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TEMA: PROCESOS METALURGICOS

OPTIMIZACION DEL PROCESO GOLD MILL YANACOCHA

MINERA YANACOCHA

Minera Yanacocha SRL, Complejo Metalúrgico Yanacocha, Cajamarca

Av. Víctor Andrés Belaúnde 147 Vía Principal 103 Edificio Real 10 – Piso 4

Tel. 215 2600, Anexo 22653 (Lima), Tel. 564000, Anexo 22653 (Cajamarca)

Tel. 076-976228133 Fax 215 2610

Luis Vente Jubi

Metalurgista Senior Gold Mill e-mail: Luis.Vente@newmont.com

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Sergio Vicuña Diaz

Jefe General Procesos Gold Mill Tel. 076-976226460 Fax 215 2610

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Luis Vargas Hurtado

Superintendente Procesos Tel. 076-976222351 Fax 215 2610 e-mail: Luis.Vargas@.newmont.com

Metso Process Technology and Innovation (PTI) 1/8-10 Chapman Place

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Walter Valery, PhD Senior Vice President PTI – Global

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Roberto Valle Manager PTI – Andean Countries

Tel.: +51 997525292 e-mail: roberto.valle@metso.com

PERUMIN, 30 Convención Minera Arequipa, 14 - 18 de setiembre de 2011

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OPTIMIZACION DEL PROCESO GOLD MILL EN MINERA YANACOCHA

1. Resumen: El presente trabajo resume las mejoras implementadas en el proceso Gold Mill de Minera Yanacocha luego de 3 años de operación desde marzo 2008 hasta la fecha. El desarrollo de diferentes diseños en los revestimientos del molino y parrillas de descarga, incremento del porcentaje de bolas de 15 a 20%, mejoras en la voladura, reducción del set de chancadora primaria, además de pequeñas ampliaciones en la planta han permitido incrementar la capacidad de diseño de planta desde 5 Mtpa a 6 Mtpa. Este incremento de tonelaje no afectó significativamente al producto de molienda y recuperación, pero traslada el cuello de botella a los espesadores donde ahora se centran nuestros esfuerzos de incremento de capacidad. 2. Introducción: Como consecuencia de la profundización de los tajos en Minera Yanacocha comenzaron aparecer minerales transicionales con contenidos de oro, plata y cobre, estos minerales tienen leyes de oro mayores a 1 g/t, por otro lado la recuperación de oro en el proceso convencional de lixiviación en pilas

esta en promedio en 70% y el tiempo de lixiviación es de 70 días, debido a estos parámetros se planteo la idea de lixiviar mineral de alta ley de oro con contenidos de plata y cobre, luego de realizarse las pruebas de laboratorio se determinó que dichos minerales podrían ser lixiviados según lo planeado con un ciclo de procesamiento de 24 horas y se podría obtener recuperaciones entre 10% y 20% mayor a la recuperación que se obtiene en la lixiviación en pilas, dependiendo si se trata de minerales transicionales u oxidados. Como consecuencia de la evaluación económica y de la cantidad de mineral que cumple estas condiciones se determinó construir una planta de lixiviación en tanques que incluye una planta de chancado y un molino SAG en circuito cerrado. Se diseñó una planta con una capacidad para procesar 620 t/h equivalentes a 5.0 Mtpa. El 25 de marzo del año 2008 la planta Gold Mill inició sus operaciones. La planta Gold Mill alcanzó el nivel de producción industrial a los 5 días del arranque, rápidamente excedió la capacidad nominal de diseño pasando de 5.0 Mtpa a 5.5 Mtpa en los siguientes 12 meses, sin embargo el producto de molienda era mas grueso que los 75 um de diseño pero esto no afectaba la recuperación de oro.

Figura 1: Vistas del stock pile, SAG Mill y tanques de lixiviación.

3

3. Descripción del Proceso: La planta Gold Mill consiste de una etapa de chancado primario que es alimentada con el mineral de mina con tamaños de hasta 80 cm, el producto de la chancadora de quijadas esta entre 5” a 6” y se almacena en un stock pile con capacidad para 35 mil toneladas las cuales se alimentan al molino SAG 32´ x 32´ mediante tres alimentadores de placas, el molino es accionado mediante un motor “wrap around” sin engranaje de 16.5 MW de velocidad variable y opera en una etapa simple con un nido de hidrociclones de los cuales el under flow retorna junto con los pebbles al molino en circuito cerrado y el over flow fluye hacia un espesador de pre-lixiviación donde a la pulpa se le dosifica cianuro de sodio para iniciar el proceso de lixiviación de oro y adicionalmente es espesada a 60% de sólidos para poder obtener un tiempo de residencia de 24 horas en un circuito de 6 tanques de lixiviación, una vez

terminado el ciclo de lixiviación en tanques la pulpa fluye por gravedad hacia un circuito de cinco espesadores para lavado en contracorriente (CCDs), este circuito CCD tiene dos productos, una pulpa pobre en oro al 60% sólidos que es bombeada a un deposito de relaves localizado dentro de la pila de lixiviación de La Quinua y el otro producto es la solución enriquecida con metales principalmente oro, plata y cobre. Cuando la solución proviene de lixiviar mineral oxidado, la solución rica solo contiene oro la cual se bombea a la planta de columnas de carbón para la adsorción del oro, por otra parte cuando la solución rica proviene de lixiviar mineral transicional, esta solución primero se envía al circuito SART (sulfidización, acidificación, recirculación y espesamiento). El objetivo del proceso SART es recuperar el cobre y la plata de la solución rica proveniente del circuito CCD.

(Material transicional para MYSRL: mineral con contenido de CuCN>250ppm hasta 1500 ppm).

Figura 2: Diagrama de flujo del Proceso Gold Mill

4. Parámetros de operación:

Crusher Feed Bin

Jaw

Crusher

Stockpile Feed Conveyor

Crushed Ore Stockpile

(11 hr Storage)

Mill Feed Conveyor

Single Stage SAG Mill

(620tph) 16.5MW

Gearless Drive

Cyclones

Linear Trash

Screens

Sump &

PumpPre-Leach

Thickener

Process Water Tank

Lime &

Cyanide

Mill Sands Disposal at

La Quinua Leach Pad

Flocculant

NaHS &

H2SO4

Flocculant

Carbon Treatment

At La Quinua

NaOH

Recovered NaCN

To Process Water Tank

Flocculant

CONCENTRATE SALES

Feeder & Vibrating

Grizzly

EXISTING AT

AGGLOMERATOR

Leach Circuit

(6 Tanks @ 24 hrs)

Dilution Water

Precip Thickener

SART Neutralization

Tanks (4 Stages)

Gypsum

Recycle

Stripping & Adsorption Columns

(1 Set installed Initially, 5

eventually)

La Quinua Carbon

Adsorption Circuit

CCD Wash Solution

(LQ Barren)

AVR CIRCUIT

SART CIRCUIT

GOLD LEACH

PRIMARY CRUSHER

(Existing)

Lime &

Cyanide

CCD CIRCUIT

5 Stages

Precip Filter and

Bagging Plant

Gypsum Recycle to

Pre-leach Thickener

SAG

MILLING

CRUSHED ORE STOCKPILE

Flocculant

PRE-LEACH

THICKENER

Flocculant

Gypsum

Thickener

Lime

Copper Sulfide Precipitate

Eluate Treatment at

Yanacocha Norte

CarbonEluate

SART & AVR Bypass

(Oxide Ores)

AVR BypassNaCN Recycle

LQ Barren Solution for CCD Wash

and Process Water Make-Up

Pregnant Solution

Transfer to LQ

Reclaimed

Water to LQ

Leach Pads

SART NEUTRALIZATION

Raw Water Supply

From LQ AWTP

Existing Water Tank

at LQ Agglomeration

Lime Storage Tank

Lime Slurry From Lime

Slaker at LQ AWTP

Crusher Feed Bin

Jaw

Crusher

Stockpile Feed Conveyor

Crushed Ore Stockpile

(11 hr Storage)

Mill Feed Conveyor

Single Stage SAG Mill

(620tph) 16.5MW

Gearless Drive

Cyclones

Linear Trash

Screens

Sump &

PumpPre-Leach

Thickener

Process Water Tank

Lime &

Cyanide

Mill Sands Disposal at

La Quinua Leach Pad

Flocculant

NaHS &

H2SO4

Flocculant

Carbon Treatment

At La Quinua

NaOH

Recovered NaCN

To Process Water Tank

Flocculant

CONCENTRATE SALES

Feeder & Vibrating

Grizzly

EXISTING AT

AGGLOMERATOR

Leach Circuit

(6 Tanks @ 24 hrs)

Dilution Water

Precip Thickener

SART Neutralization

Tanks (4 Stages)

Gypsum

Recycle

Stripping & Adsorption Columns

(1 Set installed Initially, 5

eventually)

La Quinua Carbon

Adsorption Circuit

CCD Wash Solution

(LQ Barren)

AVR CIRCUIT

SART CIRCUIT

GOLD LEACH

PRIMARY CRUSHER

(Existing)

Lime &

Cyanide

CCD CIRCUIT

5 Stages

Precip Filter and

Bagging Plant

Gypsum Recycle to

Pre-leach Thickener

SAG

MILLING

CRUSHED ORE STOCKPILE

Flocculant

PRE-LEACH

THICKENER

Flocculant

Gypsum

Thickener

Lime

Copper Sulfide Precipitate

Eluate Treatment at

Yanacocha Norte

CarbonEluate

SART & AVR Bypass

(Oxide Ores)

AVR BypassNaCN Recycle

LQ Barren Solution for CCD Wash

and Process Water Make-Up

Pregnant Solution

Transfer to LQ

Reclaimed

Water to LQ

Leach Pads

SART NEUTRALIZATION

Raw Water Supply

From LQ AWTP

Existing Water Tank

at LQ Agglomeration

Lime Storage Tank

Lime Slurry From Lime

Slaker at LQ AWTP

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La ley de oro en el mineral alimentado al proceso Gold Mill están en el rango de los 2.13 a 4.25 ppm. En cuanto a la plata y cobre se llegan a leyes de 48 ppm en plata y 700 ppm de CuCN cuando se procesa mineral transicional. Antes de alimentar el mineral a la chancadora se realiza un mezclado de los diferentes tipos de mineral que se tiene en los stocks donde para los óxidos se prioriza la ley de oro y la granulometría del mineral y en el caso del mineral transicional también se considera una mezcla que no supere los 700 ppm de CuCN. La planta de chancado tiene una capacidad de 1000 tph y se trabaja con el set de la chancadora de quijadas en 5”. El molino SAG opera con una carga de bolas entre 18-20% con un tonelaje promedio entre 700-800 tph y entre 8 a 10.5 rpm dependiendo de la dureza y granulometría del mineral. El F80 de alimentación al molino oscila entre 30 – 80 mm. La potencia varía entre los 12 MW para mineral fino y se alcanza los 16 MW para mineral de alta dureza ( >17 kWh/t ). El ratio de bolas oscila entre 2.0 a 3.5 Kg/t.

La carga circulante la mantenemos entre 300-350%. El producto de molienda, P80, se encuentra entre los 140 a 170 um en promedio. En la lixiviación en tanques se trabaja con un ratio de cianuro de 0.6-0.7 Kg/t para mineral óxido y 1.0-1.1 Kg/t para mineral transicional. La concentración de cianuro se mantiene alrededor de 300 – 500 ppm. La recuperación histórica varía entre un 75% a 90% dependiendo del tipo de mineral. Para mineral transicional con alto contenido de cobre (700 ppm) logramos una recuperación cercana al 75%. Para los óxidos siempre estamos por encima del 80% en recuperación. En los CCDs se aplica un ratio de lavado de 1.4 m3/t para lograr una eficiencia de lavado de 98%. Los relaves se mantienen con un porcentaje de sólidos de 60% y el CN WAD es menor a 10 ppm. La disponibilidad planeada para este año es del 95% y se espera un usage de 99% para lograr una utilización de 94% por encima del 92% que contemplaba el diseño.

Potencia y tonelaje por hora

SAG MILL

0

2000

4000

6000

8000

10000

12000

14000

16000

18000

6/25

/2008

8/25

/2008

10/25/2

008

12/25/2

008

2/25

/2009

4/25

/2009

6/25

/2009

8/25

/2009

10/25/2

009

12/25/2

009

2/25

/2010

4/25

/2010

6/25

/2010

8/25

/2010

10/25/2

010

12/25/2

010

2/25

/2011

4/25

/2011

kW

0

200

400

600

800

1000

1200

t/h

Mill Power Mill Throughput

Figura 3: Promedios históricos de potencia y toneladas por hora.

5. Objetivos:

Una vez logrados los objetivos iniciales en cuanto a tonelaje, recuperación y producción, se formó

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un equipo multidisciplinario, quienes analizaron la planta en su conjunto y determinaron algunas restricciones que impedían aumentar el tonelaje en el molino, como resultado de estas reuniones se determinó que el molino podría incrementar el tonelaje procesado si se mejoran las siguientes condiciones:

Incrementar el volumen de agua para lavado de la pulpa para mantener el ratio de 1.4m3 de agua por tonelada métrica de mineral.

Aumentar el diámetro de las tuberías que alimentan la pulpa a los espesadores del circuito CCD.

Elevar la potencia del motor de la bomba que desaloja el relave del espesador 5 de 100 HP a 150 HP.

Incrementar la potencia de la bomba que alimenta los hidrociclones de 850 HP a 1250 HP para mejorar la presión en el nido de ciclones.

Aumentar la carga de bolas de un 15% a un máximo de 20%.

Resolver el problema de taponamiento en las parrillas de descarga del molino SAG.

Reducir el set de la chancadora de 6” a 5”.

Luego de un trabajo de año y medio se ha conseguido terminar todas las modificaciones propuestas y se logró alcanzar las 5.6 millones de toneladas procesadas en el año 2009. En esta presentación vamos ha enfocarnos en la continuación de las mejoras en el desarrollo de los revestimientos del interior del molino, mejoras en la voladura y las variaciones en los parámetros de operación que permitieron alcanzar objetivos mas exigentes a partir del año 2010:

Incremento de la capacidad de la planta Gold Mill desde un tonelaje diseñado y planeado de 5 Mtpa a 6 Mtpa.

Incremento del tonelaje en el molino sin afectar significativamente la recuperación de oro en el proceso metalúrgico.

Incremento de la utilización de la planta de un 92% a 94%, incrementando la disponibilidad de 94% a 95% y el uso de 98% a 99%

Tonelaje procesado y onzas producidas acumuladas - Yanacocha Gold Mill

-

2,000

4,000

6,000

8,000

10,000

12,000

14,000

16,000

18,000

Enero

-08

Mar

zo-0

8

May

o-08

Julio

-08

Septie

mbr

e-08

Nov

iem

bre-

08

Enero

-09

Mar

zo-0

9

May

o-09

Julio

-09

Septie

mbr

e-09

Nov

iem

bre-

09

Enero

-10

Mar

zo-1

0

May

o-10

Julio

-10

Septie

mbr

e-10

Nov

iem

bre-

10

Enero

-11

Mar

zo-1

1

KT

on

ela

das

-

200,000

400,000

600,000

800,000

1,000,000

1,200,000

1,400,000

1,600,000

Au

On

zas

Actual Throughput Forecast Throughput Actual Au Onzas Forcast Au nzas

Figura 4: Tonelaje procesado y onzas de oro producidas en los años 2008 al 2011.

6. Evolución de los diseños de parrillas de descarga y revestimientos de acero en el molino SAG. 6.1 Parrillas de descarga:

Con el arranque de las operaciones de molienda observamos que la geometría de los revestimientos de acero del cilindro tenía levantadores con ángulos de 20° y eran muy

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agresivos; se producían fuertes impactos entre las bolas y los revestimientos lo que producía la deformación de las mismas. Estas bolas deformadas quedaban atrapadas en las aberturas de las parrillas produciendo taponamiento y por consiguiente limitaba el paso de la pulpa hacia los levantadores de descarga y restringía su evacuación evitando que se aumente el tonelaje en el molino (figura 5).

Figura 5: Taponamiento en parrillas de descarga.

Este taponamiento se tornaba crítico y nos obligaba a detener las operaciones de molienda por 7 horas semanales para realizar la limpieza de las bolas atoradas usando equipo oxicorte. Esta práctica la mantuvimos durante un año aproximadamente, tiempo en el cual nos contactamos con algunos proveedores de parrillas de descarga tanto de acero como de goma - acero para realizar una serie de pruebas. En el mes de Febrero del año 2009 instalamos 4 modelos diferentes de parrillas para una prueba industrial en iguales condiciones, 3 de las cuales eran de acero (fig. 6, 7, 8) y una del tipo goma con alma acero (figura 9),

Figura 6: Parrillas de acero con abertura de 25mm de

ancho.

Figura 7: Parrillas de acero con abertura de 38mm de

ancho.

Figura 8: Parrillas de acero con abertura de 42mm de ancho.

7

Figura 9: Parrillas de goma - acero con abertura de 25x50mm.

El resultado de la prueba favoreció a las parrillas de goma - acero debido a que el taponamiento presentado en estas parrillas fue mínimo comparado al que presentaban las parrillas de acero. Mientras las parrillas de acero presentaron un porcentaje de taponamiento de 90% las parrillas de goma – acero mantuvieron un taponamiento menor al 20%. En la figura 10 se muestra la disposición de los 4 modelos de parrillas dispuestas en toda la tapa de descarga del molino.

Figura 10: Tapa de descarga con los cuatro diferentes diseños de parrillas instaladas.

Finalmente en octubre del 2010 cambiamos a una configuración de 100% parrillas de goma con alma de acero (Figura 11). Las mejoras en el diseño de estas parrillas continúan ahora enfocadas en el reforzamiento de los levantadores y el correcto diseño de los pebble ports (aberturas de 40x50mm para evacuar las bolas gastadas de 1.5 pulgadas).

Figura 11: Tapa de descarga con el 100% de parrillas goma con alma de acero.

6.2 Revestimientos de acero del cilindro: Paralelo al desarrollo logrado en los diseños de las parrillas de descarga se trabajó en la modificación de los revestimientos de acero del cilindro del molino. El primer diseño de consistía de 54 levantadores configuración alto-bajo con un ángulo de 20° que proyectaba las bolas hacia el cilindro ocasionando rompimiento excesivo. Figura 12.

Figura 12: Primer diseño de revestimientos de acero.

Luego desarrollamos un segundo diseño el cual consistía en levantadores separados de los plates de manera que podríamos hacer tres cambios de levantadores por un cambio de plates, aprovechando que el molino tiene la opción de girar hacia ambos sentidos, este diseño se desarrollo considerando dos tipos de ángulos 25° y 30° de manera que los levantadores sean menos agresivos en el levantamiento de la carga al interior del molino, estos revestimientos de acero tenían unas depresiones en los plates, en los cuales se atoraban bolas deformadas, aumentando el riesgo de caídas de bolas en el interior del molino cuando se hacia mantenimiento o inspección, Figura 13 y 14.

8

Figura 13: Segundo diseño de revestimientos de acero.

Figura 14: Atrapamiento de bolas en las ranuras de los revestimientos de acero.

Finalmente hemos desarrollado un tercer diseño de revestimientos de acero, en el que se ha reducido el número de levantadores de 54 a 36, con ángulo de 30° en ambos lados. Con este nuevo diseño hemos podido aumentar la velocidad de giro al rango de 9.5 a 10.5 RPM habiendo logrado incrementar la potencia a niveles de 15 MW y nos ha permitido eliminar el riesgo de atrapamiento de bolas, lo cual es muy importante para la seguridad. Al ser menor el número de piezas también se ha reducido el tiempo de mantenimiento para el cambio de revestimientos, habiéndose incrementado la de disponibilidad mecánica y la utilización del molino. Figura 15.

Figura 15: Tercer diseño de revestimiento de acero.

6.3. Revestimientos de acero en la tapa de descarga. Al observarse un desgaste asimétrico en el revestimiento medio de la tapa de alimentación, se modificaron los revestimientos medio y exterior, reduciendo la longitud de revestimiento medio y alargando la longitud del revestimiento exterior, de esta manera se aumentó el tiempo de vida del revestimiento medio. Figura 16.

Figura 16: Instalación de nuevo diseño de revestimientos

en la tapa de alimentación.

7. Mejora en la voladura para los minerales destinados a Gold Mill de la mina El Tapado.

Los minerales de la mina El Tapado son minerales de formación geológica alteración

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sílice masiva con presencia de brechas hidrotermales, estos minerales son de mayor dureza y muy abrasivos (Índice de abrasión de Bond -Ai- 0.4 a 0.75 g.), por ello el consumo de bolas y energía para moler este mineral fue incrementado, además el rendimiento del molino se redujo en 10% (800tph a 720tph). Se evaluó la necesidad de mejorar la voladura para los minerales destinados a Gold Mill, debido ha que El Tapado suministrará en los próximos 22 meses 10Mton de mineral al Gold Mill y en el año 2011 suministrará el 80% del mineral con un contenido de 225Koz de Au. En la figura17 se detallan las variaciones en el diseño de la malla del burden (B - espacio entre filas de taladros), espaciamiento (S - distancia entre columnas de taladros), el N° Decks (tacos por taladro), y los tiempos de disparo entre filas y columnas de taladros; además se realizó un cambio de cargas explosivas de HA46 (40% emulsión y 60% ANFO) a HA55 (50% emulsión y 50% ANFO).

Figura 17: Diseño de perforación y voladura.

Los resultados obtenidos son la reducción de la granulometría del mineral volado (f.18).

Comparative P80mina vs F80 Gold Mill

0

20

40

60

80

100

120

140

160

Test 1 Test 3 Test 7

mm

P80 Mina F80 Gold Mill Lineal (P80 Mina) Lineal (F80 Gold Mill)

Figura 18: Comparación entre P80 de mina y F80 de Gold Mill.

Como resultado principal tenemos un incremento del rendimiento de molino incrementado en su tratamiento de 735tph hasta 850tph. Ver figura19.

Ramp Up Throughput

-

5,000.00

10,000.00

15,000.00

20,000.00

25,000.00

1

49

97

14

5

19

3

24

1

28

9

33

7

38

5

43

3

48

1

52

9

57

7

62

5

67

3

72

1

76

9

81

7

86

5

91

3

96

1

1,0

09

1,0

57

1,1

05

1,1

53

1,2

01

1,2

49

1,2

97

1,3

45

1,3

93

Minute

Ac

um

ula

te T

on

ne

s

Test 7 Test 3 Test 1 Linea Base

Prom. Test 7 : 850 tn/hr

Prom. Test 1: 770 tn/hr

Prom. Test 3: 710 tn/hr

Prom. Línea B: 735 tn/hr

Figura 19: Tonelaje procesado por el molino en las diferentes pruebas de voladura.

8. RPM, potencia y consumo de bolas. Debido a la agresividad del ángulo de los levantadores y al número de los mismos se tuvo limitaciones para operar el molino en las rpm de diseño incluso se llegó a operar el molino a 8 rpm ( 65%CS ) cuando se alimentó al molino con mineral fino de Chaquicocha ( F80<40mm ) con una fuerte caída en la potencia hasta valores menores a los 12 MW y con un bajo consumo de bolas que llegó a 2 kg/t. Al operar a 8 rpm con una carga de bolas de 20% y 850 tph de mineral fino se generaba un problema de alto torque en el molino incrementándose los valores de amperaje del motor (2,364 Amp.) y alta corriente de excitación (515 Amp.). Conforme se fueron mejorando los diseños de los revestimientos de acero del cilindro llegamos a reducir el número de levantadores de 54 a 36 y se cambio el ángulo del levantador desde 20° hasta 30°. Con estas mejoras se logró operar el molino a altas revoluciones llegando hasta los 10.5 rpm ( 76%CS ) para mineral de mayor dureza de El Tapado ( >17 kWh/t ), una potencia de alrededor 15.5 MW y un alto consumo de bolas de 3.5 kg/t. Ver figura 20. Finalmente luego de las mejoras en la voladura que permitieron una mejor fragmentación del mineral duro de El Tapado nuevamente se logró reducir las rpm a valores cercanos a los 9.5 rpm con un moderado consumo de bolas.

10

Media Consumption

0.00

0.50

1.00

1.50

2.00

2.50

3.00

3.50

4.00

4.50

Jul-0

8

Sep

-08

Nov

-08

Jan-

09

Mar

-09

May

-09

Jul-0

9

Sep

-09

Nov

-09

Jan-

10

Mar

-10

May

-10

Jul-1

0

Sep

-10

Nov

-10

Jan-

11

Mar

-11

kg

/t

New 54 Hi Lo 25o FE Shell Liner 54 Hi Hi 2 Piece 54 Hi Hi Reline 36 Hi Hi

Figura 20: Consumo de bolas de acero. Los altos ratios de consumo están asociados al procesamiento de mineral de El Tapado, mientras los bajos consumos se explican por el procesamiento de mineral de Chaquicocha. 9. P80 y Recuperación: Con el incremento de tonelaje no se han logrado mejoras sustanciales en el producto de molienda. La reducción del diámetro de bolas, el cambio de diseño de los revestimientos de acero y la reducción del área pasante de las parrillas no han tenido resultados significativos en la mejora del producto de molienda. El P80 se comporta de acuerdo al mineral alimentado, así para el mineral fino de Chaquicocha logramos un P80 de aproximadamente 140 um y con mineral mas duro y abrasivo de El Tapado logramos un P80 cercano a los 170 um. Ver figura 21.

Mill Throughput and P80

0

200

400

600

800

1000

1200

6/25

/200

8

8/25

/200

8

10/25/

2008

12/25/

2008

2/25

/200

9

4/25

/200

9

6/25

/200

9

8/25

/200

9

10/25/

2009

12/25/

2009

2/25

/201

0

4/25

/201

0

6/25

/201

0

8/25

/201

0

10/25/

2010

12/25/

2010

2/25

/201

1

4/25

/201

1

t/h

0

50

100

150

200

250

300

mic

ron

s

Throughput t/h P80 microns Lineal (Throughput t/h) Lineal (P80 microns)

Figura 21: Comparación del tonelaje por hora y el producto de molienda.

La instalación del nuevo motor de 1,250 HP en reemplazo del motor de 850 HP en la bomba de alimentación a los ciclones en abril del 2,011 nos brinda la posibilidad de incrementar flujo y presión a los ciclones y nos permitiría trabajar con un sexto hidrociclón, logrando mejorar la clasificación. La recuperación histórica comparada al plan se muestra en el cuadro adjunto. La recuperación menor ocurre durante las campañas de producción de la planta SART, en el año 2010 la recuperación se mantuvo entre 79% y 89%, con un promedio anual de 82%, 2 por ciento superior al plan. Ver figura 22.

0%

10%

20%

30%

40%

50%

60%

70%

80%

90%

Enero

Febre

ro

Marz

o

Abril

Mayo

Junio

Julio

Agost

o

Septie

mbre

Oct

ubre

Novi

em

bre

Dic

iem

bre

Tota

l

Recuperación Au 2010

Actual PLAN

SART opera de Enero a Octubre

Figura 22: Recuperación Au año 2010.

10. Circuito de lavado en contracorriente. Los 5 espesadores del circuito de lavado en contracorriente se convirtieron en la principal restricción luego del incremento de capacidad de la molienda. Con el continuo incremento de tonelaje y el incremento de altura de la presa de relaves nos hemos visto en la necesidad de bombear pulpas menos densas (<60% sólidos) para evitar el riesgo de que el circuito de lavado en contracorriente CCD se sobrecargue si ocurriera algún evento de corte de energía u otro que obligue a paralizar las operaciones de inmediato, al mismo tiempo estamos trabajando en el cambio de las bombas por unas de mayor capacidad (500HP) que se encargan de bombear los relaves para poder eliminar la restricción existente.

Figura 23: Circuito de lavado en contra-corriente (CCDs)

Estamos trabajando también en la optimización de los clarómetros, lo que nos permitirá tener un mejor control en la dosificación de floculante y

11

control de la sedimentación para asegurar un buen lavado de la pulpa.

Figura 24: Clarómetro.

11. Influencia solución rica en CIC: La solución rica del Gold Mill generó problemas en la adsorción de oro en la Columnas de Carbón de La Quinua, especialmente durante las campañas de operación de la planta SART donde los carbonatos en solución se elevaron de un valor promedio de 600 ppm hasta un valor cercano a los 1,400 ppm. Con un incremento de dosificación de antiincrustante y una mayor frecuencia de lavado ácido se logro recuperar la eficiencia de adsorción a 95%. Ver figura 25.

Figura 25: Efecto de la solución rica de Gold Mill en la eficiencia de adsorción en Columnas de Carbón.

12. Depósito de Relaves: Con el incremento de tonelaje anual de 5 a 6 millones de toneladas se ha incrementado la velocidad de llenado de la presa de relaves por lo

que se está adelantando la instalación de las nuevas tuberías de descarga y se está evaluando la ampliación de la capacidad de la presa ya que fue diseñada para almacenar 45 Mt en la cota 3660 pero ahora se considera una capacidad de 55 Mt llegando hasta la cota 3672. Las paredes de esta presa se elevan conforme avanza la descarga del mineral en la pila de lixiviación de La Quinua. Ver figura 26 y 27.

Figura 26: Curva volumétrica de llenado de la presa de relaves.

Figura 27: Vista panorámica de depósito de relaves al interior de la pila de lixiviación La Quinua.

13. SART: La planta SART operó eficientemente desde diciembre 2,008 hasta enero del 2,011 de manera intermitente debido a la presencia del mineral transicional. Las leyes de plata y cobre cianurable del mineral transicional no superaron los 50 ppm y 700 ppm respectivamente. La eficiencia de precipitación de plata y cobre se mantuvo en un 90% y 70% respectivamente. Ver figura 28.

12

Eficiencia de recuperacion de Cu, Ag

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

1 3 5 7 9 11 13 15 17 19 21 23 25 27 29 31 33 35 37 39 41 43

N° de muestra

%

Ag Cu

Figura 28: Eficiencia de recuperación de Ag y Cu en SART.

La producción acumulada de plata es de 3,013,770 onzas y 973,477 libras de cobre. Ver figura 29.

Producción SART

0

50,000

100,000

150,000

200,000

250,000

300,000

350,000

400,000

Sep-0

8

Dic

-08

Mar-

09

Jul-09

Oct

-09

Ene-1

0

May-1

0

Ago-1

0

Nov-1

0

Feb-1

1

Jun-1

1

Fecha

Oz A

g, L

b C

u

0

50

100

150

200

250

300

350

400

Oz A

u

Ag onzas Cu Libras Au onzas

Figura 29: Producción histórica de Ag y Cu en SART.

14. Disponibilidad, usage y utilización: La disponibilidad de la planta Gold Mill se ha ido incrementando gracias a la solución del problema de taponamiento de parrillas, la reducción del número de revestimientos de acero en el cilindro y una mejora contínua en la gestión de los tiempos y planificación de los mantenimientos. El equipo de mantenimiento sigue optimizando sus tiempos aplicando la herramienta six sigma con el fin de llegar a una disponibilidad de 95%. El usage también se ha incrementado debido a mejoras en la estandarización del arranque de planta, la eliminación de actividades de lavado de revestimientos de acero previo al mantenimiento debido a que con el nuevo diseño ya no hay presencia de bolas atoradas en los revestimientos de acero, la eliminación de eventos de carga congelada y la mejora en la operación de los espesadores para eliminar los eventos de sobrecarga de espesadores que en alguna ocasión nos obligaron a parar el molino. La meta del usage se ha incrementado de 98% a 99%. Con el incremento de disponibilidad y usage incrementamos la meta de la utilización de 92% a 94%. Los resultados obtenidos el año 2010 muestran mejoras sustanciales respecto a los años anteriores,

llegando a un 93.4% de utilización, 98.6% de usage y 94.7% de disponibilidad. Ver figura 30.

Disponibilidad, Usage y, Utilización Planta Gold Mill

82%

84%

86%

88%

90%

92%

94%

96%

98%

100%

2008 2009 2010

Año

Disponibilidad Usage Utilization Figura 30: Disponibilidad, usage y utilización de la planta

Gold Mill, años 2008, 2009 y 2010.

15. Pruebas de laboratorio: Las pruebas de laboratorio muestran que existe la oportunidad de incrementar la recuperación de oro en 1% incrementando el tiempo de lixiviación de 20 a 24 horas y 0.8% si reducimos el producto de molienda de 150 um a 75 um. Ver figura 31 y 32.

50

55

60

65

70

75

0 4 8 12 16 20 24

Ex

tra

cció

n d

e O

ro

, %

Tiempo de Lixiviación, h

Profile 1 Profile 2 Promedio

Figura 31: Extracción de oro vs tiempo de lixiviación en planta piloto (mineral de El Tapado).

Graf ico N o 1: Extracció n o ro vs C o ncentració n C N -T amaño part í cula

50

60

70

80

90

100

300 350 400 450 500 550 600 650 700

Concentración CN ppm

Extr

acció

n A

u :

%

Malla 70 ( 212 micras) Malla 100 (150 micras) Malla 200 (75 micras)

Figura 32: Extracción de oro a diferente concentración de cianuro y diferente malla para mineral del El Tapado

(prueba de botellas).

13

16. Revisión y optimización del circuito de molienda YGM – METSO: Luego de los avances y trabajos realizados por el equipo de Minera Yanacocha, se decidió llevar a cabo un estudio completo del circuito de molienda en conjunto con la división de Process Technology & Innovation de la compañía Metso, el cual se expone a continuación. 16.1 Introducción: El objetivo del estudio fue analizar la condición actual de la operación del Gold Mill (Molino SAG 32’x32’) y a partir de ello identificar oportunidades para reducir el tamaño del producto final del circuito manteniendo el actual tonelaje de producción. Para ello se realizó dos muestreos en la planta, el primero en mayo y el segundo en junio del 2010. Se colectó muestras de mineral para hacer pruebas de fractura y determinar la competencia del mineral además de los análisis granulométricos y determinación del porcentaje de sólidos. Se colectó datos de operación durante el muestreo y también datos históricos. Se hizo una serie de mediciones en el interior del molino y en el circuito, dando como resultado recomendaciones respecto a algunos factores críticos. La información recogida actual e histórica, al igual que los resultados de los análisis de laboratorio, fueron utilizados para desarrollar modelos predictivos, éstos modelos se utilizaron para simular diferentes condiciones de operación con el fin de encontrar aquellas que contribuyan a reducir el tamaño del producto final manteniendo el tonelaje de producción. Las principales actividades que componen este trabajo se resumen en las siguientes partes:

16.2 Caracterización de mineral: MYSRL procesa una gama variada de minerales, siendo los más frecuentemente procesados el Transicional (Yanacocha Norte) y el Oxidado (Chaquicocha), por ello que este trabajo considera principalmente a estos minerales. La caracterización de mineral consistió básicamente en pruebas de PLT (Point Load Test ) ,SMC test, Bond Ball Mill Work Index y Abrasividad. Los resultados fueron: PLT (Is50) = 2.62 Mpa (UCS= 64 Mpa), desviación estándar= 0.90MPa, corresponde a un mineral suave, minerales con UCS > 75 MPa se consideran duros. SMC, DWi = 3.47 kWh/m3, parámetros Axb=72.9 y ta=0.75, el valor DWi y el correspondiente Axb indican que el mineral es suave y con baja resistencia a la fractura por impacto. El valor ta indica la resistencia a la abrasión y corresponde también a un mineral suave. Bond Mill Work Index, con resultados en un rango de 16.52 – 17.53 kW-h/t los mismos que se encuentran dentro de los valores típicos de MYSRL. La prueba de Abrasividad de Bond dio como resultado 0.528 g, el cuál indica que el mineral es altamente abrasivo. En general, los resultados de estos análisis indican consistentemente que los minerales Transicional y Oxidado que procesa MYSRL son suaves de baja competencia pero abrasivos. El mineral de El Tapado de mayor dureza no estuvo considerado ya que no se estuvo procesando este mineral durante los días que se hicieron los muestreos.

Fig.34 – Mezclas de mineral típicas que procesa el molino SAG

16.3 Ruta de Muestreo del circuito:

El circuito de molienda Gold Mill es alimentado con mineral almacenado en el stock pile, el cual a su vez se alimenta con mineral de la mina previamente clasificado y chancado en un parrilla

14

vibratoria de 112”x30” y un chancador de quijadas 50”x60” con 250 kW de energía instalada. El circuito de molienda consiste en un molino SAG 32’x32’ sin engranaje, con 16.5 MW de energía instalada que trabaja en circuito cerrado con una batería de ciclones D-26.

Fig. 35 – Ruta de muestreo en el circuito de

molienda Gold Mill. El producto molido pasa a través de un trommel 12.7x31.8 mm, el undersize es bombeado mediante una bomba centrífuga de 26”x22” hacia la batería de ciclones y el oversize (pebbles) es transportado mediante fajas transportadoras como retorno a la alimentación del molino. La figura 35, también muestra la ruta básica de muestreo que también sirvió de base para la toma de datos de proceso históricos y de muestreo mediante el sistema de información de planta PI. 16.4 Balance de Masa, Modelamiento y Simulaciones Luego de los muestreos, MYSRL se encargó de hacer los análisis granulométricos y de porcentaje de sólidos en su propio laboratorio, en base a los cuales Metso PTI hizo el balance de masa mediante

el software JKSimMet. Luego se hizo el ajuste del modelo utilizando el balance de masa y los resultados de las pruebas de fractura. La figura 36 y 37 muestra resultados consistentes del ajuste del modelo y una curva de fractura estándar de molienda SAG.

Fig. 36 – Ajuste al modelo

0.01

0.1

1

10

100

1000

0.01 0.1 1 10 100 1000

Bre

ak

ag

e R

ate

(1

/h

)

size (mm)

SAG Breakage Rate

Fig. 37 – Función de fractura del molino SAG

Vortex Apex Ciclones Producción P80 sólidos

O/F

sólidos

Feed

Presión

cicloneo

Flujo de

bombeo

Descarga

SAG

Flujo de

U/F

Carga

circulante

Consumo

Potencia

Nivel de

carga total

Flujo de

Pebbles

mm mm N° tph um % % kPa m³/h m³/h tph % kW % t/h

Base Case 230 170 5 755 144 40 58 101 2288 1260 1309 173 14100 21 25

SIM1 230 170 5 700 125 33 54 93 2692 1372 1496 214 14136 21 25

SIM2 230 180 6 680 121 33 54 99 2769 1410 1578 232 14150 21 24

SIM3 191 170 6 680 122 35 56 115 2604 1378 1564 230 14145 21 24

Variables

Figura 38 – Resumen de las simulaciones en el circuito Gold Mill 16.4 Recomendaciones del estudio de optimización de la molienda: • Debido al alto nivel de carga, alta energía

específica y abrasividad del mineral, existe alto

consumo de acero (> 2 kg/t ) pero aun dentro de los niveles observados en la industria. Para reducir este consumo, se opera por debajo de 65% de velocidad crítica lo que genera alto

15

torque y por consiguiente alto consumo de corriente que alcanza el máximo recomendado.

• El chancado primario puede contribuir con la

optimización del circuito, si se reduce el setting mediante la instalación de un plato intermedio y cerrando la abertura de las parrillas vibratorias.

• El SAG con revestimientos de acero y

levantadores similares a los usados en molinos de bolas, posibilitaría operar el molino consistentemente con velocidades mayores a 65% de la velocidad crítica sin la necesidad de incrementar la tasa de consumo de bolas. Esto también permitiría maximizar la potencia sin incrementar el consumo de corriente. Los revestimientos Polymet deberían ser considerados para reducir el peso del molino, reducir el tiempo de recambio de revestimientos e incluso mejorar las condiciones de seguridad asociadas con esta tarea.

• Después de los cambios en el diseño de

levantadores y velocidad del molino, se recomienda hacer pruebas industriales con bolas de 3.5 pulgadas al 100%.

• El alto grado de obstrucción en las parrillas de

acero (pegging) tiene un efecto perjudicial en la eficiencia de molienda debido a la formación de piscina en el molino. Bajo esas condiciones, gran cantidad de pulpa evita la zona de molienda, incrementa la carga circulante y por tanto limita la producción. El uso de parrillas de caucho en lugar de acero reduce notablemente este problema, el reemplazo total minimizaría el grado de obstrucción.

• La capacidad actual del descargador de pulpa es

insuficiente para el nivel de producción actual y la carga circulante. Existe excesiva acumulación de carga (piscina – figura 39) inclusive cuando hay presencia de mínimas obstrucciones en las parrillas, es necesario reemplazar el diseño actual por descargadores radiales más grandes. Ver figura 39.

Figura 39 – Efecto piscina (pooling) al interior del

molino SAG.

• Para alcanzar un P80=120 µm es necesario reducir el tonelaje por debajo de 700 t/h y a su vez incrementar la carga circulante por encima de 350%, para esto sería necesario duplicar la actual capacidad de bombeo y aplicar el cambio del punto previo.

• El tamaño del producto se puede reducir hasta

niveles razonables implementando las recomendaciones anteriores; sin embargo, para reducir hasta los niveles de diseño (P80=75 µm) manteniendo la producción alrededor de 800t/h, va a ser necesario instalar capacidad de molienda adicional, como por ejemplo un vertimill. Además, será necesario instalar ciclones más pequeños que los D-26.

• Se recomienda implementar en el sistema de

control de granulometría en línea el dato de tamaño máximo de partícula (top size), para que en base a este control se hagan los ajustes pertinentes al setting de chancado.

17. Conclusiones

Las parrillas de goma con alma de acero solucionaron el problema de taponamiento existente en las parrillas de acero. Se sigue

trabajando en las mejoras de este diseño principalmente reforzando el levantador y definiendo la correcta abertura de los pebble ports.

16

Los primeros diseños de revestimiento de acero del cilindro contemplaron un número excesivo de levantadores con un ángulo agresivo que nos obligaba a operar el molino a bajas rpm (menor a 9 rpm ) y de esta manera trabajamos con alto torque en el molino lo que provocaba alto amperaje de motor y corriente de excitación.

Las depresiones en el segundo diseño de revestimiento ocasionaron una condición insegura al quedarse las bolas atrapadas en estas ranuras. Se resolvió esta condición con el tercer diseño de 36 levantadores.

La reducción del número de levantadores de 54 a 36 nos permitió operar el molino a 76% CS superando el inconveniente del alto amperaje del motor y eliminando la condición insegura del atrapamiento de bolas en las depresiones.

El producto de molienda se ha mantenido estable a pesar del incremento de tonelaje. Los cambios en los diseños de los revestimientos de acero y parrillas de descarga, además de probar con bolas de menor diámetro 3.5” han influido muy poco en reducir nuestro P80. El P80 está muy relacionado al tipo de mineral que procesamos, de esta manera el mineral fino de la mina Chaquicocha reporta en promedio valores de 140 um y el mineral proveniente de la mina de El Tapado, considerado como mineral duro reporta en promedio valores de 170 um.

El consumo de bolas es alto, se sitúa entre 2 kg/t a 3.5 kg/t. Al igual que el P80 existe una estrecha relación entre el consumo de bolas y la procedencia del mineral.

• El nuevo diseño de perforación y voladura

(explosivo HA-55 de mayor potencia, menor malla 6.0mx7.0m y aumento de tiempos entre taladros y filas a 51ms y 180ms respectivamente) ha reducido el P80 del material volado de 136mm a 67mm, además ha logrado la formación de micro fracturas.

• Las mejoras obtenidas en la perforación y

voladura ha reducido el consumo de energía y acero en el molino, como resultado principal se ha incrementado el rendimiento de 735tph a 850tph

Los espesadores se convirtieron en la restricción luego del incremento de tonelaje en la molienda. Se está trabajando en el mejorar el control de los espesadores con los clarómetros instalados en el espesador de pre-lixiviación, CCD1 y CCD5. El proyecto de incremento de capacidad en el bombeo de los relaves también ayudará a descongestionar los espesadores.

La recuperación podría verse afectada con el incremento de tonelaje al incrementarse la granulometría del producto de molienda y al reducirse el tiempo de lixiviación (de 24 a 20 horas). Pruebas de laboratorio confirman que con

un mayor tiempo de residencia de la pulpa en los tanques de lixiviación y con una molienda mas fina podemos lograr hasta un 2% mas en recuperación pero para lograr esto deberíamos reducir un 20% en el tonelaje. Se esta evaluando la posibilidad de instalar mas tanques de lixiviación y/o implementar una etapa de remolienda.

El alto contenido de carbonatos en la solución rica del Gold Mill generó problemas de recuperación en las columnas de carbón de La Quinua, pero este efecto adverso se pudo revertir gracias a una mayor frecuencia de lavado ácido del carbón e incremento de la dosificación de antiincrustante.

El molino SAG muestra una tendencia a operar a menores revoluciones, menor potencia y alta carga de bolas sin afectar el tonelaje procesado. Esta tendencia sumada a la reducción de número de levantadores, el incremento del ángulo del levantador y la alimentación de mineral mas fino producto de las mejoras en la voladura estarían cambiando la filosofía de operación del SAG para tratarlo como un gran molino de bolas.

18. Referencias:

Gold Mill Project, Control Philosophy 2352-0000-70CP-001. 14 April 2007.

J. Seidel, Review of YGM Grinding Operations. March 2,010.

Jankovic, E. Nozawa, K. Duffy, R. Valle, W. Valery, Review and Optimisation of the Yanacocha Grinding Circuit. December 2,010.

G. Guzmán, V. Mamani, H. Arévalo, S. Vicuña, L. Vargas, B. Burger, SART/AVR Circuit Design and Operation at Yanacocha Gold Mill. 2,009.

YGM daily reports. March 2,008 to April 2,011.

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