x33’ 9500 HP

Bomba PP104 MILLMAX 26” x 28” 2500 HP

Batería Ciclones 702 14 Ciclones GMAX 33”

Molino Bolas 702 21’x33’ 9500 HP

Bomba PP767 / 768 MILL MAX 26” x 28” 2500 HP ALIMENTACION A FLOTACION

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Informe Final

BENCHMARKING

PLANTAS

CONCENTRADORAS

M04(b): Diagrama de Flujo Flotación Cu- Mo

Relave Final

Diagrama de Flujo Flotaci Flotación ón Cu - Mo 36 Celdas Rougher Wemco, 4500 pies3.

Mineral Fresco 10 Celdas Rougher DOE, 9000 pies3. 21 Ciclones Krebs D-20

21 Ciclones Krebs D-20 10 Celdas Columnas 4m x 14m Concentrado Colectivo

2 Vertimill 1000 HP

• • • • • •

h Cu = 0,77 %

1 Vertimill 500 HP

1 Vertimill 1500 HP

12 Celdas Scavenger Wemco, 4500 pies3.

• • • • • •

h Mo = 0,030% Alimentació Alimentación 35% +100#Ty +100#Ty.. Producto Remolienda 76% -325#Ty 325#Ty.. % Sól. Ro = 38% % Sól. Scv = 12%

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% Sól. 1ra Limpieza = 15% Rec.Global Cu=90.0%, Mo =83.0%. % c Cu = 38.4%, Mo = 1,3%. Rec. Limpieza Cu =99.0%, Mo= Mo= 98.0%. Tf. Tf. Ro. Ro. = 23 min. Tf. Tf. Scv. Scv. = 18 min.

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BENCHMARKING

PLANTAS

CONCENTRADORAS

M05(a): Diagramas de Flujos y Aguas

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BENCHMARKING

PLANTAS

CONCENTRADORAS

M05(b): Diagrama Súlfuros DIAGRAMA BALANCE SULFUROS ORIGINAL

MIN-MINA

Chancador Primario

MIN-CHPRIM

Acopio Gruesos Sulfuros

DESC-CHPEBBLES

PEBBLES-SAG3

Proceso Pebbles

ALIM-SAG1

ALIM-SAG3

ALIM-SAG2

PEBBLES-SAG2 Proceso Molienda

PEBBLES-SAG1 MIN-FRESCO-SAG2

MIN-FRESCO-SAG3

MIN-FRESCOSAG1

Relave

Proceso Flotación

RELAVE

CONC-FINALPTA Piscina + Espesador+Estanques Planta

Mineroducto

CONC-MINER

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BENCHMARKING

PLANTAS

CONCENTRADORAS

M06: Diagrama Flujo Concentradora

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Informe Final

BENCHMARKING

PLANTAS

CONCENTRADORAS

M08: Diagrama Flujo Concentradora

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Informe Final

BENCHMARKING

PLANTAS

CONCENTRADORAS

M09: Circuito Molienda SAG De Chancado Primario Don Luis Chancadores Correa A-13

Tolva De Mineral Grueso

Correa A-11

Correa A-9 Electroimán

Harnero: apertura Sup: 1 1/2” apertura Inf: 3/4”

Molino SAG 16000 HP 1538 TPH

Correa A-10

D:36` L:16`9”

A Flotación Colectiva C. A-16 C. A-18 C. A-17 Molino bolas 1 7000 HP 769 TPH D:20` L:30`6”

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Molino bolas 2 7000 HP 769 TPH D:20` L:30`6”

Informe Final

BENCHMARKING

PLANTAS

CONCENTRADORAS

M20(a): Circuito de Molienda

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Informe Final

BENCHMARKING

PLANTAS

CONCENTRADORAS

M20(b): Circuito de Flotación

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Informe Final

BENCHMARKING

PLANTAS

CONCENTRADORAS

M21(a): Circuito de Molienda

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PLANTAS

CONCENTRADORAS

M21(b): Circuito de Flotación

FIG. 4.4 CIRCUITO DE FLOTACION Rougher feed distributor

1

Rougher flotation (Baker) 6 rows of 9 cells 160 m 3

Aire Plan ta : 4 compresores c entrifu gos 4.116 cfm - 932 Kw – 11 0 psi M odel H7L - Atlas C opco Rougher tails

3 Tail thickener feed distributor

20” Cyclones Krebs 9 cy/cluster 3 clu sters

3 T ail. Thickener 125 m dia. Tails from the Escondida C oncentrator

1-2

Regrind V ertical mills 4 each 1,500 HP First C leaner (Baker) 5 row s of 4 cells 160 m 3

Combined tails to the Laguna Seca Impoundment

Cleaner Scavenger (Baker) 5 rows of 4 cells 160 m 3 Scavenger Tails

Final Concentrate Second cleaner Eight 4.5 m dia x 13,4 m high columns

2 Conc. Thickener 42 m dia.

Final concentrate to Escon dida concentrator

Donde: 1 Colectores 2 Espumante 3 Floculantes

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4 Final concentrate h olding tanks 15 m dia x 15.5 m high

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