Memoria Descriptiva Planta Sulfuros.doc

MEMORIA DESCRIPTIVA PLANTA DE CONCENTRACIÓN DE SULFUROS XSTRATA TINTAYA S.A

2009

Información General. 1.1. Ubicación y tipo de forma de explotación de la mina. El yacimiento cuprífero de Tintaya esta ubicado a 700 Kms. Al sur-este de la ciudad de Lima, en la sierra sur del Perú, distrito de Yauri, provincia de Espinar y departamento de Cusco, a una altura de 4,100 msnm. La tipo de explotación minera es a Tajo Abierto. 1.2. Características principales de explotación. Xstrata Tintaya opera el yacimiento a tajo abierto y procesa el mineral en dos plantas: Planta Concentradora de Sulfuros y Planta de Lixiviación de óxidos. Tintaya es un yacimiento metasomático de contacto Tipo Skarn de Cobre (Cu), con valores subordinados de Oro y Plata, ubicado en el distrito minero donde se presentan los yacimiento de Antapaccay, Coroccohuayco, Quechuas y Hatún Pucara; la forma de presentación del skarn es muy particular y se da a manera de pasas en una torta, por lo que el minado requiere de elevada selectividad. La operación minera tiene una producción diaria de 230 ktons / día, y una producción anual de 83 Mtms aproximadamente, y un stripping ratio promedio es de 10:1. La planta concentradora de sulfuros trata a una tasa aproximada de 20 tms/día y la planta de óxidos procesa 10.5 ktms/día. Los principales equipos de mina que se emplean actualmente para la explotación son: Equipos de Perforación: 

2 Perforadoras PH 100B.



1 Perforadora Drilltech D90KSP.

Equipos de Carguío: 

2 Palas PH2800.



2 Palas PH2300



2 Cargadores Cat994

Equipos de Acarreo: 

21 K830E (240 TC) 2



6 Cat793 (240 TC).

1.3. Año de inicio de la explotación. Reservas y Vida útil de la mina. Año de inicio de la explotación: 1985 Reservas (Sulfuros más Oxidos) al 30 de Junio del 2009 Sulfuros: Probado

45 Mt @ 1.15 %Cu & 0.17 gpt Au

Probable

33 Mt @ 1.08 % Cu & 0.16 gpt Au

Total

78 Mt @ 1.12 % Cu & 0.16 gpt Au

Vida Útil: En revisión por la inclusión de nuevos proyectos que extenderán la vida de la mina. 2. Detalle del tipo de mineral que se procesa, su dureza y ley de Cu. Los principales minerales en orden de predominio son la Calcopirita, Calcosina, Bornita, Digenita y Cu nativo, los cuales se encuentran en gangas de granates, magnetitas, piroxenos, endoskarn, monzonitas y calizas. Cuya dureza promedio es de 14.5 Kw-hr/TM dependiente del tipo de roca esta puede variar entre 11 18 Kw-hr/TM. La ley de Cu también varía entre 0.8 % Cu T hasta 2 % CuT. Zona

Predominio y abundancia Limonitas>Crisocola>Goethita>Coloides Crisocola>HematitaCu>Malaquita>Azurita>GohethitaCu>Neotocita

Oxidación

Mixto-oxido

Crisocola>Hematita-Cu>Tenorita>Cuprita Tenorita>Cuprita>Calcosita>Crisocola>H ematita Calcosita>Cuprita>Hematita>Cu Nativo>Pirita Calcosita>Cu nativo>Calcopiritapatinas>Pirita

Mixto-sulfuro

Calcosita>Calcopirita-Patinas>Bornita

Sulfuro

Calcopirita>Bornita>Digenita>Pirita 3

2.1- Producto y Subproductos: El principal producto obtenido en la Planta es el concentrado de Cu con una ley promedio de 32% CuT, 4.5 g/t Au y 120 g/t Ag . Como subproducto se obtiene un concentrado gravimétrico de oro con una ley de Au entre 150 – 300 g/t dependiendo de la ley de Au en el mineral de cabeza. 3- Descripción del proceso productivo. La planta concentradora de sulfuros de Tintaya está diseñada para tratar minerales sulfurados de cobre por el proceso convencional de flotación. Las Etapas del proceso incluyen: Chancado primario grueso, chancado secundario fino, molienda, flotación, filtrado, espesamiento de concentrados y relaves, presa y sistema de disposición de relaves. Cada una de las etapas del proceso es controlado y monitoreado a través del sistema de control mas avanzado DCS (Sistema de Control Distribuido), dirigidos desde el panel de control. La capacidad de tratamiento actual es de 20,000 tmspd (Calendario) con una recuperación de cobre que depende del contenido de oxido de cobre en el mineral a tratar. La recuperación se estima en función a la siguiente ecuación : %Rec = 93.34 – 88.54* Ley de CuOx/ Ley de CuT. El producto final es un concentrado de cobre con una ley promedio de 32% de CuT con predominancia de minerales de calcopirita, bornita y calcina en el concentrado. CIRCUITO DE CHANCADO. La concentradora cuenta con una chancadora primaria marca Allis Chalmers 54’ x 74’ con una capacidad instalada de 1059 TMPH a un OSS de 5.5”, operando 20 horas por día para atender los ratios de tratamiento de la Planta, el tamaño de alimentación F80 es de 34” reduciendo hasta un P80 de 5”. La descarga de la chancadora se deposita en la ruma de gruesos con capacidad de 45,000 TM. El producto de chancado primario es descargado desde la ruma de gruesos a través de 3 alimentadores vibratorios hacia una faja transportadora, el cual alimenta a la zaranda primaria banana 10’x24’ para separar el material fino del grueso en un rango de corte de 12-14mm, el material grueso ingresa hacia la chancadora secundaria Raptor XL1100 de 1000HP para realizar nuevamente la etapa de reducción de tamaños de partícula desde 5 ½” hasta menos de 1”. El producto de la chancadora secundaria es descargado hacia una zaranda vibratoria Tyler 7’x20’, allí se separan los finos de los gruesos en un rango de tamaño de corte de 12 – 14mm, los tamaños gruesos de la zaranda son transportados hacia el circuito de chancado terciario, donde existen 2 chancadoras Symons de 7’ de cabeza corta con sus respectivas zarandas 4

vibratorias Tyler 7’x20’. Los productos finos de cada zaranda son transportados a través de fajas transportadoras hacia la ruma de finos cuya granulometría final promedio es de 20 % + 3/8. El circuito usa mallas autolimpiantes para épocas de lluvias donde se presentan materiales con alto contenido de arcillas y con alta humedad. En tiempo de secas se tiene presencia de polvo que son mitigados por supresores de polvo y duchas adicionales de agua en sprite. CIRCUITO DE MOLIENDA. En la planta concentradora se tienen operando tres molinos en paralelo en circuito cerrado tal como se indican: (02) molinos de bolas del mismo tamaño 16’ x 20’ marca Allis Challmers de 3000HP, que operan a un porcentaje de velocidad crítica de 74.19% en circuito cerrado cada uno con un nido de 4 cyclones kreps D-26B (Operación vertical, 03 ciclones normalmente operando uno en stam-by por cada molino), uso de bombas de 560 HP con velocidad variable, sus productos (overflow de los ciclones) son evacuados directamente hacia las celdas del circuito de flotación a una granulometría promedio de 37% en la malla +150. El tercer molino es de 16’ x 24.5’ marca Norberg cuenta con un motor de 4000 HP que opera a un porcentaje de la velocidad crítica de 74.23% en circuito cerrado con un nido de 4 cyclones D-26 Cavex y uso de bombas de velocidad variable con 600 HP de potencia. El producto final alimenta al circuito de flotación, manteniendo una granulometría promedio de 37% +150mesh y flujo uniforme de material. Existe también un 4to molino de bolas 9’x12’ de 450 HP Allis Chalmer que toma una parte del mineral que alimenta al molino 1 ( Aprox 500 TMSD de capacidad). Se tiene instalados 02 Indicadores de Tamaño de Partícula PSI-200 que esta incorporado al sistema de control de la molienda. El consumo unitario global promedio de medios de molienda es alrededor de 0.43 Kg/TM. Además dentro del circuito de molienda se tiene instalado 03 concentradores gravimetricos de oro Knelson de 100 TM/Hr de capacidad en el molino # 1, 2 y molino #3, el flujo de alimentación a estos, es un porcentaje de la carga circulante de cada molino (Underflow de los ciclones), en la que por medio de zarandas vibratorias se clasifica los finos de los gruesos, los gruesos ingresan nuevamente al molino y los finos (100% - 10 tyler) ingresan a la etapa de concentración gravimetrica y de allí retornan en forma de pulpa al cajón de la bomba de cada molino respectivamente. El producto de los concentradores knelson son almacenados en un almacén de concentrados de oro para su

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posterior comercialización con una ley promedio de oro de 9.64 Onz/TM de Au y un promedio de producción de 0.5 TM/dia/concentrador. Tamaño de Bolas de Molienda: El tamaño de alimentación de bolas al molino es de 60% de bolas de 3” y 40% de bolas de 3 1/2”. Siendo un 50% de bolas forjadas y 50% de bolas fundidas. * En épocas de lluvias la distribución de bolas varia a 100 - 70% de bolas de 3 ½”, por la apertura de mallas en el circuito de chancado. CIRCUITO DE FLOTACION. Se tiene en operación 5 celdas tipo tanque marca Svedala de 103 m3 de capacidad cada una que hacen la etapa de Rougher y 12 celdas Outokumpu OK-38 de 38 m3 que hacen la función de Scavengher, los concentrados alimentan al circuito de limpieza que consta de 1 celda Wemco de 130m3 y 3 celdas Svedala de 130 m3 que alimentan a 4 celdas columna de 12mts. X 2.5 mts cuyas espumas son el concentrado final. El circuito Rougher –Scavengher proporciona 25 minutos de tiempo de retención y satisface los requerimientos de flotación de los minerales de Tintaya de acuerdo a las pruebas cinéticas desarrolladas para este fin, garantizando una maxima recuperación de sulfuros de cobre. Con una ley de concentrado de 32% Cu. Se tiene implementado un circuito de flotación versátil para tratar minerales con diferente cinética y características mineralógicas, desde minerales con alta proporción de óxidos, como minerales con alto contenido de cobre nativo, chalcopiritas y gangas variables desde monzonitas, pyroxenos, granatitas, magnetitas, caliza, piritas, etc. Para efectos de asegurar la liberación correcta en el circuito de limpieza se tiene instalado además un molino vertical de 200 HP que trata las colas de las celdas columna. Reactivos de Flotación: Se tiene una política de mejora continua y evaluación permanente de nuevos esquemas de reactivos de flotación. A la fecha se tiene en operación el esquema que se indica a continuación: Colector primario: Isopropil etil tionocarbamato 20 g/TM, Colector secundario: Dialquil Xantoformiato 6 g/TM y Espumante Oreprep F-501 Mescla esteres y aldheidos pesados 13 g/TM 

El pH varia de acuerdo al mineral tratado, pudiendo aceptar pHs entre 8.5 - 9.5 en el circuito rougher y pH 10 - 11.5 en circuito de limpieza cuando hay alta presencia de pirita. Para lo cual se usa cal en un promedio de 0.5 Kg/TM. 6

TRANSPORTE DE CONCENTRADOS El concentrado producido diariamente por la planta concentradora, es almacenado en un almacén de concentrados de 5,000 TM de capacidad. La ley promedio del concentrado es de 32% CuT, con una humedad menor a 10%. Bajo las condiciones antes mencionadas, el concentrado es cargado diariamente, mediante un cargador frontal a los camiones de treinta toneladas de capacidad cada uno. Los concentrados transportados son descargados en el almacen de concentrado de Xstrata Tintaya, en el Puerto de Matarani, ubicada a 390 Km de la mina Tintaya, luego estos son cargados a barcos, los que transportan a los lugares de almacenaje de los compradores. DISPOSICION DE RELAVES. Para la disposición de relaves se cuenta con dos depósitos de relaves. La presa Ccamacmayo en cuya presa se almacenaba los relaves de la planta de sulfuros desde 1985 hasta 1998 a través del sistema de descarga densificada (Metodo Robinsky). Actualmente se usa para depositar ripios neutralizados y mezclados con relaves de sulfuros en la proporción de 1:1 aproximadamente, este ripio se descarga por el método de aguas arriba con una densidad promedio de 1340 g/lt. Sus aguas decantadas retornan al proceso de sulfuros, mediante un sistema de bombeo con un flujo aproximado de 340 m3/hr. La presa Actual para depositar los relaves de Sulfuros es La Presa de Huinipampa, es de eje central, para lo cual se cuenta con un sistema de impulsión de 7 bombas en serie a 4300 PSI de presión, las cuales impulsan relaves de sulfuros desde la zona de descarga de los espesadores de relaves hasta una distancia aprox. de 10 Km con un flujo de 1100 m3/hr y una densidad promedio de 1500 g/lt. Hasta el área de ciclones el cual separa las arenas finas, que se depositan en la playa del dique o bazo de la presa y las arenas gruesas, que se descargan aguas abajo para la construcción del dique o muro de la presa. Estas arenas se depositan con una granulometría de aprox. 12% - # 200Tyler, una densidad de 70% de sólidos, por capas de 30 cm que se compactan para garantizar su estabilidad hasta una densidad mínima de 95%. El agua decantada retorna a la planta concentradora para su reutilización mediante un sistema de bombeo con un flujo promedio de 950m3/hr. La cantidad de Arenas que se deposita para la construcción de la presa es de aproximadamente 12 a 17 % del total de relave producido en la Planta concentradora. 7

4- Descripción del equipamiento utilizado en el proceso productivo desde la trituración hasta la entrega del concentrado de Cu. 

CHANCADORA PRIMARIA ALLIS CHALMERS 54" X 74"(01), 500 HP.



ZARANDA VIBRATORIA BANANA 10'X24' 2 DECK, 100HP



ZARANDAS VIBRATORIAS TYLER 2 DECK 7'X20'(03), 40HP.



CHANCADORA SECUNDARIA. RAPTOR XL1100 (01), 1000HP.



CHANCADORA TERCIARIA SYMON´S SH 7'- NORDBERG XHD (02),450HP.



MOLINO DE BOLAS ALLIS CHALMERS 16'X 20' (02), 3000HP



CYCLONES KREBS D-26 (08)



MOLINO DE BOLAS NORDBERG 16' X 24.5' (01), 4000HP



CYCLONES CAVEX D-26B (04).



MOLINO DE BOLAS ALLIS CHALMERS 9'X12' (01),450HP.



CYCLONES KREBS D-15 (04).



CELDAS DE FLOT. SVEDALA 103 M3 ROUGHER (05),200HP.



CELDAS DE FLOT. OUTUKUMPO 38 M3 SCAVENGHER (12),75HP.



CELDAS DE FLOT. SVEDALA 130 M3 CLEANER (03), 200HP.



CELDA DE FLOT. WEMCO 130 M3 CLEANER (01), 250HP.



CELDAS COLUMNA 2.5 M. DIAM .X 12 M. ALTURA (04)



VERTIMILL 200 HP (MOLINO VERTICAL) (01)



CYCLONES EN VERTIMILL D-10 (08)



ESPESADOR DE CONCENTRADOS 100 FT. DIAM. DOOR OLIVER (01)



TANQUE DE CONCENTRADOS, 73 M3

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FILTROS LAROX PF-32 (04), 5 HP



ESPESADOR DE RELAVES 250 FT. DIAM. EIMCO (02).



BOMBAS WORKTINGTON EN RIO SALADO (03),450Hp



SOPLADORES: SPENCER (02)350Hp, LAMPSON (02) 400Hp



COMPRESORES: CENTAC (03) 350hp, QUINCY (02) 250 hp, ATLAS COPCO (01) 250 hp 8



ZARANDA VIBRATORIA KNELSON (3), 2 (50Hp), 1 (40Hp)



CONCENTRADOR GRAVIMETRICO PARA ORO (KNELSON) KCXD48, (3). 50 HP

6- Producción del mineral procesado por la molienda en los años 2007 y 2008. 6.1. Producción anual del mineral procesado. Año 2007 2008

Toneladas molidas/año 6´766,802 7´109,747

6.2. Producción diaria del mineral procesado. Año Toneladas molidas/día 2007 18,539 2008 19,426 7- Producción de concentrado de Cu. 7.1. Producción anual de concentrado. Toneladas concentrado/año 2007 251,094 2008 272,850 7.2. Producción diaria de concentrado. Año

Toneladas concentrado/día 687.928 747.535

Año 2007 2008

8- Ley de mineral de Cu (%) al ingreso de la molienda. Año

Ley Cu(%) alimentación

2007 2008

1.45 1.38

Ley Au(gr/Ton) alimentación 0.36 0.27

9- Ley de Cu total en concentrado (%) y la ley en colas (%). Año 2007

Ley Cu(%) concentrado 33.37

Ley Cu(%) cola final 0.22 9

2008

30.65

0.21

Ley Au(gr/Ton) concentrado 4.9 4.18

Año 2007 2008

Ley Au(gr/Ton) cola final 0.18 0.11

.

10- Molienda 10.1. Características técnicas de los equipos para molienda. Diámet ro (pies)

Diámetro de bolas (pulgadas )

4000

Larg o (pie s) 20 20 24.5

16 16 16

31/2”,3” 31/2”,3” 31/2”,3”

450

12

9

3”

Potenci a (HP)

Molino 1 Primario Molino 2 Primario Molino 3 Primario Molino 4 Secundario

3000

3000

Consumo de Bolas (kg/año 2007)

963,444 950,754 1,057,922 107,000

Consumo de Bolas (kg/año 2008)

918,981 888,202 946,403 98,120

10.2. Velocidades crítica y de operación de los molinos

Molino 1

Año 2007 Velocida Velocidad d crítica de (rpm) operación (rpm) 19.45 14.67

Velocidad crítica (rpm) 19.45

Año 2008 Velocidad de operación (rpm)

14.67

Molino 2 19.45 14.67 19.45 14.67 Molino 3 19.45 14.48 19.45 14.48 Molino 4 26.27 18.3 26.27 18.3  Velocidad crítica: es la velocidad máxima a la que puede operar el molino en las condiciones normales y estables de trabajo.  Velocidad de operación: es la velocidad promedio que trabaja el molino en el año. 10

11- Flotación y remolienda 

Capacidad de Flotación

Celdas de Flotación Rougher Scavenger Cleaner Cleaner (Wenco) Columnares

Año 2007 Nº de Capacida celdas d (m³) 5 103 12 38 3 130 1 130 4

Año 2008 Nº de Capacida celdas d (m³) 5 103 12 38 3 130 1 130

60

4

60

11.1 Información de Celdas Rougher para el cálculo del rendimiento Celdas de Flotació n

Mineral procesad o (t/año)

Rough er

6 ´766,80 2

Año Mineral procesad o promedi o (t/día)

2007 Graveda d específic a (g/ml)

18,539

3

Sólido en la alimentaci ón Rougher (%)

Mineral procesad o (t/año)

32-35

7 ´109,74 7

Año Mineral procesad o promedi o (t/día)

2008 Graveda d específic a (g/ml)

Sólido en la alimentació n Rougher (%)

19,426

3

32-35

11.2. Consumo de energía eléctrica (EE) en los procesos de flotación y remolienda

Consumo de EE (MwH/año) Mineral procesado en el proceso de flotación (t/año)

Año 2007

Año 2008

-

-

6766802.0

7109747.0

Año 2007 9.5

Año 2008 9.5

11.3. Consumo de cal (CaO) pH de trabajo en la flotación

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Consumo de cal (Kg/año) Consumo específico de cal (kg/t)

4´208,885

5´486,980

0.623

0.773

Consumo en Año 2007 77.71 31.37

Consumo en Año 2008 87.00 52.75

12- Consumos de reactivos 12.1. Consumo de colectores Tipo de colector AP-3895 AP-7291

12.2. Consumo de floculantes Tipo de Floculante PHP-20

Consumo en Año 2007 56.55

Consumo en Año 2008 54.60

12.3. Consumo de espumantes Tipo de Espumante F-501

Consumo en Año 2007

Consumo en Año 2008

71.03

78.21

12.4. Consumos de Agua fresca y recuperada Tipo de Agua Fresca (Mm3) Recuperada (Mm3)

Consumo en Año 2007 3.539 12.940

Consumo en Año 2008 3.688 13.502

13- Diagramas de flujos de los procesos Adjuntar los diagramas de flujos de los procesos desde la operación de trituración (chancado) hasta la salida del producto al cliente o al proceso de fundición.

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