UNIVERSIDAD CATÓLICA DEL NORTE
FACULTAD DE INGENIERÍA Y CIENCIAS GEOLÓGICAS Departamento de Ingeniería Metalúrgica y Minas
“ALTO BLANCO” Planta de flotación de sales de sulfato de potasio Informe Final Alumno: Jonathan Tejerina I. Asignatura: Ingeniería de Proyectos Profesor:
Antofagasta, 18 de Junio 2014
“ALTO BLANCO”
RESUMEN El presente informe tendrá como fin el desarrollo de una innovación a la planta actual de sales de sulfato de potasio. Su importancia es de gran interés debido a que cerca del 95% de su uso es como fertilizante, donde las plantas necesitan esencialmente fostato, nitrógeno y potasio. Se justifica la obtención de potasa específicamente de sulfato de potasio por su método de obtención mediante piscinas de evaporación en zona de alta radiación solar, que economizan su proceso, donde cristalizan sables dobles de potasio y magensio, luego mediante conminución, flotación, cristalización se obtiene el producto deseado con un 95% de recuperación. La propuesta a innovar es aumentar la recuperación de Schoeita que es el mineral del cual se obtiene el sulfato de potasio, para ello se cambia el colector actual de flotación primaria Flotigam por un doceil SDS, que permite una mayor recuperación.Se da a conocer todo lo que conlleva un proyecto como lo es, el proceso actual de planta, el estudio impacto ambiental, antecedentes generales, balance de masa y de energía del proceso, el cronograma de vida útil de la planta, una simulación y evaluación económica de la innovación propuesta para ver si es viable. Finalmente se define la innovación mediante pruebas de laboratorios, siendo mejor el colector SDS. Se calcula el número de celdas que tiene la planta de flotación y se dimensiona el espesador. Se simula a través de Factores de Distribución dando una recuperación del 97% con el colector a innovar frente al colector actual que logra un 95% de recuperación. Se tiene un VAN positivo en la evaluación económica al restar los flujos con y sin innovación, con un un valor de USD 287.818 con una TIR del 68% mayor mayor a la tasa de descuento del 15%, dando un mayor retorno del dinero. Se concluye que mediante Factores de Distribución se puede simular con el nuevo colector una recuperación global del 97%, para lo cual la evaluación económica arroja un VAN mayor que el proyecto sin innovación al restarlos. Por lo tanto es conveniente realizar la innovación de sustituir el colector Flotigam amínico por un colector dodecil en la etapa Primaria de flotación.
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Tabla de Contenidos 1
INTRODUCCION ......................................................................................... 8 1.1
2
OBJETIVOS .......................................................................................... 9
1.1.1
Objetivos generales ........................................................................ 9
1.1.2
Objetivos Específicos ..................................................................... 9
Presentación del Proyecto y Propuesta Innovativa ......................... ............ ........................ ........... 10 2.1.1
Materia prima ................................................................................ 10
2.1.2
Bombeo de salmueras .................................................................. 10
2.1.3
Cristalización ................................................................................ 10
2.1.4
Cosechas de sales ....................................................................... 12
2.1.5
Planta de Sulfato de Potasio ........................................................ 12
2.2
Propuesta de la innovación ................................................................. 13
2.3
Justificación técnica del proceso a evaluar ......................... ............ .......................... ................ ... 14
3 ANTECEDENTES GENERALES GENERALES DEL PROYECTO ......................... ............ ...................... ......... 16 3.1 Antecedentes Titular del Proyecto Proyecto ............................ .............. ........................... .......................... ............. 16 3.2 Antecedentes Titular del Proyecto Proyecto ............................ .............. ........................... .......................... ............. 16 3.3
3.3.1
Ubicación del Proyecto ................................................................. 17
3.3.2
Accesos a las Áreas del del Proyecto ..................................... ........................ ........................ ........... 18
3.4
Estudio de impacto ambiental ............................................................. 19
3.4.1
Medio Físico ................................................................................. 20
3.4.2
Medio Biótico ................................................................................ 25
3.4.3
Medio Humano ............................................................................. 26
3.4.4
Depósitos de Descarte ................................................................. 27
3.5 4
Localización y accesibilidad del emplazamiento .......................... ............. .................... ....... 17
Cierre de Faena .................................................................................. 28
DIAGRAMA DE FLUJO DE LA PLANTA (ANÁLISIS GENERAL) .............. ............ .. 30 4.1
Condiciones Mineralógicas ................................................................. 31
4.2
Insumos generales de los procesos .......................... ............ ........................... .......................... ............. 32
5
CRONOGRAMA DE ACTIVIDADES.......................................................... 33
6
DESARROLLO EXPERIMENTAL........................... .............. .......................... .......................... ...................... ......... 34
7
BALANCE DE MASA Y DE ENERGÍA DE LA PLANTA O PROCESO...... 37 7.1
Balance de masa ................................................................................ 37
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7.2
Balance de Energía ............................................................................. 39
DIMENSIONAMIENTO DE LOS EQUIPOS EN EL PROCESO INTERVENIR (INNOVACIÓN) .......................................................................... 41 8
8.1
Celdas de flotación Primaria ............................................................... 41
8.2
Celdas de Limpieza ............................................................................. 42
8.3
Espesador ........................................................................................... 43
9
SIMULACIÓN DEL PROCESO Y/O ETAPA CON INNOVACIÓN ............. 45
10 EVALUACIÓN ECONÓMICA Y FINANCIERA DEL PROCESO INNOVATIVO ................................................................................................... 46 10.1
Costo capital total de la innovación ( M.Lang y Chilton) ......... ......... 46
10.2
Flujo de caja del proceso innovativo ................................................ 47
10.3
Análisis de sensibilidad .................................................................... 48
11
DISCUSIONES ....................................................................................... 51
12
CONCLUSIONES ................................................................................... 53
13
RECOMENDACIONES .......................................................................... 54
14
BIBLIOGRAFÍA ....................................................................................... 55
15
ANEXOS ................................................................................................ 56
ANEXO 1: Conceptos ................................................................................... 56 15.1.1
Circuitos de Flotación ................................................................ 58
15.1.2
Simulación: Factores de Distribución (Split Factor) ................... 59
15.1.3
Definición de Equipos ................................................................ 61
15.1.4
Teoría Evaluación económica ................................................... 63
ANEXO 2: Datos de la planta actual ............................................................. 66 ANEXO 3: Evaluación Económica ................................................................ 67
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ÍNDICE DE FIGURAS Figura 1: Proceso de evaporación en piscinas solares. .......................... ............. ...................... ......... 11 Figura 2: Diagrama molecular del colector DAH .............................................. 14 Figura 3: Diagrama molecular del colector SDS............................................... 14 Figura 4: Ubicación general del área. .......................... ............ ........................... .......................... ........................ ........... 17 Figura 5:Ubicación específica del área. ........................................................... 18 Figura 6: Diagrama de Flujo Final Para la flotación f lotación de Sulfato de Potasio. ...... 30 Figura 7: Flotación de Schoenita (K 2SO4MgSO4*6H2O), cainita (KClMgSO4*3H2O) y carnalita (KClMgCl2*6H2O) en función del colector SDS a un pH 6,2- 7,2. .................................................................................................. 34 Figura 8: Flotación de Schoenita (K 2SO4MgSO4*6H2O), cainita (KClMgSO4*3H2O) y carnalita (KClMgCl 2*6H2O) en función del colector DAH a un pH 6,2- 7,2. .................................................................................................. 35 Figura 9: Flujos en el balance de masa ......................... ............ .......................... .......................... ...................... ......... 37 Figura 10: Vista de un espesador......................... ............ .......................... .......................... .......................... .................. ..... 43 Figura 11: VAN en USD versus tasa de descuento.......................... ............. .......................... ................ ... 48 Figura 12: TIR versus precio en USD de tonelada de fino ...................... ......... 49 Figura 13: VAN versus precio en USD de tonelada de fino ......................... ............ .................. ..... 50 Figura 14: Módulos de Operación en circuitos de Flotación a) Unión de Flujos; b) Separación de Flujos ................................................................................... 59 Figura 16: Diagrama de Flujo para simulación “Factores de Distribución” ....... 60 Figura 17: Molino de jaula ................................................................................ 62
ÍNDICE DE TABLAS Tabla 1: Extracciones anuales ......................................................................... 10 Tabla 2: Cosechas de sales anuales ........................... ............. ........................... .......................... ........................ ........... 12 Tabla 3: Propiedades Dodecil amina de cloro hidratado ......................... ............ ...................... ......... 13 Tabla 4: Propiedades Dodecil sulfato de sodio ................................................ 14 Tabla 5: Escala de Valor Ambiental para los componentes Ambientales ......... 19 Tabla 6: Identificación de Componentes Ambientales ........................... .............. ........................ ........... 19 Tabla 7: Contenido en la salmuera. .......................... ............. .......................... ........................... .......................... .............. 31 Tabla 8: Cronograma de actividades........................... ............ ........................... .......................... ........................ ........... 33 Tabla 9: Balance de masa con sus respectivos parámetros .......................... ............ ................ .. 38 Tabla 10: Nombre de las etapas correspondiente corre spondiente a cada flujo del balance ..... 38 Tabla 11: Balance Energía Equipos ................................................................. 39 Tabla 12: Balance energía de otro Equipos ..................................................... 39 Tabla 13: Balance energía de otros requerimientos ......................... ............ .......................... ................ ... 40 Tabla 14: Parámetros celdas de flotación primaria .......................................... 41 Tabla 15: Parámetros celdas de Limpieza ....................................................... 42 5
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Tabla 16. Resultados para el método de Mischler. .......................................... 44 Tabla 17: Recuperación Global mediante Split Factor Innovación ................... 45 Tabla 18: Método Lang- Chilton para equipos colector SDS ............................ 46 Tabla 19: Flujos proyectados a 5 años con y sin innovación .................. ......... 47 Tabla 20: Parámetros económicos para predecir si el proceso es o no viable. 47 Tabla 21: Análisis de sensibilidad, variando las tasas de descuento ............... 48 Tabla 22: variación del VAN y el TIR en 3 escenarios. .................................... 49 Tabla 23: Descripción Flujos Factores de Distribución ..................................... 61 Tabla 24: Parámetros de VAN para decidir si el proyecto se acepta ............... 64 Tabla 25: Parámetros actuales de planta sin innovación ................................. 66 Tabla 26: CASO BASE (sin análisis de sensibilidad) ...................................... 67
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Nomenclatura SF FD: ROI VAN TIR SDS NAH
Split Factor : Factor de Distribución Retorno de la Inversión : Valor actual neto : Tasa Interna de Retorno : Dodecil sulfato de sodio : Dodecilamina de clorohidratado :
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1 INTRODUCCION Aquellos compuestos o sales formados por potasio reciben el nombre de “POTASA”, siendo el más común entre ellos el cloruro de potasio (KCL). La potasa tiene 3 usos principales: fertilizantes, suplemento alimenticio para ganado y procesos industriales, donde el 95% es para uso de fertilizantes. Las sales son comúnmente referidas como muriato de potasio, sulfato de potasio, etc…
La cristalización y la flotación son los dos procesos principales para el beneficio de minerales de potasa. Dependiendo del origen (minerales de rocas o salmuera), luego de una serie de procesos, principalmente la flotación, podemos obtener sulfato de potasio, que se suele emplear como fertilizante orgánico de origen mineral, y en la industria se puede emplear con el código: E515. Su mayor relevancia es como fertilizante, ya que activa reacciones enzimáticas, sintetiza proteínas, forma sacarosa y otros azúcares, y regula el flujo de agua en las células y hojas. En nuestro proyecto extraemos salmuera del Salar de Atacama, el cual es enviado a piscinas de evaporación solar, precipitando sales dobles de magnesio y potasio, estas son conminuidas, flotadas, cristalizadas y filtradas, obteniendo nuestro producto deseado: “sulfato de potasio”. En la flotación se hace relevante aumentar la recuperación de Schoenita que es el mineral de interés para obtener sulfato de potasio, por lo cual se ha propuesto innovar en cambiar el colector en el circuito de flotación con el fin de aumentar la recuperación de este mineral, que se encuentra actualmente en un 95%. Mediante la simulación de los Split factor se verá si es beneficioso el nuevo colector propuesto en aumentar la recuperación y con el método de inversión Lang-chilton, veremos veremos si la inversión inversión de la innovación con con proyecto supera a la sin proyecto. Se dimensionarán los equipos de innovación, en nuestro caso no innovamos en equipos pero de igual manera se ha dimensionado un espesador He aquí dejamos al lector para que se deleite de lo anterior mencionado.
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1.1 OBJETIVOS A continuación se presentan los objetivos generales y específicos de este proyecto:
1.1.1 Objetivos generales Llevar a cabo una innovación a la planta de flotación de sales de de sulfato
de potasio, mediante las competencias pertinentes.
1.1.2 Objetivos Específicos
Dar a conocer las descripciones de la planta.
Proponer y definir un proceso innovativo
Presentar Estudio de Impacto Ambiental de la planta
Dar a conocer el diagrama de flujo de Alto Blanco
Dar a conocer las condiciones mineralógicas
Indicar localización de la planta e insumos principales
Presentar Carta Ganntt
Llevar a cabo el balance de masa masa y de energía energía de la planta.
Dimensionar equipos del proceso
Simular la innovación
Realizar la evaluación evaluación económica de la inversión de innovación
Ser capaz de analizar, analizar, comprender y concluir concluir la información recopilada recopilada durante la confección a lo largo de este documento.
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2 Presentación del Proyecto y Propuesta Innovativa El proyecto consiste en la operación de una planta de sulfato de potasio que produce 250.000 t/año. Para ello se utilizan 4 piscinas solares de evaporación, siendo la tercera la fuente de K 2SO4, esto conlleva molienda, flotación, secado y compactación.
2.1.1 Materia prima Se extraen salmueras del sector Noroeste de la propiedad, ubicadas a 40 m de profundidad para someterlas a un proceso de concentración en piscinas solares. El volumen extraer corresponde a:
Tabla 1: Extracciones anuales Período
Extracción (l/s)
Año 1
83
Año 2
230
Año3 y sucesivos
230
2.1.2 Bombeo de salmueras Desde el campo de bombeo se envían las salmueras del sector NorOeste de la Propiedad hasta las piscinas de evaporación. Para ello hay un motor diesel de 45 KW y tuberías de PVC y HDPE.
2.1.3 Cristalización La cristalización fraccionada se llevará a cabo en las piscinas de evaporación y consta de 4 etapas:
1-. Halita y Yeso Una vez iniciado el proceso de evaporación de la salmuera, con un contenido de sólidos totales (S.T.) sobre los 300 g/l. cristaliza halita (cloruro de sodio) y precipita el yeso, formando por la mezcla del sulfato y calcio presente.
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2-. Silvinita Al precipitar una mezcla de sales de cloruro de sodio y cloruro de potasio, se obtiene la materia prima para la Planta de Producción de Cloruro de Potasio.
3-. Sales dobles de Potasio-Magnesio En esta etapa, se precipitan sales dobles de cloruro de potasio y magnesio, designadas como schoenita o carnalita dependiendo del nivel de sulfato
que
se
haya
arrastrado
de
las
etapas
anteriores.
Aquí es donde se recupera Schoenita, la cual es el mineral base para la obtención de sales de sulfato de potasio y en la cual nos enfocaremos.
4-. Sales de Magnesio Etapa final del proceso de concentración, entregando una salmuera concentrada de cloruro de Litio y cloruro de magnesio. Estas 4 etapas identificadas por los niveles de concentración que alcanza la salmuera, generan sales de descarte o proceso, como se aprecia en la siguiente Figura 1:
Figura 1:Proceso de evaporación en piscinas solares.
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2.1.4 Cosechas de sales La cosecha corresponde a la remoción de sales desde las piscinas, las cuales se muestran en la Tabla 2, siendo 460.000 sales dobles de Potasio y Magnesio, las cuales interesan y son la base para la obtención de Sulfato de Potasio.
Tabla 2: Cosechas de sales anuales Descripción Sales de Halita Sales de Silvinita Sales dobles de Potasio y Magnesio Sales de Magnesio
Cantidad cosechada (t/año) 1.000.000 750.000 460.000 400.000
2.1.5 Planta de Sulfato de Potasio En la etapa 3 de las piscinas, precipitan sales dobles de cloruro de potasio, magnesio
y
litio
[cainita
([KMgCl(SO 4)]4*11H2O);
schoenita
(K2SO4*MgSO4*6H2O); sulfato de litio-potasio(LiKSO4)] junto con halita, silvita y algo de carnalita(KMgCl 3*6H2O). Las sales sólidas cosechadas mecánicamente de estas pozas serán transportadas a la planta de sulfato de potasio, mientras que la salmuera final de estas pozas alimentará la planta de ácido bórico El proceso de producción de sulfato de potasio (K 2SO4), rinde como subproductos cloruro de potasio (KCl) y ácido bórico (H 3BO3) La planta de sulfato de potasio es alimentada con la cosecha de las sales sólidas de las pozas de sulfato y de la poza de reciclo. En esta planta, inicialmente se convertirán las sales sólidas como cainita y carnalita en schoenita, en una batería de reactores. La pulpa de schoenita resultante pasará a estanques de flotación Primaria de 2 bancos con 4 celdas cada uno, luego el concentrado final pasa a Etapas de Limpieza con 4 celdas de valor nominal de 8,5m 3 cada uno. En la etapa de flotación se utiliza Espumante Aeroprometer 801S, Colector amínico Flotigam 2835- para etapas primarias y colector ácido acrílico para etapa de limpieza. El concentrado de schoenita proveniente de la flotación, es llevador a un cristalizador en el cual es lixiviado con agua, obteniéndose sulfato de potasio. Posteriormente se lleva a cabo la filtración, produciendo una torta de sales de
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sulfato de potasio y el líquido se recircula a la etapa de flotación primaria, como agua de proceso. Finalmente pasa a secado, compactación y empaquetamiento. El exceso de silvita que sale del cristalizador es un subproducto de la operación de la planta de sulfato de potasio.
2.2 Propuesta de la innovación A partir de la sal Schoenita (K2SO4MgSO4*6H2O), que es una sal doble hidratada, se obtiene el sulfato de potasio, por lixiviación con agua y cristalización posteriormente (cristalizador). Actualmente nuestra plant a “Alto Blanco” tiene una recuperación aproximada del 95% de Schoenita, por lo cual
se propuso innovar en cambiar el colector actual de flotación primaria, el cual es un colector amínico Flotigam 2835-2, por un dodecil. Este dodecil ayudará a flotar la Schoenita en base a la carga superficial del agua en estudio. Se puso en estudio dos colectores:
1) Dodecil amina de cloro hidratado (DAH): Es un catión que forma capas monomoleculares sobre la superficie de partículas pequeñas. La adsorción produce un exceso de la capacidad de intercambio catiónico de las fuerzas de Van der Waals, lo cual produce un cambio en la carga superficial del elemento a adherise.En la tabla 2 se muestra sus propiedades.
Tabla 3: Propiedades Dodecil amina de cloro hidratado Fórmula química
C12H25NH3Cl
Masa Molar
221.8 g/mol
Solubilidad en agua
160 g/l (20°C)
Densidad
121 g/cm 3 (20°C)
Punto de fusión
186 - 188 °C
Densidad
490 - 560 kg/m 3
Valor de pH
6 - 9 (10 g/l, H2O, 20 °C)
Temperatura de inflamabilidad
>160 °C
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Figura 2: Diagrama molecular del colector DAH
2) Dodecil sulfato de sodio (SDS): Dodecil sulfato de sodio, laurilsulfato de sodio o lauril sulfato de sodio es un compuesto orgánico con la fórmula C12H25OSO2ONa. Es de carácter aniónico utilizado en muchos productos de limpieza y de higiene. La sal es de un órgano sulfato que consiste en una cola de 12-de carbono unido a un grupo sulfato, dando al material propiedades anfifílicas requeridas de un detergente. Al ser derivados de coco de bajo costo y aceites de palma, es un componente común de muchos productos de limpieza domésticos. A continuación se muestra en la Tabla 3 sus propiedades.
Tabla 4: Propiedades Dodecil sulfato de sodio Fórmula química
C12H25OSO2ONa
Masa Molar
288,37 g/mol
Solubilidad en agua
150 g/l (20°C)
Densidad
1,1 g/cm3 (20°C)
Punto de fusión
204.06 - 207.06 °C
Densidad
490 - 560 kg/m 3
Valor de pH
6 - 9 (10 g/l, H2O, 20 °C)
Temperatura de inflamabilidad
>150 °C
Na+
Figura 3: Diagrama molecular del colector SDS
2.3 Justificación técnica del proceso a evaluar El sulfato de potasio es obtenido a partir de sales dobles de magnesio y potasio, provenientes del Salar de Atacama como salmuera, las cuales son precipitadas en piscinas solares. Es de gran ventaja utilizar piscinas solares
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debido a la alta tasa de radiación solar de la zona donde se ubica el proyecto de “Alto Blanco”, siendo de 3.200 mm/año con una tasa de precipitaciones promedio de 15 mm/año, bastante elevada en comparación a la tasa de evaporación del Salar de Uyuni en Bolivia con un promedio entre 1400 y 2100 mm/año, que realiza un proceso similar. Las condiciones climáticas son bastantes favorables en el Salar de Atacama (MiningPress; 2014). Las plantas necesitan tres nutrientes principales: fósforo, nitrógeno y potasio. Es por ello que es de interés desde un punto de vista económico obtener sulfato de potasio para fertilizante en las plantas. La flotación de Schoenita es de interés para aumentar la recuperación de flotación de sulfato de potasio, es por ello que se hace relevante con la innovación de un nuevo colector dodecil aumentar la recuperación de este mineral. En el proceso de flotación se ocupa Espumante Aeropromoter 801 S con 50g/t, y un colector amínico Flotigam 2836-2 con 100g/ton. Mediante una innovación al proceso se plantea una electroforesis por estudios recientes en el proceso de flotación mediante colectores aniónicos y catiónicos, con el fin de beneficiar nuestro mineral con una mayor recuperación al actual valor de 95%. Para ello se utiliza la simulación de Split Factor, método sofisticado para modelar recuperaciones y la evaluación económica de esta modificación del proyecto, las cuales justificarán técnicamente nuestra innovación si es viable o no.
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3 ANTECEDENTES GENERALES DEL PROYECTO 3.1 Antecedentes Titular del Proyecto NOMBRE
:
Sociedad Alto Blanco
DOMICILIO LEGAL
:
Latorre 6767, Calama
FONO
:
55-88997766
RUT. :
96.701.890-4
3.2 Antecedentes Titular del Proyecto NOMBRE
:
Jonathan Alfonso TejerinaIbacache
DOMICILIO LEGAL
:
Latorre 6767, Calama
FONO
:
55-12345689
RUT. :
17.656.016-9
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3.3 Localización y accesibilidad del emplazamiento El Proyecto consiste en la recuperación de sales de sulfato de potasio presentes en las salmueras prospectadas en el Oeste del Salar de Atacama, con el fin de alcanzar una producción de 250.000 t/año de sulfato de potasio.
3.3.1 Ubicación del Proyecto El proyecto se ubica en la zona Norte de Chile, en la II Región de Antofagasta, Provincia de El Loa, Comuna de San Pedro de Atacama. Específicamente, se ubica a 280 Km de la ciudad de Antofagasta, en la zona occidente del Salar de Atacama a una altura de 2.300 m sobre el nivel del mar. Las figuras 4 y 5 indican la ubicación general y específica del área de estudio a nivel regional, respectivamente.
Figura 4: Ubicación general del área.
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Figura 5:Ubicación específica del área. 3.3.2 Accesos a las Áreas del Proyecto El acceso al área de concesiones mineras de ALTO BLANCO, se puede realizar principalmente por tres rutas: a) Desde la ciudad de Calama, por ruta R-23, hasta San Pedro de Atacama y siguiendo hacia el sur, aproximadamente 70 km hasta conectar con el ramal que permite el acceso al pueblo de Peine. Desde este poblado se accede al Salar de Atacama hacia el poniente por un camino transitable para todo tipo de vehículos. b) Desde la ciudad de Calama, por ruta R-23 hacia el Sur-Este, hasta el ramal que bordea el Oeste del Salar de Atacama; continuando luego en dirección al Sur por aproximadamente 110 km hasta empalmar con el camino que une los poblados de Peine y Baquedano. Para acceder a l as propiedades de ALTO BLANCO, se debe recorrer este camino en dierección Nororiente, por aproximadamente 10 km. c) El acceso al área de emplazamiento del proyecto desde la ciudad de San pedro de Atacama, se realiza por la Ruta B-241 (San pedro de Atacama – Pan de Azúcar o llano de la paciencia).
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3.4 Estudio de impacto ambiental El análisis de los impactos ambientales identificados, está orientado a establecer su importancia, conforme a la generación de posibles efectos adversos significativos sobre los componentes ambientales comprometidos en el área de influencia del proyecto. A continuación, se presenta una descripción de los impactos ambientales identificados por componente, con su respectiva ponderación final. La Tabla 5 muestra el valor de la ponderación de los Componentes Ambientales.
Tabla 5: Escala de Valor Ambiental para los componentes Ambientales Valoración 0 1-3 4-6 7-8 9-10
Relevancia Nula Baja Moderada Alta Muy Alta
Además se tiene una serie de componentes ambientales que han sido clasificados según la línea base en la Tabla 6:
Tabla 6: Identificación de Componentes Ambientales Medio
Componente Ambiental Hidrogeología Hidrología Calidad de Agua Calidad de Aire Ruido Vegetación Flora Fauna Paisaje Dimensión Socioeconómica
FÍSICO
BIÓTICO HUMANO
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3.4.1 Medio Físico El análisis de los potenciales impactos asociados al componente agua, se ha orientado a determinar si el proyecto propuesto afecta en forma significativa el funcionamiento hidráulico del acuífero del núcleo del Salar, dado que este sistema sustenta componentes bióticos de relevancia. Previo al análisis y calificación de los impactos ambientales, se necesitó desarrollar una prueba de bombeo de larga duración. Esta prueba permitió conocer el grado de confinamiento desde el acuífero profundo y corroborar que no existe infiltración inducida desde el acuífero. A continuación se muestra la evaluación de los parámetros mostrados en la Tabla 6. 3.4.1.1 Hidrogeología
La cuenca del Salar de Atacama se caracteriza por presentar una geología de superficie bastante monótona, constituida por unidades volcánicas de diferentes edades, además de sedimentarias continentales y marinas y, una menor proporción de rocas intrusivas. La presencia de depósitos no consolidados en el área, corresponde a depósitos evaporíticos que conforman el salar y a depósitos de origen aluvial que bordean la cuenca. El proyecto se emplaza en el núcleo de halita del salar de Atacama. Este medio posee una distribución de permeabilidades muy heterogénea. Los 40 m más superficiales tienen valores de permeabilidades medias a altas, alternadas con zonas de baja permeabilidad. El medio salino está saturado desde 1 m de profundidad, con agua de elevada concentración de sales y minerales (salmuera). La explotación de este medio es exclusivamente minera y su relevancia ambiental es apreciable de manera indirecta, puesto que en la periferia del salar, la salmuera forma una cuña salina que empalma con los flujos de agua dulce que recargan los bordes del núcleo. El carácter indirecto de su relevancia ambiental está dado porque el núcleo constituye una condición de borde de un sistema hidrológico e hidrogeológico de relevancia ambiental, que es la zona de lagunas. La valoración ambiental de este componente es 5, es decir, una relevancia moderada.
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Recarga del acuífero Dado que esta cuenca es de tipo endorreica, recibe aportes de aguas superficiales principalmente desde sus extremos norte y oriental, y en menor medida desde su extremo sur. No se reconocen aportes permanentes desde la Cordillera de Domeyko, ubicada en el flanco oeste, sólo aportes de escorrentías esporádicas de aguas lluvia que lixivian las rocas de dicha cadena montañosa. Los aportes de uno y otro costado condicionan de forma importante la geoquímica de las aguas del salar, reconociéndose dos tipos de salmueras en el núcleo:
Al Este, las salmueras del grupo sulfatado (Na/Cl-SO4).
Al Oeste, las salmueras del grupo cálcico (Na-Ca/Cl).
La geología volcánica de la parte oriental de la cuenca resulta coherente con la composición sulfatada de las salmueras de la mitad oriental del núcleo, producto del efecto lixiviante de las aguas que escurren desde la Cordillera de Los Andes hacia la cuenca. Contrariamente, la composición cálcica de las salmueras al oeste del núcleo refleja la litología, en gran parte sedimentaria, de la Cordillera de Domeyko producto de la lixiviación sufrida por ésta. Esto se explica debido a que, en las rocas volcánicas aumenta la concentración de sulfato (SO 4) por la presencia de azufre, mientras que en las rocas sedimentarias se incrementan las concentraciones de calcio debido a la presencia de carbonatos (calcita, dolomita) y sulfatos de calcio (yeso, anhidrita) (Risacher y Alonso, 1996). Estos últimos aportan además una cantidad de sulfato a las aguas que, sin embargo, resulta proporcionalmente inferior a la cantidad total de Ca, lo que se traduce en que las aguas que alteran las rocas sedimentarias tengan netamente más calcio que sulfato. Las características geoquímicas de las aguas del Salar de Atacama expuestas anteriormente, demuestran la existencia de dos acuíferos claramente diferenciados, uno al este compuesto por salmueras sulfatadas y otro al oeste compuesto por salmueras cálcicas, los cuales no presentan evidencias de interferencia entre ellos.
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Considerando la zonificación de Ca y SO 4 detectada al interior del salar, y teniendo en cuenta el hecho de que los aportes de agua actuales hacia la cuenca provienen mayoritariamente desde losbordes norte y este, y en menor medida desde el sur, es posible inferir un flujo subterráneo preferentemente en dirección sur-oeste, hacia el núcleo del salar. Esto significa que las escorrentías subterráneas siguen siempre un patrón flujo en esa dirección, generando así el enriquecimiento en sulfato de las salmueras del sector oriental. Considerando, además, el hecho de que las salmueras del sector occidental se han preservado sin ser contaminadas por salmueras sulfatadas desde que se produjo el lavado y lixiviación de la Cordillera de Domeyko, y de que no existen actualmente escorrentías superficiales permanentes que provengan desde este cordón y que permitan alimentar el acuífero occidental, empujando el flujo subterráneo hacia el oeste, se puede inferir una desconexión prácticamente total entre los acuíferos ubicados al este y al oeste de la cuenca. La valoración ambiental es 5. Este efecto de barrera hidrogeológica puede ser provocado por la prolongación en profundidad del Cordón de Lila, el cual genera un adelgazamiento de la cuenca hacia el sur. 3.4.1.2 Hidrología
Impacto:Movimiento de pulpas nativas, deformando casi despreciable la corteza terrestre En el área del proyecto no existen ríos o vertientes de agua de importancia
hidrológica,
sólo
escurrimientos
superficiales
ocasionales
asociados a precipitaciones, sin embargo, tanto en el borde Este como en el Sureste del Salar se localizan cuerpos de agua salobre que se denominan genéricamente “Lagunas del Salar”. Las lagunas se ubican aproximadamente 7
km al sureste del área del proyecto y no se prevén efectos adversos en ellas, en las etapas de construcción y operación. Estas Lagunas son la base del ecosistema pre puneño y puneño de los Salares altoandinos, dominado por la gran abundancia de avifauna característica. La valoración ambiental de este componente es 8, es decir, una relevancia alta. Mediante pruebas de bombeos no se logra estabilizar la transmitividad, por lo que no existe una recarga inferior que se haya inducido desde el acuífero
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inferior y sólo se obtienen aguas subterráneas almacenadas desde este acuífero más somero. De la prueba de bombeo se desprende la existencia de una barrera hidrogeológica que limita el almacenamiento del acuífero. Esta barrera puede estar asociada a la cordillera de la Sal o al afloramiento de los estratos de arcilla hacia la superficie. 3.4.1.3 Calidad del agua
Impacto:Sistema biológico afectado por las propiedades del agua bombeada del lago La salmuera del núcleo, como recurso minero, no entra en esta categoría, pero si el agua de las lagunas de los bordes. Por ello, este componente ambiental se refiere a los sistemas de aguas superficiales encontrados en el perímetro próximo al área del proyecto, estos sistemas corresponden a las lagunas La Punta-La Brava y Saladita- Salada-Interna. La valoración ambiental de este componente es 8, es decir, una relevancia alta, dado que el sistema biológico albergado depende de las particulares propiedades fisicoquímicas del agua salobre de las lagunas 3.4.1.4 Calidad del Aire
La calidad de este componente está normada por lo que su impacto se evalúa en función del cumplimiento de la normativa de calidad ambiental. La inmisión de MP10 producido sumada a la concentración promedio diaria da un máximo estimado de 58,714 µg/m³ durante la etapa de construcción, de 50,966 µg/m³ durante la etapa de operación y de 53,067 µg/m³ en la etapa de cierre. En consecuencia, el proyecto cumple en la estación con la norma primaria de calidad del aire vigente, que establece un máximo de 150 µg/m³ en la concentración diaria.La valorización del componente ambiental calidad de aire es 5, es decir, una relevancia moderada.
Impacto: Aumento
en
la
concentración
de
Aumento en la concentración de gases atmosféricos.
23
partículas
atmosféricas.
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Las descargas de material producto del acopio de sales de descarte, generarán emisiones mínimas de material particulado, por tratarse de sales húmedas. Debido a la operación de motores diesel, asociados a la extracción de salmuera, bombeos y tránsito de camiones en camino no pavimentados, se generarán gases y material particulado. Sin embargo, las emisiones señaladas tienen asociada una baja tasa de emisión y están muy distantes del centro poblado más cercano; por ello se considera despreciable sus efectos. Bajo este contexto, el impacto ha sido evaluado de baja magnitud. Al igual que en la etapa de construcción, se ha considerado sin importancia dado que se cumplirá con las normas de calidad primaria, para los contaminantes atmosféricos. En la etapa de abandono no se consideran impactos para el componente de calidad de Aire. 3.4.1.5 Ruido
Impacto: Aumento del nivel de ruido En esta etapa los trabajadores utilizarán los protectores auditivos que permitirán cumplir con el D.S. Nº 594/1999 sobre condiciones de higiene y de seguridad en los ambientes de trabajo. En las áreas adyacentes no existe población, de esta forma las actividades no serán percibidas en el poblado más cercano, cumpliéndose con el D.S. Nº 146 de MINSEGPRES. Igual que en la construcción, no se considera de importancia, en función de la sensibilidad del medio receptor. En la etapa de abandono no se consideran impactos para el componente ruido. Se evalúa con un 3.
Impacto: Aumento de emisión lumínica No obstante, para las labores efectuadas en horario nocturno, se tomarán las medidas pertinentes para cumplir con lo establecido en los artículos 3.1 y 3.2 del D.S. Nº 686/1998. Por lo tanto, se califica este impacto como sin importancia para todas las etapas de este proyecto.
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“ALTO BLANCO”
3.4.2 Medio Biótico 3.4.2.1 Vegetación y Flora
En términos vegetacionales el área se encuentra, en su extensa mayoría, desprovista de vegetación, por un efecto combinado de rigor climático (zona de marcada tendenciadesértica) y restricciones severas de sustrato (en su mayoría corresponde a una costra salina que, en términos estrictos, no constituye suelo). Sin embargo en los bordes sur este y sur del área del proyecto se distingue la presencia de formaciones azonales compuesta por; Marisma de Ruppiafilifolia, Herbazal de Stipaatacamensis – Arenaria rivularis, Herbazal
de
Distichlisspicata,
Distichlisspicata, Vegas
de
Matorral
de
Baccharisjuncea
Plucheaabsinthioides –
–
Juncusarcticus
–
Distichlisspicata, y Zonales compuestas por; Herbazal de Sarcocornia fruticosa, Herbazal Muy Ralo de Cistanthesalsoloides, Matorral Muy Ralo de Ephedrabreana
–
Acantolippiadeserticota,
Matorral
Muy
Ralo
de
Atripleximbricata y Matorral de Atriplexdeserticola – Plucheaabsinthioides. En relación a la flora, el resultado de los estudios de terreno indica que en el área Sur y Sureste del proyecto se encuentran sólo 15 especies de flora vascular. Esta riqueza específica extremadamente baja responde a diversos factores del medio, como también al aislamiento biogeográfico. Por lo anterior, escasa vegetación y de carácter endémico, la valorización del componente ambiental Flora y Vegetación es 9, es decir, de relevancia muy alta.
3.4.2.2 Fauna
La campaña de terreno permitió caracterizar la riqueza faunística del área compuesta por un total de 18 especies, representantes de 10 órdenes y 12 familias. Estas especies se distribuyen en reptiles, aves y mamíferos, siendo porcentualmente las aves el grupo taxonómico más abundante con un 66.6%. Respecto al estado de conservación de las especies registradas, 9 de ellas se encuentran clasificadas en estado de conservación de acuerdo a la Ley Nº 19.473 y según el Libro Rojo de los Vertebrados Terrestres de Chile (Glade, 1993). Según lo anterior; 2 especies se encuentran en Peligro; Guanaco (Lama guanicoe) y Vicuña (Vicugnavicugna); 5 especies Vulnerables; Flamenco
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chileno (Phoenicopteruschilensis), Flamenco andino (Phoenicoparrusandinus), Flamenco de james (Phoenicoparrusjamesi), Gaviota andina (Larusserranus), Tuco tuco (Ctenomysfulvus) y 2 especies en estado Inadecuadamente conocidas
zorro
culpeo
(Pseudalopexculpaeus)
y
zorro
chilla
(Pseudalopexgriseus). Por lo anterior la valorización del componente ambiental Fauna es 9, es decir, una relevancia muy alta.
3.4.3 Medio Humano 3.4.3.1 Dimensión Socioeconómica
La economía de la población está ligada a la minería. Sin embargo, algunas actividades económicas desarrolladas por los habitantes, están estrechamente vinculadas con el turismo, con el cual pueden potencia sus rasgos identitarios. Por esta razón, la valoración ambiental de este componente puede ser evaluada como 8, es decir, una relevancia alta 3.4.3.2 Impactos en el medio humano
El análisis de los impactos sobre el componente socioeconómico apunta a determinar si el proyecto generará efectos sobre comunidades humanas existentes en las cercanías del proyecto.
Impacto: Generación de empleo. La mano de obra se incrementará paulatinamente, conforme al desarrollo y requerimientos del proyecto. Si bien ésta provendrá de contratistas, que se estimaron en 70 personas a partir del tercer año de operación. Se califica el impacto como positivo, de importancia moderada. La etapa de abandono requerirá un menor número de personas.
Impacto: Alteración de sistemas de vida de grupos humanos. El proyecto se emplaza en la II Región de Atacama, comuna de San Pedro de Atacama, dentro del Área de Desarrollo Indígena (ADI) Atacama La Grande, por tanto, las poblaciones del área que rodeanal Salar constituyen Comunidades Indígenas.
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No obstante, las actividades del proyecto se desarrollan a 63 Km del poblado más cercano, Peine, y a 78 Km de Toconao. En virtud de la distancia a los centros poblados más cercanos, el proyecto no interferirá en el desarrollo de las manifestaciones socio-culturales de ambas localidades. Sumado a ello, el área corresponde a un desierto absoluto, cuyas características climáticas de sequedad atmosférica más la extrema salinidad y la falta de precipitaciones, impiden el desarrollo de una cubierta vegetal. Los suelos están completamente desnudos, y no presentan condiciones adecuadas para el desarrollo de la actividad agropecuaria y de asentamiento humano. Dado lo anterior, el proyecto no genera alteraciones significativas de los sistemas de vida y costumbres de grupos humanos; calificando el impacto como negativo, sin importancia.
3.4.4 Depósitos de Descarte El descarte de las celdas es llevado a un espesador y de ahí a una centrífuga que permite separar la sal de sodio y la salmuera. La sal de cloruro de sodio con un 2-3% de potasio, es llevada a los acopios de sales de halita. Las canchas de acopio de sales están niveladas y compactadas, en las cuales hay caminos de accesos directos
para que los camiones puedan
transportar las sales. Estas sales de descarte se disponen al ambiente, evaporándose el agua aun existente a la humedad con la que llegan a los depósitos, lo que las hace bastante amigable con el medio ambiente, quedando como acopios de sales de halita en su mayor extensión. Los acopios se consideran mantener, permitiendo que el desprendimiento gradual de material (principalmente a causa de sismos) otorgue naturalmente una condición estable de largo plazo (ángulo de talud de 22° a 23°). Al pie de los acopios de altura superior a 20 metros, las áreas que recibirán el material desprendido por eventuales fallas locales quedarán delimitadas mediante parapetos perimetrales de 1,5 metros de altura mínima construidos a una distancia del pie equivalente al 60% de la altura del depósito (distancia a la cual se genera un ángulo de 22°). Asimismo, sobre la plataforma superior e dichos depósitos se construirán parapetos de 0,5 metro de alto a igual distancia pero
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“ALTO BLANCO”
medida desde el borde de la plataforma del depósito. La franja comprendida entre ambas líneas de parapetos constituirá una zona de riesgo de desprendimiento y acumulación de material, por lo que quedará inaccesible y señalizada mediante letreros de advertencia de peligro instalados cada 200 metros. En el perímetro de menor cota se levantará la carpeta de HDPE cubriendo el talud de la berma para así generar un área estanca que permita retener eventuales drenajes y favorecer su evaporación.
3.5 Cierre de Faena Las actividades del plan de cierre comenzarán en cuanto se complete la vida útil de las operaciones de la planta de procesos y quede totalmente fuera de servicio. Las alternativas que se consideran, deberán revisarse a la luz de la tecnología existente a la fecha del cierre y abandono de las obras. No obstante, el plan de cierre y abandono considerará los siguientes aspectos:
Planta:Se desmantelará la planta de flotación, los equipos serán limpiados y desconectados para luego ser rematados o trasladados a otra faena similar. En este sector se realizará un retiro de residuos y se limpiará el área para dejar el sector en las condiciones que tenía antes de la construcción y operación de este proyecto.
Ductos:Serán limpiados, lavados y retirados junto a sus apoyos, más todas las tuberías de conducción, las que serán rematadas o trasladados a otra faena. El espacio ocupado por estos será rellenado con material similar al que existe en el lugar de modo de mantener la topografía original.
Estanques y piscinas:Los estanques se retirarán, se limpiarán y lavarán para ser rematados, y las piscinas de evaporación serán rellenadas con material similar al que existe en el lugar de modo de mantener la topografía original.
Pozos de bombeo:Los pozos de bombeo e salmueras serán deshabilitados.
Varios:Todas las instalaciones de oficinas, muebles, computadores y todos los
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elementos pertenecientes a esta compañía serán retiradas, limpiados, lavados y transferidos a otro lugar para ser vendido a alguna empresa recuperadora o recicladora. El material que no se pueda recuperar será dispuesto en sitio autorizado por la Autoridad Sanitaria. Al momento de quedar las áreas en desuso, se cerrarán los accesos y se procederá a desenergizar todas las instalaciones eléctricas. Se cortará el suministro eléctrico, retiro de cables conductores, postaciones, generadores, transformadores y otros equipos. Finalmente, se instalarán las señalizaciones correspondientes. Las actividades consideradas incluyen el abandono de estructuras metálicas, demolición de estructuras, para lo cual se requiere remoción de este material y posible reciclaje, dependiendo del estado de las instalaciones. Las actividades mencionadas demandarán personal (demolición, transporte, etc…) e insumos tales como: combustible, energía, agua, etc…
Una vez terminadas todas estas actividades del plan de cierre, comenzará el plan de abandono, el que será ejecutado por el representante legal. El desarrollo de ambas fases del plan de cierre y abandono será fiscalizado por prevención de riesgos, para asegurar el cumplimiento de las obras y plazos.
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4 DIAGRAMA GENERAL)
DE
FLUJO
DE
LA
PLANTA
(ANÁLISIS
A continuación se muestra el diagrama de flujo de la empresa Alto Blanco:
Piscinas de evaporación
H2O
H2O
Halita y Yeso
Molino de Jaula
H2O
Silvinita H2O
Sales dobles de K-Mg
Bombeo
Reactores Reactivos
H2O H2O
Sales de Magnesio
Flotación Primaria
Reactivos H2O Flotación de Limpieza
Cristalización
Planta de Flotación KCl Espesador
Sales Descarte Piscina
Reciclo (retorno a laspiscinas) Filtrado
Secado y Compactación
Figura 6: Diagrama de Flujo Final Para la flotación de Sulfato de Potasio.
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En la parte de Descripción del proyecto se ha explicado el diagrama de la empresa de acuerdo a la Figura 6 antes mostrada, por lo que a grandes rasgos se explica que a partir de las sales doble se Mg y K se obtiene una pulpa que contiene Schoenita, carnalita y cainita, la cual mediante la flotación se obtiene selectivamente Schoenita, luego en los cristalizadores, previamente es lixiviada con agua separándose el sulfato de potasio de los demás minerales que quedan en estado líquido, luego se filtra , se seca y se compacta, obteniendo 130.000 t/hora por granos y lo demás como fino en ventas.
4.1 Condiciones Mineralógicas El núcleo de sal cubre un área aproximadamente de 2.900 km2 y está ubicado a una altitud de 2.300 m.s.n.m.Para conocer la mineralogía, esta se basa principalmente en salmuera.
Tabla 7: Contenido en la salmuera. Parámetros obtenido por sondaje de la salmuera Densidad 1,23 t/m 3 %Sólidos (peso/peso) 29,2% Sólidos 2.532.533 t/año Agua 6.143.293 t/año %K (peso/peso) 2,97% %Na (peso/peso) 6,01% %Mg (peso/peso) 1,53% %Cl (peso/peso) 17,14% %SO4 (peso/peso) 0,88%
Se obtienen por precipitación en las piscinas los siguientes minerales a través del proceso:
Halita (NaCL): es de color blanco, transparente rosado, que se puede asociar con silvita, carnalita y otros minerales. Yeso (CaSO4·2H2O): incoloro, blanco o gris, con tonalidades de amarillo a rojo castaño a causa de sus impurezas. Es usado para obtener ácido sulfúrico, funciona como material de fundente en la industria cerámica, sirve para estucados o triturado para tierras agrícolas. Silvinita: es la combinación del mineral silvita (KCl) y de cloruro de sodio (NaCl).Es el mineral más importante para producir Potasio. Es a menudo aplicado al uso agrícola y animal para suplir fosfato. Además puede actuar como una alternativa para el magnesio- kainita, que actúa como fertilizante supliendo al magnesio y sulfuros que no se requieren.
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Carnalita (KMgCl3· 6H2O): Compuesto de cloruro doble de potasio y magnesio. De color incolora cuando es pura o diversamente colorada de brillo vítreo. Sabor parecido a la halita pero más amargo. Es usado en la industria química como fuente de compuesto de potasio y magnesio. Se presenta masivo o granular, raramente en forma de cristales Bischofita(MgCl2) : Sal de magnesio obtenida de salares. Su apariencia es de cristales traslúcidos blancos. Este mineral es un haluro cuyo compuesto principal es el cloruro de magnesio y contiene cerca de 70 elementos más, incluidos sodio, potasio y calcio. Se utiliza para estabilización de caminos, suprime emisión de polvo y ayuda a resistir el rodado de vehículos, también es de ayuda farmacéutica en artritis.
4.2 Insumos generales de los procesos
Reactivos: Para el circuito de flotación, dependiendo de la concentración de cloruro de potasio en la sal de silvinita, se requerirán 30-50 g/t de espumante tipo Montanol 800 y 60-100 g/t de colectores amínicos tipo Flotigam S o T.
Energía eléctrica: Se requieren 3300 KW para el proceso de flotación y se estima un gasto de 35 KWH/t de mineral a tratar. Para este suministro, se incorporará 1 equipo electrógeno adicional, a los 2 que ya operan.
Agua industrial: El agua requerida para lavado del producto será de 6 l/s.
Agua para bebida: El agua para bebida, será aportada por un camión aljibe diario de 18 m3 de capacidad, estimando una demanda aproximada de 10,5 m 3/día por concepto de consumo humano, considerando un abastecimiento promedio de 100 l/día por cada trabajador. El agua se canalizará hasta una piscina de sumidero, para ser utilizada en baños y duchas.
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5 CRONOGRAMA DE ACTIVIDADES
En la siguiente tabla se presenta el cronograma de la implementación del proyecto. Se dio inicio a las faenas constructivas, una vez que se aprobó la Resolución de Calificación Ambiental Aprobatoria (RCA).
Tabla 8: Cronograma de actividades.
Sin perjuicio de lo planificado, la vida útil de proyecto dependerá de la concentración del mineral en la salmuera, de las condiciones de mercado y de la tecnología futura disponible, en la cual se busca mitigar para poder innovar.
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6 DESARROLLO EXPERIMENTAL Como se ha mencionado anteriormente, se busca innovar en cambiar el colector actual de nuestra planta. Es así como se realizaron pruebas de laboratorio con el fin de aumentar la recuperación de nuestro mineral de interés que es la Schoenita. Se llevó a cabo un estudio para flotar cainita, carnalita y schoenita en pruebas sistemáticas con dos aminas: Amina catiónica; dodecil amina de cloro hidratado (DAH) y amina aniónica; dodecil sulfato de sodio (SDS), en función de la estructura interfacial del agua. Se realizó las pruebas a temperatura ambiente, pero en una primera instancia, en los reactores de conversión de Schoenita se trabajó a 70°C, para llevar a cabo la precipitación y cristalización de este mineral. Luego se esperó dos días de secado por evaporación térmica, simulando la evaporación del Salar. Luego se llevó a cabo la flotación en una celda colummar. Las soluciones saturadas con agua previamente, se condicionaron primero con el colector en estudio por 15 min. Luego las muestras fueron flotadas por 4 min. Se filtraron los relaves y concentrados, luego fueron pesados y enviados a análisis químico.Se analizaron los datos obtenidos, mediante las Figuras 7 y 8.
Figura 7: Flotación de Schoenita (K2SO4MgSO4*6H2O), cainita (KClMgSO4*3H2O) y carnalita (KClMgCl2*6H2O) en función del colector SDS a un pH 6,2- 7,2.
34
“ALTO BLANCO”
De la Figura 7 se tiene el colector SDS, el cual realiza una flotación de cargas negativas de sales de potasio como KCl K 2SO4, KNO3 y KCLO4. Análogamente la flotación de Schoenita con SDS a una concentración de 10 -5 molar obtiene la mayor recuperación de Schoenita justo antes de precipitar. Esto es positivo, ya que a esa concentración, no existe presencia de cainita y carnalita que entorpecen la recuperación de Schoenita, quedando estas como relave para la planta de flotación de KCl.
Figura
8:
Flotación
de
Schoenita
(K2SO4MgSO4*6H2O),
cainita
(KClMgSO4*3H2O) y carnalita (KClMgCl2*6H2O) en función del colector DAH a un pH 6,2- 7,2. En la Figura 8 nos encontramos con la flotación del colector DAH, el cual flota a la carga opuesta de la Schoenita, es decir positiva, debido a la adsorción electrostática. Sin embargo esto tiene poca relevancia del punto de vista de la carga superficial del agua. Se tiene que para 10-4 Molar, logra su mayor porcentaje de flotación de Schoenita, pero es un poco más baja que el colector SDS. De igual manera es positivo del punto de vista que no se lleva consigo mayormente la flotación de carnalita y cainita, las cuales entorpecen nuestra recuperación de Schoenita.
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“ALTO BLANCO”
De ambos colectores SDS y DAH para la flotación de sales dobles de potasio, se tiene un pH de 6,2 y 7,2 de trabajo, el cual es el pH natural de la pulpa en la industria. Además las pruebas de la mobilidad de electroforesis se obtuvo para ese pH un valor cercano a -1 (cm 2 ·V –1*s-1). Lo cual indica que la carga superficial es negativa, viéndose favorecida a mantener esta carga al momento de adsorberse al colector. Se tiene que el mejor colector es el SDS, debido a que alcanzó una mayor flotación de Schoenita, al mismo pH que el colector DAH, la única inconveniente es que necesita una mayor concentración. Es por ello que veremos mediante un método de evaluación económica, si es viable o no, el reemplazo del colector Dodecil sulfato de sodio por el Flotigam 2835-2. Además con los datos obtenidos de la experiencia, se procedió a construir una simulación, mediante “Factores de Distribución”, que veremos en el capítulo 7.
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“ALTO BLANCO”
7 BALANCE DE MASA Y DE ENERGÍA DE LA PLANTA O PROCESO 7.1 Balance de masa F14 F25 F26
Estación de Bombeo
F1
F13
F15
NODO
F9
F27
F17
F6
2° Etapa: Silvinita
F10
F29
F20
3° Etapa: Sales
F11
F28
Flotación de Limpieza
Cloruro de Sodio y Potasio
F7
nnnn Dobles Mg y K
F16
F18
Cloruro de Sodio y Sulfato de Calcio
F12
F3
Flotación Primaria
F5
1° Etapa: Halita y Yeso
F2
Conversión a Schoenita (Reactores)
F19
Cristalización
F21
Molino de Jaula
Espesador
F4
F8 F22
4° Etapa: Sales de Magnesio
F0_
Cloruro de Magnesio y Bischofita
Planta de KCl
Filtración
F24 Clasificación y Compactación
Figura 9: Flujos en el balance de masa
En nuestro balance de masa los flujos F25, F27 y F29 hacen alusión a entrada de agua fresca al sistema y los flujos F26 y F28 se refieren a flujos de entrada de reactivos, tanto cantidad másica de colectores como espumantes, expuesta su cantidad en la Tabla 9.
37
F23
“ALTO BLANCO”
Tabla 9: Balance de masa con sus respectivos parámetros
Rougher Cleaner F11 F12 F13 F14 F15 F16 F17 F18 F19 F20 F21 F22 F23 F24 F25 F26 F27 F28 F29
Flujos Etapa Rougher Etapa Cleaner F11 F12 F13 F14 F15 F16 F17 F18 F19
Flujo másico (t/año) 1.600.095 620.000 1.105.081 1.105.081 1.105.081 12.015 1.600.095 980.095 620.000 607.985 357.985 250.000 250.000 250.000 30 30
Flujo Volumétrico Cp(%) (m3/año) 3.733.555 0,30 2.332.381 0,21 276.270 0,80 473.606 0,70 736.721 0,60 12.015 0,50 265.737 0,86 130.625 801.896 0,55 413.333 0,60 497.442 0,55 228.876 0,61 250.000 0,50 83.333 0,75 106.875 13.158 0,95 699.493 1 10.751 1 18.567
Nombres Etapa Primaria Limpieza Alimentación al Molino Salida del Molino Salida del Reactor Relave Limpieza Alimentación Etapa 1° Agua de proceso del filtro Relave Etapa 1° Concentrado Etapa 1° Concentrado Limpieza
Mp
%R
5.333.650 2.952.381 1.381.351 1.578.687 1.841.802 24.030 1.865.832
95,56 99,40 -
1.781.991 1.033.333 1.105.427 586.861 500.000 333.333
%Ley K2SO4
Fino K2SO4 (t)
16,45 40,56 16,45 16,45 16,45 12,48 16,45
263.180 251.500 181.761 181.761 181.761 1.500 263.180
1,19 40,56 41,12 0,45 98,00 98,00
11.680 251.500 250.000 1.611 245.000 245.000
263.158
Tabla 10: Nombre de las etapas correspondiente a cada flujo del balance Flujos F20 F21
Alimentación a Filtrado
F22
Producto Final
F23
Reactivos Etapa 1°
F24
Agua agregada Etapa 1°
F25
Reactivos Limpieza
F26
Agua agregada Limpieza
F27 F28
Reactivos Limpieza
F29
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Nombres Sales de descarte
Agua agregada Limpieza Agua agregada al cristalizador
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7.2 Balance de Energía A continuación mostramos el balance de energía en 3 partes, donde se ha limitado exclusivamente al diagrama de flujo de nuestro proceso de flotación de potasio visto en la Figura 9.
Tabla 11: Balance Energía Equipos
Maquina Molino de jaula Piscinas de evaporación Bombas de extracción Reactores de conversión Celdas de flotación Primaria Bomba Alimentación Bomba recirculación Agitador Celdas de flotación de Limpieza Bomba Alimentación Bomba recirculación Agitador Cristalizador Filtradores Espesadores Compactadores Otros Transporte en Planta Bombeo agua fresca Bombeo para retorno de salmuera
CONSUMO DE ENERGÍA Potencia kW/h $/hora USD/hora USD/año 2.600 $ 228.800 $ 411 $ 3.600.302 456 $ 40.128 $ 72 $ 631.438 530 $ 46.640 $ 84 $ 733.908 119 48 119
$ 10.507 $ 4.203 $ 10.507
$ 19 $8 $ 19
$ 165.341 $ 66.136 $ 165.341
119 36 119 540 180 20 5
$ 10.507 $ 3.152 $ 10.507 $ 47.520 $ 15.840 $ 1.760 $ 440
$ 19 $6 $ 19 $ 85 $ 28 $3 $1
$ 165.341 $ 49.602 $ 165.341 $ 747.755 $ 249.252 $ 27.695 $ 6.924
3.025 437 541
$ 266.200 $ 38.456 $ 47.608
$ 478 $ 69 $ 86 TOTAL ANUAL
$ 4.188.813 $ 605.128 $ 749.140 $ 12.317.455
Tabla 12: Balance energía de otro Equipos Energía Requerida KwH 1.404.110
Equipos Bombeo salmuera Piscinas Solares Reactores de conversión Filtración Clasificador granular
Energía por evaporación KwH 1.270.000.000
2.000 180 15
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Tabla 13: Balance energía de otros requerimientos Otros Transporte en planta Generación Energía Eléctrica (planta KCl y H3BO3) Bombeo Agua fresca Bombeo para retorno de salmuera
Energía Requerida KwH 3.025.114 42.579.909 437.215 154.110
Del balance de energía podemos ver en la tabla 11, que mayormente el consumo energético es por el molino de Jaula, y en la Tabla 13 hay gastos externos que se distribuyen con gastos compartidos con respecto a las otras plantas existentes de KCl y y H 3BO3. En la Tabla 12 hay mayormente una cantidad enorme de energía que se utiliza y se va como evaporación, la cual no cuenta como energía requerida sino, energía liberada.
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DIMENSIONAMIENTO DE LOS EQUIPOS EN EL PROCESO INTERVENIR (INNOVACIÓN) En este apartado se pretende dimensionar el equipo de innovación. Debido
a que la innovación propuesta es un cambio de colector, se ha dimensionado otro equipo en uso como es el espesador. Sin embargo previamente se ha determinado el número de celdas del circuito de flotación, con el propósito de dar más información sobre los equipos utilizados.
8.1 Celdas de flotación Primaria El tiempo de flotación industrial actual es de 8 min. Determinaremos la cantidad de celdas a usar, calculando en una primera instancia el flujo volumétrico de pulpa y luego el número de celdas mediante las siguientes fórmulas: (1) =
(2) =
Volumen total en Celdas (m 3) densidad de la pulpa (t/m 3) ρpulpa= F= Flujo de alimentación a la flotación Primaria (t/día) VC=
%ó ∗
∗
1440 ∗∗
N = Número de celdas VNC= Volumen nominal de celda (m3) K = Razón de volumen pulpa real en la celda con respecto al volumen geométrico de la misma. Actualmente la planta opera con un valor K=0,85 1440= factor de transformación (min. /día)
A continuación se muestran los parámetros para las celdas primarias:
Tabla 14: Parámetros celdas de flotación primaria Parámetro F t %sólidos
Cifra 4.384 8 30 2,1 1,23 1,48
ρsólidos ρsalmuera ρpulpa
Unidad t/d min % t/m3 t/m3 t/m3
Valor Nominal Celda 8,5 m3 k 0,85 Reemplazando en las ecuaciones 1 y 2 nos da un valor de:
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Cálculo Flujo Volumétrico (Volumen total de celdas) = 9874 m 3 Numero de celdas = 8 Luego la formación de celdas es de 2 bancos de 4 celdas cada una.
8.2 Celdas de Limpieza El tiempo de flotación en estas celdas es 7 min. Y los parámetros son los mostrados en la Tabla 14:
Tabla 15: Parámetros celdas de Limpieza Parámetro F t %sólidos
Cifra 1.699 7 21 2,1 1,23 1,48
ρsólidos ρsalmuera ρpulpa
Valor Celda k
Nominal
Unidad t/d min % t/m3 t/m3 t/m3
8,5 m3 0,85
Reemplazando en las ecuaciones 1 y 2 nos da un valor de: Cálculo Flujo Volumétrico (Volumen total de celdas) = 5467 m 3 Numero de celdas = 4 Luego la formación de celdas es de 1 bancos de 4 celdas.
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8.3 Espesador Se debe determinar el área y la altura de un espesador a través de su diseño de o determinación de su capacidad. Existen varios métodos de diseño, los cuales se pueden clasificar de acuerdo a los fundamentos utilizados para su desarrollo. Entre los más utilizados están los métodos de Mishler, Coe-Clevenger y Talmage y Fitch.
Figura 10: Vista de un espesador Los diseños más simples se basan en balances macroscópicos de materia realizados alrededor del espesador y los parámetros utilizados son:
Flujo másico de sólidos en la alimentación,
Velocidad de sedimentación,
Densidad del líquido,
Dilución de la pulpa en la alimentación y en el interior o descarga del espesador.
Si el sistema es estacionario y si se toma como referencia la figura anterior se obtiene que
y
F Df = U Du + O
(1)
U=F
(2)
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,donde F y U corresponden a los flujos másicos de sólido de alimentación y descarga, respectivamente; O, al flujo másico de agua en el rebose y; D f y D u,a la dilución en la alimentación y descarga, respectivamente. Reemplazando (1) en (2) y despejando el flujo másico de agua O, se tiene: O = F (Df – Du)
(3)
Luego dividiendo por la densidad del líquido,ρ l, se convierte el flujo másico a
volumétrico Qo: Qo = F (Df – Du)/ρl
(4)
Según Mishler: “El caudal de flujo de agua debe ser igual al producto de la velocidad de generación de agua clara (V s ) en la columna de sedimentación por su área (A)”. Esto es:
Qo = F (Df – Du)/ρl = A vs
(5)
Finalmente, definiendo el área unitaria (AU) como el cuociente entre el área del espesador y el flujo másico de sólidos en la alimentación, nos queda: AU
D f Du
l v s
Parámetro Unidad F 250.000 t/año Cp,f 0,50 Cp,u 0,7 Vs -1,22E-05 m/s ρl
Df Du AU
3
1 t/m 1,00 0,43 2 1,49E-03 m *año/t 2
S
371
m
D
22
m
Tabla 16. Resultados para el método de Mischler. Para lo cual se tiene un espesador de 22 m de diámetro y 371 m 2 de área.
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9 SIMULACIÓN DEL PROCESO Y/O ETAPA CON INNOVACIÓN Mediante la simulación de Factores de Distribución con los datos obtenidos con nuestra innovación, al flotar en la Etapa Primaria con colector Dodecil sulfato de sodio se obtuvo lo siguiente:
Tabla 17: Recuperación Global mediante Split Factor Innovación N° de Flujo Másico Flujo (ton/año)
Fino K2SO4 en Schoenita
Ley K2SO4 en Schoenita (%)
1 2 3 4 5
1.600.095 1.632.764 32.669 979.697 653.067
263.180 269.320 6.140 7.347 261.972
16,45 16,49 18,79 0,75 40,11
6
620.398
255.832
41,24
Descripción Alimentación Alimentación Etapa 1° Relave Limpieza Relave Etapa 1° Final Concentrado Etapa 1° Concentrado Limpieza Final
Recuperación Global del Circuito % 97,2
Los flujos de este diagrama se pueden ver en la Figura 9, expuesta en el Capítulo 5. La flotación es la parte principal de nuestro proceso, ya que de aquí dependiendo de la cantidad recuperada de Sulfato de potasio como fino, es la que se obtendremos finalmente, porque posterior a flotación, viene una etapa de cristalización, donde previamente es lixiviada la schoenita con agua para separar las sales del sulfato de potasio, luego filtrarse y secarse al ambiente para su venta, manteniendo su cantidad de masa recuperada al proceso de la Limpieza Final de las celdas. Actualmente nuestra planta opera con un 95% de Recuperación Global(Ver AnexoTabla 45), donde tiene una ley de 41,04%, muy similar al del colector SDS de 41,24%, lo cual es una variable casi constante. Por lo cual podemos decir que efectivamente hay una mejora en nuestro sistema al reemplazar el colector actual de la planta de flotación en la Etapa Primaria, aumentando nuestra recuperación global desde un 95% a un 97%.
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10 EVALUACIÓN ECONÓMICA Y FINANCIERA DEL PROCESO INNOVATIVO 10.1 Costo capital total de la innovación ( M.Lang y Chilton) La evaluación económica se ha hecho a partir de datos estimados en la empresa, teniendo como base el precio del sulfato de potasio en el mercado del año 2012 de un estudio de Cochilco de recursos salinos 2013, en la cual se tiene un ingreso total de 54,8 Mill de US$. Se tiene actualmente el colector Flotigam 2835-2 de marca Clariant- F, el cual comprado desde Brasil. El nuevo colector SDS es traído desde la empresa de Quiminet desde México. La siguiente tabla muestra el estudio basado en el método de Lang-Chilton que involucra los equipos de la instalación del colector que son cañerías y tambor acondicionador que serán instalados como reemplazo de los actuales, debido a residuos y cambios químicos que se puedan producir en la pulpa actual.
Tabla 18: Método Lang- Chilton para equipos colector SDS A B C D E F G H I J K
Instalación colector SDS Equipo involucrados del colector Costos de equipos instalados Tuberías del proceso Instrumentación Costo de planta física Ingeniería y construcción Estudio de laboratorio Contingencias Costo total de planta (inversión) Capital de trabajo Total capital fijo
Factor
16.000 1 0,1 0,02 0,2 0,05 0,3 0,15 Aproximación
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US$ 16.000 1.600 320 17.920 3.584 800 5.376 27.680 4.152 31.832 36.000
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10.2 Flujo de caja del proceso innovativo Para determinar el VAN se ha considerado los flujos sin innovación y con innovación (ver Tabla 18) y la resta de ellos refleja el VAN del proceso ya restado, para ver si es factible o no.
Tabla 19: Flujos proyectados a 5 años con y sin innovación
Inversión Flujos SIN innovación Flujos CON innovación Diferencia
2014
FLUJOS PROYECTADOS US$ 2015 2016
2017
2018
94.645.177 100.949.277 112.275.947 102.419.838 113.897.241 94.531.561 100.982.735 112.573.657 102.487.605 114.232.775 -40.000 -113.616 33.459 297.710 67.767 335.534
Tabla 20: Parámetroseconómicos para predecir si el proceso es o no viable. Parámetros económicos INVERSIÓN USD 40.000 VAN USD 287.818 TIR 68%
De la tabla 19 se puede observar que El VANes de USD 287.818, el cual es positivo y nos indica que el proceso si se puede llevar a cabo, ya que es un indicador de éxito en el proceso si es positivo. La TIR al ser 68% muestra que a esa tasa se está retornando nuestro dinero, siendo viable el proceso, lo cual también es positivo, ya que se evaluó el proceso con una tasa de descuento del 15%, vale decir, que a una tasa del 68% recién nuestro proyecto tendrá un VAN igual 0 (que indica que el proceso puede ser o no viable y dependerá si hay otros intereses como una posición en el mercado). Por lo tanto el proceso es viable y se aconseja invertir en la compra del nuevo colector dodecil SDS en reemplazo del colector actual Flotigam.
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10.3 Análisis de sensibilidad En este apartado se ha sensibilizado la tasa de descuento y el precio de sulfato de cobre, de acuerdo a la tendencia de un estudio hecho por proyecciones de precio de minerales no metálicos de COCHILCO (Monitoreo de los minerales industriales de Chile; ANÁLISIS DE LOS RECURSOS SALINOS; 2013).
Tabla 21: Análisis de sensibilidad, variando las tasas de descuento
Optimista Probable Probable Pesimista Pesimista
Con innovación VA USD 394.902.822 USD 347.969.318 USD 202.111.375 USD 136.619.208 USD 118.796.198
Sin innovación VA USD 394.500.158 USD 347.641.501 USD 201.994.555 USD 136.579.208 USD 118.773.731
Diferencia Tasa de VA descuento USD 402.664 USD 327.818 USD 116.820 USD 40.000 USD 22.467
10% 15% 42% 68% 80%
VAN
TIR
USD 362.664 USD 287.818 USD 76.820 USD -USD 17.533
68%
6,4%
68%
6,4%
68%
6,4%
68%
6,4%
68%
6,4%
400.000 350.000 300.000 250.000 D S U N A V
200.000 150.000 100.000 50.000 0 -50.000 0%
20%
40%
60%
80%
100%
Tasa de descuento
Figura 11: VAN en USD versus tasa de descuento
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ROI
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Tabla 22: variación del VAN y el TIR en 3 escenarios. ESCENARIO PESIMISTA PROBABLE OPTIMISTA
TIR/VAN SEGÚN EL PRECIO PRECIO QQ INGRESO ANUAL TIR 484,53 USD 69.019 -34% 494,95 USD 70.160 -8% 504,07 USD 71.673 15% 521,00 USD 72.223 68% 526,21 USD 77.726 89% 547,05 USD 82.541 204%
VAN -USD 332.222 -USD 155.068 USD 0 USD 287.818 USD 376.395 USD 730.703
En la Tabla 21 se puede ver el escenario Pesimista con dos Van negativos, os cuales indican que el proceso no es viable en ningún caso, luego en el escenario Probable se tiene el VAN igual 0, que podría ocurrir si el precio del sulfato de potasio bajara a USD 504,97, y dentro del escenario probable también esta nuestro proyecto actual. En el mejor de los casos se vería afectado por el alza del precio del mercado, lo cual es completamente lógico en que el proceso subiría su van y seria mas rentable. 250% y = 0,000x2 - 0,341x + 79,03 R² = 0,998
200% 150%
PESIMISTA % 100% R I T
PROBABLE OPTIMISTA
50%
Ajuste Cuadrático
0% -50%
0 8 4
0 9 4
0 0 5
0 1 5
0 2 5
0 3 5
0 4 5
0 5 5
0 6 5
Precios USD t de fino
Figura 12: TIR versus precio en USD de tonelada de fino
En la Figura 12, podemos ver que sigue una tendencia cuadrática, es decir al aumentar el precio del sulfato de potasio la TIR aumenta, cabe decir que la tasa de retorno aumenta, teniendo el proceso un mayor costo de oportunidad. En el precio cerca de USD 490 y USD 500 la Tir se hace 0, lo cual ya deja se der viable.
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800.000
y = 17001x - 9E+06 R² = 1
600.000 400.000 D S U N A V
PESIMISTA PROBABLE
200.000
OPTIMISTA 0 -200.000 -400.000
Ajuste Lineal 0 8 4
0 9 4
0 0 5
0 1 5
0 2 5
0 3 5
0 4 5
0 5 5
0 6 5
Precios USD t de fino
Figura 13: VAN versus precio en USD de tonelada de fino
En la Figura 13 vemos que el VAN se hace 0 a valores entre USD 500 y USD 510, lo cual cercano a esos precios se sensibiliza el van ya que puede no ser viable el proceso, para valores menores a USD 500, ya el proceso no se hace rentable.
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11 DISCUSIONES 1. El salar de atacama es uno de los pocos yacimientos salares de los que se puede obtener sales de sulfato de potasio como salmuera y no como mineral, ahorrando en su proceso de conminución mucha energía y costos. Además en la zona que se encuentra tienenuna alta tasa de radiación. En la tabla 11 se ve que el mayor gasto energético se lo lleva el molino y en la tabla 12 hay 1.270.000.000kWh que se liberan en energía producto de la evaporación salar, la cual es bastante comparada con el gasto energético de la planta de sulfato de potasio. 2. Se tiene que la mejor prueba de colectores a estudio fue el SDS, ya que a una mayor recuperación, se obtenía selectivamente solo Schoenita,, en cambio para el colector NAH, se obtenía para esa misma recuperación flotación de Cainita y Carnalita, las cuales son material de relave para nuestra planta. 3. Mediante la herramienta de simulación de factores de distribución podemos obtener las recuperaciones globales, de acuerdo a datos de laboratorio o de escala piloto. En este caso fue una herramienta muy útil para ver efectivamente que había una mayor recuperación al utilizar el colector dodecil SDS. 4. Al dimensionar el espesador, se corroboro a las medidas del equipo actual de empresa y también se verifico que se ocupa solo un espesador teniendo las medidas de 22 m de diámetro y 372 m 2 de área. Además se pudo determinar el número de celdas de 2 bancos de 8 celdas en la etapa primaria y un banco de 4 celdas para etapa de limpieza. 5. Al realizar la evaluación económica se tiene un van de USD 287.818, lo cual es bastante positivo para nuestro proceso al ser positiva, ya que este es un parámetro que al ser positivo indica que nuestro proceso es viable, además tenemos una TIR de 68% que indica la tasa de retorno del sistema y al ser mayor que la tasa de descuento utilizada de un 15%, indica que el sistema es eficiente, además se considera una depreciación lineal
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6. La sensibilidad económica, al hacer variar el precio del mercado de sulfato de potasio y la tasa de descuento nos permitió conocer que a una tasa de descuento del 68% el van se hace 0, para lo cual a tasas de descuento mayores del 68% nuestro proyecto deja de ser rentable. Además si sensibilizamos el precio tenemos que a valores menores a USD 504,07 del precio por tonelada de sulfato de potasio, el proceso tiende a tener un VAN negativo, por lo que ya no es rentable. 7. Se aconseja cambiar el colector Flotigam por el colector dodecil SDS, ya que aumenta la recuperación del sistema de un 95% a un 97% aproximadamente, realizando un estudio en el precio de este, y también simulando este proceso.
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12 CONCLUSIONES 1. El ahorro económico por no conminuir tanto el mineral ya que viene en salmuera y la alta radiación solar, hacen el proceso muy rentable, por disminuir costos. 2. De ambos colectores dodecil en estudio, el colector SDS presenta mayores recuperaciones para una selectividad de Schoenita, sin tener Cainita y Carnalita 3. La simulación Factores de distribución, nos permitió simular la planta actual y la planta con la innovación, aumentando la recuperación global en 2 puntos. 4. El
dimensionamiento de
equipos
es
relevante
para
conocer
especificaciones del mercado, en el momento de comprar equipos. 5. Mediante el VAN positivo y la TIR sobre la tasa de descuento de 15%, nos asegura la viabilidad del proyecto al invertir y sustituir en el nuevo colector. 6. La sensibilidad económica nos permitió conocer cuál es el precio mínimo que el proyecto se hace rentable y a que tasa de descuento. 7. Es viable innovar en un nuevo colector que se ha puesto en estudio para fines de variadas selectividades de minerales, y una de ellas se vio beneficiada en el sulfato de potasio, presentada en este informe.
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13 RECOMENDACIONES
Para realizar la evaluación económica, es importante conocer el flujo de ventas en el mercado de los minerales y las variaciones del precio de este. Como estrategia se piensa que Rusia retiene las exportaciones en venta de este producto a cada cierto tiempo para minimizar su compra y obtener mayor poder en el mercado.
Otra recomendación es tener cautelosas medidas en la prueba de un nuevo reactivo, teniendo un pan de contingencia frente a cualquier eventualidad.
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14 BIBLIOGRAFÍA
Dimensionamiento de equipos [en {Revisado16/06/2014}>
Estimación de Costos y rentabilidad de Equipos”; Tema 2, Documento online>
http://seia.sea.gob.cl/archivos/EIA/2012122002/EIA_906_Descripcion_d el_proyecto.pdf, > Balance energía {Revisado 16/04/2014}>
http://seia.sea.gob.cl/archivos/EIA/2012122002/EIA_906_Manejo_de_efl uentes.pdf}> Balance masa {Revisado 16/04/2014}>
MiningPress; 2014, Experto: ¿Bolivia desarrollará Potasio con tecnología alemana? [en línea] < http://es.wikivoyage.org/wiki/Salar_de_Uyuni> {Revisado23/03/2014}>
Monitoreo de los minerales industriales de Chile; ANÁLISIS DE LOS RECURSOS SALINOS; 2013
Monitoreo de los minerales industriales de Chile; Análisis de Recursos salinos 2013; Pág 19>Cochilco, 2013
Theflotationchemistry of potassium doublé salts: Schoenita, kainita, and carnalita. M Hancer and J. Miller; Deparment of MetallurgicalEngineering, university of Utah, Salt Lake City; 2010>{Revisado 16/04/2014}>
55
línea]
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15 ANEXOS ANEXO 1: Conceptos A continuación se presentan algunos conceptos involucrados con el informe, para facilitar la comprensión del lector: 1) Cristalización fraccionada: Es un método de purificación de sustancias basado en las diferencias de solubilidad. Si dos o más sustancias están disueltas en un disolvente y éste se va evaporando, dichas sustancias cristalizan en la disolución (precipitan) a diferentes velocidades. La cristalización puede ser inducida por cambios en la concentración, la temperatura o por otros medios. 2) Carga Superficial: La carga superficial de las partículas hace referencia al potencial eléctrico que presentan, es decir, si están cargadas positiva o negativamente o si, por el contrario, no presentan carga cuando están en solución. Conocer este dato es importante ya que la carga superficial está directamente relacionada con la estabilidad de las partículas. Además, el potencial de una partícula da idea de la cantidad de grupos funcionales que están presentes en su superficie aunque esto no quiere decir que todos ellos estén disponibles para una futura unión de biomoléculas. 3) El factor más importante que afecta al potencial zeta es el pH. Así una medida de potencial zeta a diferentes pHs puede proporcionarle información acerca de la estabilidad coloidal de su sistema, por ejemplo, puede darle el valor del punto isoeléctrico. Este dato se define como el pH al cual el potencial zeta es cero y es el punto donde el sistema coloidal es menos estable. 4) Electroforesis: Es un método físico de análisis, que permite la separación de compuestos capaces de adquirir una carga eléctrica en un electrolito conductor. En este medio las partículas ionizadas se mueven más o menos rápidamente bajo la influencia de un campo eléctrico. La movilidad electroforética es la tasa de migración de la sustancia. Se mide en cm / s bajo la influencia de un gradiente de potencial de 1 V / cm, y se expresa en cm2 · V - 1 · s - 1.
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La medición de la movilidad electroforética es significativa sólo cuando las condiciones experimentales se han definido con precisión. Esta movilidad depende de las características de la sustancia, su naturaleza, tamaño, forma y carga eléctrica. También depende de la composición de la conducción de líquido, su naturaleza, la concentración, el pH, la presencia de disolventes y de la viscosidad adicional. La dirección de la migración depende del signo de la carga eléctrica de la partícula medida que se mueve hacia el electrodo de signo contrario. De acuerdo con los métodos utilizados, la movilidad electroforética se mide ya sea directamente o en comparación con la de una sustancia de referencia.
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15.1.1 Circuitos de Flotación Generalmente las celdas se ordenan en serie, formando un circuito o bancada (Banco de celdas) que reciben los relaves de la precedente y se tendrá 1, 2, 3ó más circuitos o bancos de celdas, según las clases de materiales valiosos que se desea recuperar de un mineral, así por ejemplo:
Si se tiene un solo elemento valioso se requiere de un banco.
Si se tiene dos elementos valiosos se requiere de dos bancos.
Si se tiene tres elementos valiosos se requiere de 3 bancos.
Las celdas de flotación en cada banco o circuito se pueden clasificar según las etapas de flotación de las partículas sólidas, así tenemos:
a) Celdas Rougher o Primarias (Celdas debastadoras, o celdas de flotación primaria): Aquí se obtiene el concentrado primario. Es el conjunto de celdas cuyas espumas se colectan juntamente con las de la celda donde se alimenta la pulpa al circuito. Es la celda que recibe la carga de pulpa del acondicionador o directamente del clasificador.
b) Celdas Scavenger o de Barrido (Celdas recuperadoras o Celdas agotadoras): Son las celdas donde se realiza la recuperación de las especies valiosas que no han podido ser recuperadas en las celdas Primarias. Puede haber 1° Scavenger, 2° Scavenger, 3° Scavenger, etc. dependiendo de la flotabilidad del mineral valioso.
c) Celdas Cleaner o de Limpieza (Celdas de limpieza): Son las celdas donde se hace la limpieza del concentrado primario o el producto de la flotación Rougher.
d) Celdas Recleaner o Relimpieza (Celdas de re limpieza): Son aquellas donde se efectúa la limpieza de las espumas provenientes de las celdas Cleaner. Si es que hay más de dos etapas de limpieza las celdas de limpieza reciben el nombre de 1° Limpieza, 2° Limpieza, 3° Limpieza, etc. Dependiendo de la dificultad que se tenga para alcanzar las leyes mínimas de comercialización que debe tener el concentrado final.
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15.1.2 Simulación: Factores de Distribución (Split Factor) El concepto para presentar un circuito de f lotación es atribuido al factor de distribución (FD) o SPLIT FACTOR (SF) de cada componente y en cada etapa de separación. Este FD no es más que la fracción de alimentación que reportan los flujos no flotables, o relaves en cada caso o etapa de separación o junta de flujos en flotaciones, flotación primaria, de limpieza, re- limpieza, barrido, etc…
La magnitud de los FD depende de:
Tiempo de flotación, condición físico-química del mineral, datos suficientes que son determinados en una prueba de flotación Batch, cuantificando así los factores de distribución y con estos factores se puede calcular los resultados que se obtendrán en una flotación continua, piloto o industrial. Los estudios de todos los investigadores han sido desarrollados en función de los FD o flujo no flotables, complicando severamente el desarrollo de estos modelos cuando se tiene más etapas de limpieza o se obtienen más productos.
Módulos de operación en circuitos de Flotación F1
F
F
F2 F
F3 a) Unión
de
b) Separación de Flujos
Figura 14: Módulos de Operación en circuitos de Flotación a) Unión de Flujos; b) Separación de Flujos
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Estos módulos permiten realizar el balance de materiales mediante el planteo de ecuaciones para un diagrama de flujo de beneficio de minerales. La Figura 1 a) simbolizada por un rombo, indica la unión de dos o más flujos para formar un tercero. Las etapas de separación están identificadas en la Figura 1 b) con un rectángulo y numeradas secuencialmente en un circuito de varias separaciones, donde las líneas punteadas señalan el factor de distribución a encontrar. Los FD del primer separador pueden mencionarse como FD1 para el primer separador, para el segundo FD2 y así sucesivamente, relacionándolo con alguno de los constituyentes para su fácil identificación. A continuación en la Figura 2 se presenta el diagrama de flujos utilizado en este avance del proyecto Alto Blanco, para la simulación que consta de una etapa primaria y una etapa de limpieza de flotación. FD1 F1
A
F2
F4
Primaria
FD2
F3 F5
Limpieza
F6
Figura 15: Diagrama de Flujo para simulación “Factores de Distribución”
El rombo de letra A simboliza la unión de flujos F1 y F3 en F2, y los rectángulos que dicen Primaria y Limpieza son de separación. FD1 y FD2 representan los factores de distribución para nuestro sistema en estudio.
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En la siguiente tabla se indica cada flujo mostrado en la Figura 9.
Tabla 23: Descripción Flujos Factores de Distribución N° de Flujo F1 F2 F3 F4 F5 F6
Descripción Alimentación Alimentación Primaria Relave Limpieza Relave Primaria Final Concentrado Primaria Concentrado Limpieza Final
15.1.3 Definición de Equipos 1) Molino de jaula: El económico molino de jaula tiene un diseño de impacto que no necesita harneros. Su diseño es adecuado para solo chancar el sobretamaño, ahorrando caballos de fuerza y energía. El material entra directamente en la parte central del molino (ver Figura 17), a través de un chute de entrada de baja fricción. Solo las partículas suficientemente grandes, en masa, sufren efectos cuando pasan a través de las jaulas rotatorias que giran en direcciones opuestas. Las partículas ya reducidas al tamaño deseado que se produjeron en etapas previas de reducción de tamaño no se reducen; por lo tanto, se crean menos finos de chancado. Mientras tanto, las diversas etapas de chancado que se producen dentro del molino de jaula reducen el sobretamaño del producto, con lo cual se logra una mayor eficacia en el chancado y mayor producción en el rango de tamaño de partícula deseado.
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Figura 16: Molino de jaula 2) Celdas de Flotación: Son equipos de procesamiento de minerales que tienen la misión de separar en forma eficiente desde una cabeza pulpa previamente acondicionada, un concentrado y un producto de relave; poniendo en contacto íntimo el mineral, el aire, el agua y los reactivos. Las celdas de flotación se caracterizan por tener un agitador mecánico que mantiene la pulpa en suspensión y el aire dispersa dentro de ella. En este Informe tenemos Celdas Denver en el proceso de flotación de Etapa Primaria, a continuación la definiremos. Las CELDAS DENVER consisten en celdas cuadriculados fabricadas de planchas de acero estructural revestidas con caucho natural u algún otro elastómero sintético, capaz de soportar deterioro mediante abrasión y corrosión. Cada uno con su propio agitador y agrupado de 2 a 12 celdas de acuerdo a los requerimientos para el proceso. Las CELDAS DENVER son alimentadas por un tubo lateral oblicuo que descarga la pulpa directamente sobre un agitador que consta de un plato con paletas radiales en su periferia orientada verticalmente hacia arriba. El agitador se ubica debajo de un difusor estacionario que consiste de un disco denticulado con paletas radiales en su periferia orientadas hacia abajo en cada uno de sus dientes. El agitador es accionado por un motor que transmite su movimiento rotatorio mediante un eje central que se encuentra en un tubo que sirve para hacer llegar el aire exterior hasta la pulpa. El accionamiento del agitador con una velocidad periférica entre 450 y 550 m/min, empieza a succionar el aire por un orificio situado en la parte superior del tubo. Existen algunas celdas Denver como: DENVER SUB-A 18, DENVER SUB-A 18 SP, DENVER SUB-A 24.
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15.1.4 Teoría Evaluación económica Evaluación económica de proyecto: Es la determinación de la rentabilidad de un proyecto, mediante uno o más de un indicador a objeto de facilitar el proceso de toma de decisiones. El resultado del indicador se usa como criterio de decisión. ROI: El ROI es un valor que mide el rendimiento de una inversión, para evaluar qué tan eficiente es el gasto que estamos haciendo o que planeamos realizar. Existe una fórmula que nos da este valor calculado en función de la inversión realizada y el beneficio obtenido, o que pensamos obtener. ROI = (beneficio obtenido) / inversión Es decir, al beneficio que hemos obtenido de una inversión (o que planeamos obtener) le restamos el costo de inversión realizada. Luego eso lo dividimos entre el costo de la inversión y el resultado es el ROI. Por ejemplo, hemos hecho una inversión de 1000 pesos y hemos obtenido 3000 euros. Entonces el ROI sería igual a (3000) / 1000 = 2. El valor de ROI es un ratio, por lo que se expresa en porcentaje. En nuestro ejemplo anterior, que tenemos un ROI de 2%. Costo de producción: Los costos de producción (también llamados costos de operación) son los gastos que se necesitan para la mantención un proyecto Beneficio bruto: corresponde a la diferencia entre el ingreso y el costo de producción. Ahorro: es la diferencia entre el ingreso disponible y el consumo efectuado por una persona, una empresa, entre otros. Igualmente el ahorro es la parte de la renta que no se destina al consumo, o parte complementaria del gasto.
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VAN: es un procedimiento que permite calcular el valor presente de un determinado número de flujos de caja futuros, originados por una inversión. Se calcula mediante la siguiente fórmula:
En la siguiente tabla se muestra los parámetros del valor del van, para ver si se acepta o no el proyecto.
Tabla 24: Parámetros de VAN para decidir si el proyecto se acepta
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TIR: La tasa interna de retorno o tasa interna de rentabilidad (TIR) de una inversión es el promedio geométrico de los rendimientos futuros esperados de dicha inversión, y que implica por cierto el supuesto de una oportunidad para "reinvertir". En términos simples, diversos autores la conceptualizan como la tasa de descuento con la que el valor actual neto o valor presente neto (VAN o VPN) es igual a cero. La TIR puede utilizarse como indicador de la rentabilidad de un proyecto: a mayor TIR, mayor rentabilidad; así, se utiliza como uno de los criterios para decidir sobre la aceptación o rechazo de un proyecto de inversión. Para ello, la TIR se compara con una tasa mínima o tasa de corte, el coste de oportunidad de la inversión (si la inversión no tiene riesgo, el coste de oportunidad utilizado para comparar la TIR será la tasa de rentabilidad libre de riesgo). Si la tasa de rendimiento del proyecto - expresada por la TIR- supera la tasa de corte, se acepta la inversión; en caso contrario, se rechaza.
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ANEXO 2: Datos de la planta actual Actualmente nuestra planta tiene una recuperación del 95% la cual se puede ver en la siguiente tabla:
Tabla 25: Parámetros actuales de planta sin innovación N° Flujo Másico Fino Potasio de (ton/año) en K2SO4 Flujo 1.600.095 263.180 1
Ley Potasio en K2SO4 Total (%) 16,45
Alimentación
Descripción
2
1.612.201
264.688
16,42
Alimentación Primaria
3 4
12.106 987.510
1.509 11.747
12,46 1,19
Relave Limpieza Relave Primaria Final
5
624.691
252.942
40,49
612.585
251.433
41,04
Concentrado Primaria Concentrado Limpieza Final
6
Recuperación Global del Circuito % 95,5
De aquí se desprende que aunque el material producido es 250.000 t/año de sulfato de potasio, nombrado inicialmente, se ha estimado con parámetros mediante Split Factor el valor de 251.433ton/ año siendo más preciso, dado por los parámetros ingresados a la simulación.
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