cf-etcheverry_jc - Repositorio Académico

UNIVERSIDAD DE CHILE
FACULTAD DE CIENCIAS FISICAS Y MATEMATICAS
DEPARTAMENTO DE INGENIERIA INDUSTRIAL
“MODELO DE GESTION PARA LA OPTIMIZACION DEL PROCESO DE
CONVERSION DE LA FUNDICION CHUQUICAMATA”
TESIS PARA OPTAR AL GRADO DE MAGISTER EN GESTION Y DIRECCION DE
EMPRESAS – VERSION MINERIA
JORGE ALBERTO ETCHEVERRY CASTRO
PROFESOR GUIA:
LUIS ZAVIEZO SCHWARTZMAN
MIEMBROS DE LA COMISION:
WALTER CAZENAVE GUIER
RICARDO WEISHAUPT HIDALGO
Este trabajo ha sido auspiciado por Codelco Chile – División Chuquicamata
SANTIAGO DE CHILE
ABRIL 2013
RESUMEN DE LA MEMORIA PARA OPTAR AL
GRADO DE: Magister en Gestión y Dirección de
Empresas – Versión Industria Minera
POR: Jorge Alberto Etcheverry Castro
FECHA: 30 de Abril de 2013
PROFESOR GUIA: Sr. Luis Zaviezo Sch.
“MODELO DE GESTION PARA LA OPTIMIZACION DEL PROCESO DE
CONVERSION DE LA FUNDICION CHUQUICAMATA”
En la industria del cobre, las Fundiciones se presentan como una unidad de negocios
de baja rentabilidad y estrechos márgenes de contribución, razón por la cual es
importante que sean lo suficientemente eficientes en términos productivos, con bajos
costos y amigables con el medioambiente para permitirles permanecer dentro de un
mercado cada vez más exigente.
La conversión tradicional de matas de cobre en una Fundición es una operación batch,
condición que obliga a considerar varias unidades en cada instalación para asegurar la
continuidad operacional y nivel de producción. La Fundición de Chuquicamata tiene
cuatro de estos hornos, cuyo desempeño operacional se encuentra por debajo del
estándar en comparación con las mejores prácticas de la industria del cobre.
El objetivo principal del presente estudio es definir un modelo de gestión de
operaciones para optimizar el proceso de conversión de matas de cobre en reactores
Peirce-Smith y obtener como resultado incrementar el valor del negocio Fundición
Chuquicamata para dejarlo en una mejor posición competitiva.
El planteamiento del modelo de gestión de operaciones está basado en el desarrollo de
cuatro ámbitos:
(1) Variables y parámetros que influyen en la eficiencia y productividad del proceso;
(2) Planteamiento de prácticas de operación y mantenimiento;
(3) Mejoras tecnológicas; y
(4) Gestión del recurso humano.
El desarrollo de cada uno de estos ámbitos permite identificar las brechas y establecer
las oportunidades de mejora que es posible aplicar para lograr la captura de valor de
esta propuesta.
El principal beneficio que Codelco obtendrá al aplicar el modelo de gestión de
operaciones planteado consiste en el aumento de capacidad de procesamiento de eje y
metal blanco en convertidores Peirce-Smith, lo cual asegurará que la fusión de la
totalidad de la calcina producida por la nueva División Ministro Hales en la Fundición
Chuquicamata, bajo el actual esquema de operación con dos líneas de fusión, se
transforme en ánodos. En forma adicional, se obtienen otros beneficios tales, como:
ahorros por disminución del gasto en procesamiento de chatarra de cobre; ahorro de
gastos asociados a enfriamiento, manejo, transporte de eje/metal blanco y
descuentos/penalidades; mayor ingreso por aumento en la producción de ánodos (Cu
nuevo como cátodo); y finalmente, un aumento en la captura y fijación de
contaminantes en alrededor de 1,2 puntos porcentuales.
i
DEDICATORIA
“Dedico este trabajo a mi esposa y compañera Pamela y a mis dos hijos, Natalia y
Javier, a los cuales amo mucho y son mi principal motivación y apoyo”.
ii
AGRADECIMIENTOS
Agradezco a Dios, en primer lugar, por ser mi soporte espiritual para sobrellevar los
momentos difíciles y transformarlos en buenos momentos; en segundo lugar, agradezco
a mi familia por el apoyo y paciencia que han tenido durante estos dos años de
duración del estudio; agradezco a todos quienes han aportado en este trabajo de tesis,
ya sea con datos, sugerencias y recomendaciones (compañeros de estudio, profesores,
y colegas de trabajo) y en especial a Codelco, por permitirme participar de este
programa de magister.
iii
TABLA DE CONTENIDO
1. INTRODUCCION…………………………………………………………………
1
2. DESCRIPCION DE LA ORGANIZACION....................................................
2
3. DESCRIPCION DEL MERCADO.................................................................
3
4. OBJETIVOS ................................................................................................
5
5. RESULTADOS ESPERADOS.....................................................................
6
6. METODOLOGIA..………………………………………………………………..
6
6.1. DESCRIPCION DEL NEGOCIO FUNDICION ..……....….....................
8
6.2. DESCRIPCION DEL PROCESO DE CONVERSION............................
9
6.3. ANALISIS DE VARIABLES INTERNAS.......………………...…………...
19
6.4. ANALISIS DE VARIABLES EXTERNAS……………………...……….....
28
6.5. ANALISIS DE VARIABLES RESPECTO DE BENCHMARKING………
34
6.6. MODELO DE GESTION OPERACIÓNAL...................................………
41
7. CONCLUSIONES…………………………….…………………………..………
47
8. REFERENCIAS BIBLIOGRAFICAS...…….…………………………..……….
49
9. ANEXOS…………………………………….…………………………..………..
50
ANEXO A: DIAGRAMAS DE FLUJO ……………………………...................
51
ANEXO B: RESULTADOS GENERALES Y ANTECEDENTES...................
54
iv
1.
INTRODUCCION
En la industria del cobre, las Fundiciones se presentan como una unidad de negocios
de baja rentabilidad y estrechos márgenes de contribución, razón por la cual es
importante que éstas sean lo suficientemente eficientes en términos productivos, con
bajos costos y ser medioambientalmente sustentables para permitirles permanecer
dentro de un mercado cada vez más exigente.
En la actualidad, la Fundición de Chuquicamata se está viendo enfrentada a uno de los
principales desafíos desde el inicio de sus operaciones en el año 1952: cumplir la nueva
normativa ambiental que se encuentra próxima a ser emitida y reducir sus costos de
operación para asegurar la competitividad y sustentabilidad de este negocio en el largo
plazo.
Aún cuando los resultados productivos históricos de esta unidad de negocio pueden
parecer razonablemente aceptables, Fundición Chuquicamata está lejos de constituirse
en un referente de mercado dentro del benchmarking de Fundiciones a nivel mundial.
Los principales parámetros clave de gestión (KPI) de Fundición Chuquicamata actual se
presentan en la Tabla 1.
Parámetro
Fusión Total
Concentrado de Mina
Calcina
Concentrado de Escoria
Fusión de chatarra de cobre
Convertidores
Hornos 4-5
Producción
Cu Total Moldeado
Anodos Cu Nuevo
Eje/Metal Blanco
Acido Sulfúrico
Razón Acido/Concentrado
Recuperación metalúrgica
Fijación de azufre
Emisión de azufre
Dotación Total
Productividad
Unidad
kton/año
kton/año
kton/año
kton/año
Situacion Actual
1.500
1.453
0,0
48
kton/año
kton/año
35
87
ktf/año
ktf/año
ktf/año
kton/año
ton/ton
%
%
ton/año
kg SO2/ton Cu Nuevo
h-año
ton Cu Nuevo/h-año
tms Conc./h-año
553
431
30
1.278
0,85
97,7
88,5
53.468
231
918
502
1.634
Tabla 1: Principales parámetros claves de gestión de Fundición Chuquicamata
Dentro de la cadena de proceso de Fundición, el área de conversión Peirce-Smith se
presenta como el principal “cuello de botella”, con un pobre desempeño operacional,
ambiental y de costos. La comparación entre la gestión operacional de esta área con el
resto del mercado de fundiciones tanto a nivel nacional como internacional, permite
constatar que existe una brecha importante entre los principales KPI producto del
modelo de gestión que aplica cada planta y de las diferencias que existen en las
prácticas operacionales en particular.
1
Basado en los antecedentes anteriores, se confirma que existe un alto potencial de
mejoramiento haciendo una redefinición del modelo de gestión de operaciones para el
área de conversión que traerá como consecuencia aumentar la producción de ánodos y
por ende, la de cátodos propios, incrementar la producción de ácido sulfúrico, optimizar
los costos de producción y disminuir las emisiones de azufre.
2.
DESCRIPCION DE LA ORGANIZACION
El proyecto se encuentra inmerso dentro de la organización que existe en la Gerencia
Fundición-Refinería de la División Chuquicamata de Codelco, específicamente en la
Superintendencia Fundición, la cual se muestra en la Figura 1.
Gerencia
Fundición-Refinería
Superintendencia
Fundición
Superintendencia
Refinería
Superintendencia
Ingeniería de
Procesos
Superintendencia
Mantenimiento
Fundición
Superintendencia
Mantenimiento
Refinería
Figura 1: Organigrama Gerencia Fundición-Refinería, División Chuquicamata
(Fuente: Codelco – División Chuquicamata)
Ahora bien, la Superintendencia Fundición se encuentra subdividida en áreas de trabajo
de acuerdo a la línea de proceso existente en Chuquicamata (Figura 2).
Superintendencia
Fundición
Preparación de
Carga y Secado
Horno Flash y
Anexos
Conv. Teniente /
Horno Electrico
Convertidores y
Grúas Puente
Refinación y
Moldeo
Plantas de Acido
Sulfúrico
Plantas de Oxígeno
Figura 2: Organigrama Superintendencia Fundición
(Fuente: Codelco – División Chuquicamata)
2
El área marcada en rojo en la Figura 2, corresponde al área de Convertidores PeirceSmith y Grúas Puente, la cual será el foco de estudio y desarrollo del modelo de gestión
de operaciones.
3.
DESCRIPCION DEL MERCADO
El mercado de las Fundiciones se encuentra inmerso dentro de la cadena de valor de la
comercialización del cobre ocupando un eslabón importante, ya que el 80% del cobre
de mina que se produce en el mundo ocupa la línea de Fundición para producirla
(Figura 3).
3,3 M TM/AÑO SX-EW
19,0 M
TM/AÑO
TOTAL
16,1 M
TM/AÑO
MINA
2,5 M T M/AÑO
ALAMBRON
12,8 M
TM/AÑO
F&R
7,4 M TM/AÑO F&R
INTEGRADO + LAND-TIED
5,4 M TM/AÑO F&R NO
INTEGRADO. (excl. L-T)
2,9 M T M/AÑO
CHATARRA
MINA
FUNDICION
REFINERIA
SEMIS
FINAL
Figura 3: Cadena de Valor Producción de Cobre.
Fuente: Presentación Marcelo Awad, asignatura Comercialización, MBA Gestión y Dirección de Empresas – Versión
Minería, Facultad de Ciencias Físicas y Matemáticas, Universidad de Chile.
El mercado de las Fundiciones y Refinerías se encuentra acotado por el siguiente
modelo general que define su beneficio económico o utilidad:
Donde,
=
Ingresos:
o Cargo por Tratamiento (TC) - Cargo por Refinación (RC)
o Factor de localización (aplica en el caso de fundiciones integradas a mina)
o Penalidades por impurezas (Arsénico, Antimonio, Bismuto, etc)
o Venta de ácido sulfúrico
o Margen por Cu, Au y Ag (diferencial recuperación metalúrgica – deducción
metalúrgica).
o Maquila de ánodos externos
o Premios al cátodo
3
Costos:
o Remuneraciones
o Materiales
o Combustibles
o Servicios de Terceros
o Energía Eléctrica
o Otros suministros (aire comprimido, agua industrial-tratada-potable,
oxígeno técnico, etc.)
o Mantención y Reparación
o Fletes
o Depreciación
o Overhead
o Otros
El análisis de las condiciones de mercado muestra que éste principalmente es
influido por los cargos por tratamiento y cargos por refinación, precio del ácido
sulfúrico, ubicación geográfica (factor de localización), premios a la calidad del
cátodo y márgenes de cobre, oro y plata. Del listado de parámetros que influyen en
el ingreso anteriores no considera las penalidades por impurezas, ya que la mayoría
de las operaciones de Fundición y Refinería (F&R) por regulaciones ambientales
están orientadas a procesar concentrados limpios, o bien, su zona geográfica pone
trabas al ingreso de concentrados sucios.
En la Figura 4, se presenta una estructura típica de las Utilidades de una FundiciónRefinería, para ejemplificar lo estrecho que es este negocio.
40,0
35,0
30,0
Maquila ánodos externos
Margen de Cobre
25,0
10,0
5,0
Margen de Au-Ag
10,65
20,0
15,0
Premio al cátodo
1,46
2,06
2,30
Impurezas
Acido Sulfúrico
1,30
4,90
Factor de Localización
Margen de
Utilidad: 3,55 c/lb
TC/RC
10,67
0,0
-5,0
-10,0
Fusión: 1.000 kts
Cátodos: 350 ktf
Acido: 970 ktm
Recup.: 97,8%
Costo Operación Fundición
-22,00
-15,0
-20,0
-25,0
-8,00
Costo Operación Refinería
-30,0
-35,0
Figura 4: Estructura de Utilidades típico de una Fundición-Refinería
4
El análisis de benchmarking de Fundiciones nos muestra una débil posición
competitiva de Fundición Chuquicamata (Figura 5), la cual está fuertemente
influenciada por los elevados costos de operación, entre los cuales los principales
son: remuneraciones, energía eléctrica, depreciación, materiales y servicios de
terceros.
4.700
Toyo
4.300
Productividad, TMS/HA
3.900
3.500
Mount Isa
3.100
Norddeutsche
Onsan
2.700
Saganoseki
Naoshima
Tamano
Huelva
Garfield
2.300
Onahama
Fundición
Chuquicamata
Harjavalta
1.900
Dahej
Jinlong
Gresik
1.500
Pirdop
Guixi
Caletones
Chagres
Miami
Ilo
Hayden
Ronnskar
Horne
Glogow II
1.100
Yunnan (Kunming)
Daye
700
Glogow I
Pasar
Potrerillos
Mufulira
Jinchuan
Altonorte
Tongling (Jinchang)
Ventanas
La Caridad
Dias D Avila
300
40
60
80
100
120
140
160
180
200
220
240
Total Costo y Gasto Neto, US$/TMS
Pais
Japon
N. America
Latinoamerica
Europa
China - Corea - Indonesia - Filipinas
Otro
Figura 5: Benchmarking Fundiciones
(Fuente: Brook Hunt® 2010)
4.
OBJETIVOS
4.1.
OBJETIVO PRINCIPAL
El objetivo principal del presente estudio es incrementar el valor del negocio
Fundición Chuquicamata, mediante la definición y aplicación de un modelo de
gestión de operaciones que optimice el proceso pirometalúrgico de conversión en
reactores Peirce-Smith.
4.2.
OBJETIVOS SECUNDARIOS
Los objetivos secundarios del estudio son los siguientes:
o Estandarizar la operación de convertidores, introduciendo aquellas
prácticas operacionales y mejoras tecnológicas que permitan sustentar la
operación mediante la automatización del proceso.
5
o Establecer un plan base para mejorar las competencias técnicas del
personal de operaciones y mantenimiento, lo cual permitirá incrementar el
conocimiento del capital humano necesario para enfrentar los desafíos
futuros.
o Aumentar la capacidad de conversión para permitir la fusión de materiales
de complejo procesamiento como es la calcina que producirá la nueva
División Ministro Hales.
5.
RESULTADOS ESPERADOS
Los resultados esperados de este estudio son: definir un modelo de gestión de
operaciones basado en el cierre de brechas de proceso y de gestión operacional
con los referentes nacionales y extranjeros en sus principales variables de control,
de modo tal que permita aumentar la capacidad de procesamiento de los
convertidores Peirce-Smith y como consecuencia de ello, llevar la producción de la
Fundición Chuquicamata a una cartera única de 100% ánodos, aumentar la
producción de ácido sulfúrico, aumentar el nivel de fijación de azufre en 1,2 puntos
porcentuales, disminuir el gasto de operación y fundir la totalidad de la calcina que
producirá la nueva División Ministro Hales.
6.
METODOLOGIA
La metodología que se aplicará estará basada en la utilización de resultados
empíricos que serán la base del desarrollo de una modelación de procesos, en la
cual intervienen los principales parámetros clave (entrada y salida), tal como se
presenta en la Figura 6.
Se realizará un análisis de benchmarking para determinar las brechas existentes en
las principales variables de proceso con los mejores referentes de la industria de
fundiciones del cobre. Este análisis se basará en los informes de Brook Hunt® 2010
e información recopilada de visitas a fundiciones nacionales y extranjeras.
Se determinarán aquellas mejoras tecnológicas y prácticas de operación y
mantenimiento requeridas para sustentar a largo plazo la continuidad operacional y
los resultados esperados en el contexto del alcance del estudio.
6
CONCENTRADO ESCORIA
COSTRA
ESCORIA
(7%)
AIREENRIQUECIDO
ESCORIA FLASH A FLOTACIÓN 93%
FLOTACIÓN DE
ESCORIA
RELAVES
GAS
CONCENTRADO
CHUQUI + RT
ESCORIA SOP ESC FLOTACION 90%
COSTRA EJE 5%
SECADOR
HORNO FLASH
EJE A CPS APROX 75%
COSTRA ESCORIA SOP ESC 10%
GAS
POLVO (90%
Polvo caldera)
AIREENRIQUECIDO
CARGA FRÍA
FUNDENTE
ESCORIA OXIDADA
DE H. DE ANODOS
FUNDENTE
CPS
SOPLADO A
ESCORIA
SCRAP A CPS
CIRCULANTEFUNDENTE
SCRAP A HORNO FUSIÓN
HORNO DE
FUSIÓN SCRAP
ESCORIA SOP Cu A CPS 90%
EJE A VENTA
BORRA
SCRAP TOTAL REFINERÍA:
* Rechazo Ánodos MPA (5% Capacidad
Refinería)
* Rechazo Catódico (0,85% Capacidad Refinería)
* Resto ánodos (16.9% Capacidad Refinería)
COSTRA ESCORIA CPS 10%
SCRAP FUNDIDO
GAS
GAS MB A VENTA
COSTRA BLISTER 5%
GAS
COSTRA MB 5%
SECADOR
AIRE ENRIQUECIDO
CONVERTIDOR
TENIENTE
ANODOS A REFINERÍA 98%
MB A CPS APROX. 75%
COSTRA ESCORIA CT 5%
GAS
ESCORIA CT A HELE
BLISTER A HA 95%
AIRE
HORNO DE
ÁNODOS
COSTRA ESCORIA
10%
AIREENRIQUECIDO
MB A CT 95%
ESCORIA CT A FLOTACION
CPS
SOPLADO A
COBRE
Costra MB A CPS SOP ESC 5%
HELE
ESCORIA OXIDADA A
CPS SOP ESCORIA 90%
TOTALRECHAZO ÁNODOS 2%
COSTRA ESCORIA HELE 3%
ESCORIA A DESCARTE 97%
Figura 6: Diagrama de bloques Fundición Chuquicamata
7
6.1. DESCRIPCION DEL PROCESO FUNDICION
La Fundición Chuquicamata se encuentra emplazada dentro de las instalaciones del
complejo minero-metalúrgico del mismo nombre en la provincia El Loa de la Región
de Antofagasta. Esta instalación está distante 223 km de la ciudad de Antofagasta y
1.225 kms de Santiago a una altura de 2.770 m.s.n.m.
El concentrado de cobre con un contenido de 30 a 32% de Cobre y una humedad en
torno a 8% que se produce del beneficio de mineral de Chuquicamata y Radomiro
Tomic es recepcionado en dos camas de almacenamiento, en una batería de ocho
tolvas de 750 ton cada una de capacidad y en dos tolvas de 1.000 ton de capacidad.
Adicionalmente, existe una cama para almacenamiento y distribución de materiales
secundarios e insumos. Desde este sector se envía el concentrado húmedo hacia
los dos secadores rotatorios (130 t/h y 160 t/h de capacidad) para eliminar la
humedad y obtener concentrado seco al 0,2% de humedad que se distribuye entre
los dos equipos de fusión: horno flash de tecnología Outokumpu (hoy Outotec) y
convertidor tipo El Teniente de tecnología Codelco.
El proceso de fusión flash posee una capacidad instalada de 3.000 tpd de
concentrado. Esta tecnología genera un producto llamado eje o mata con contenido
de cobre promedio de 62%Cu, el cual es enviado a la primera etapa del ciclo de
conversión en reactores Peirce-Smith (soplado del fierro o a escoria). Por su parte,
el convertidor Teniente que posee una capacidad 2.500 tpd de concentrado, genera
un producto denominado metal blanco cuyo contenido de cobre es en promedio de
74%Cu. Este material junto al producto de la primera etapa de la conversión PeirceSmith, se procesan en la segunda etapa del ciclo de conversión (soplado a cobre)
para producir cobre blister de 98,5%Cu, 300 ppm S y 6.000 ppm de oxígeno en
promedio.
Alrededor de un 20% de la escoria generada en la fusión en horno flash y
convertidores Peirce-Smith (primera etapa del ciclo), junto al 80% de la escoria que
produce el convertidor Teniente es procesada en un horno eléctrico de tecnología
SMS-DEMAG para recuperar el cobre contenido y producir una mata o eje de 6870%Cu y una escoria de descarte que se somete a un proceso de granulación para
disponerla finalmente en un vertedero cercano a la planta. El remanente de escoria
producida con un contenido de 4,5 a 7,0%Cu es enviada enfriamiento para
posteriormente procesarla en la planta de molienda-flotación de la División para
producir concentrado de 30 a 34%Cu que se retorna a los equipos de fusión.
En los convertidores Peirce-Smith, además de procesar el eje y metal blanco
producido en el horno flash y convertidor teniente, respectivamente, se procesa en
promedio 120 tpd de chatarra de cobre y alrededor de 400 tpd de carga fría con un
contenido de cobre cercano a 50-60%Cu.
El cobre blister producido en los convertidores Peirce-Smith junto al cobre que se
obtiene de fundir 310 tpd de scrap de la Refinería Electrolítica en dos hornos
dedicados a esta función (uno operando y el otro standby), se transporta en ollas de
11 m3 y 9 m3 de capacidad, respectivamente, hacia los seis (6) hornos del área de
refinación. En estos hornos, se elimina las impurezas mediante la inyección de
8
fundente alcalino y se ajusta el contenido de oxígeno disuelto para producir cobre
anódico de 99,5%Cu que se moldea en las tres ruedas de moldeo M-24 de
tecnología Outokumpu (hoy Outotec). Posteriormente, los ánodos moldeados de 400
a 410 kg de peso cada uno se cargan en carros de tren y se envían a la Refinería
electrolítica distante 6 km para producir cátodos alta pureza.
Los gases metalúrgicos que se generan en las dos unidades de fusión y en cuatro
de los cinco convertidores Peirce-Smith instalados, son enviados a una cámara de
mezcla de gases que lo distribuye hacia las cinco plantas de limpieza de gases y
desde allí hacia las tres plantas de contacto simple para producir ácido sulfúrico a un
96% de pureza. Esta planta genera además, un efluente líquido (solución de ácido
débil con sólidos en suspensión) que se envía a neutralización con lechada de cal.
6.2. DESCRIPCION DEL PROCESO DE CONVERSION
6.2.1. Descripción General del Proceso.
El convertidor Peirce-Smith es el equipo o dispositivo más ampliamente utilizado en
la producción de cobre. Se trata de un reactor semi-continuo en el que la
transformación de eje, mata y metal blanco a cobre blister se realiza mediante la
inyección de aire y oxígeno en el baño fundido para generar un burbujeo que
provocan las reacciones de oxidación del proceso. Por ser éste un proceso batch, la
operación se realiza en dos etapas: en la primera de ellas se realiza de
desulfuración del sulfuro ferroso (FeS) con escorificación del hierro y en la segunda,
se realiza la desulfuración del sulfuro cuproso (Cu2S) hasta producir cobre blíster de
98,5 a 99,2% de pureza.
El nombre de este reactor se debe a sus creadores, los Srs. William Peirce y E.A.
Cappelen Smith, Gerente y Metalurgista Jefe, respectivamente, de la Baltimore
Copper Smelting & Rolling Company de Perth Amboy, New Jersey, quienes a
principios del siglo 20 desarrollaron un proceso para purificar eje o mata de cobre y
producir cobre de alta pureza llamado cobre blíster.
En la Figura 7, se presentan las primeras representaciones de este reactor
realizados por Peirce y Smith entre los años 1987 y 1906, conformado por tres
soportes giratorios y una adición de alimentación en la parte trasera. Este es girado
por un cable enrollado alrededor de la unidad cerca de la mitad del reactor con un
accionamiento eléctrico. La unidad es de 10 pies de diámetro y 26 pies de largo, que
rápidamente se elevó a 36 pies y 40 pies de largo.
9
Figura 7. Reactor de Peirce y Smith desarrollado en 19061
(Fuente: International Peirce-Smith Converting Centennial - 2010)
Las principales características que presenta este proceso son las siguientes:
Proceso batch basado en ciclos de operación, lo cual implica que es necesario
mantener varias unidades operativas para alcanzar el nivel de producción
deseado. Chuquicamata tiene actualmente 4 unidades instaladas, cada una
conectada a las plantas de limpieza de gases más una quinta unidad que se
utiliza tanto como horno de retención como para apoyar la conversión, con un
tiempo estimado entre 600 a 1.000 horas al año. Este último horno no tiene
conexión a las plantas de limpieza de gases y por tanto, envía la totalidad de sus
gases a la atmósfera.
Es un reactor abierto y móvil, situación que contribuye al alto nivel de emisiones
de gases contaminantes. En la actualidad, un 48% del total de emisiones de
azufre de Fundición Chuquicamata se generan en esta área. Aunque el nivel de
emisiones también depende de las prácticas operaciones y de las instalaciones
de captura de gases que posea cada instalación.
Alta sensibilidad a la calidad de la alimentación (ley de cobre en eje/metal
blanco). En el caso de Chuquicamata, la alimentación posee dos fuentes: horno
de fusión flash con una ley de 62%Cu en promedio y convertidor teniente con
una ley de 74%Cu en promedio. Esta condición implica que pueden existir tres
tipos de ciclo: un ciclo mixto (eje/metal blanco), un ciclo único de eje y un ciclo
único de metal blanco. En los dos primeros el proceso se desarrolla en dos
10
etapas: soplado a escoria y soplado a cobre; y en el último de ellos, se
desarrolla en una sola etapa: soplado a cobre.
Su capacidad productiva depende del tamaño del reactor (volumen efectivo), del
flujo de aire que es posible inyectar por toberas, del nivel de enriquecimiento en
oxígeno, de la ley de cobre de la alimentación y de la continuidad del proceso
(manteniendo al reactor operando). Las variables anteriores, influyen en la
cinética de las reacciones que gobiernan el proceso y por ende, en el tiempo de
operación comúnmente llamado “tiempo efectivo de soplado” (min) y en la
“velocidad de conversión”, tanto para la etapa de soplado a escoria (min/ton
FeS), como para la etapa de soplado a cobre (min/ton Cu 2S). Estos son los
principales parámetros que se utilizan para controlar la operación de este
proceso.
En la Figura 8, se muestra un diagrama con las principales corrientes de
entrada/salida al proceso de conversión Peirce-Smith, considerando el caso de
la Fundición Chuquicamata. En esta se puede observar que aparte de las
entradas principales como son el eje y metal blanco y el aire de soplado y
oxígeno técnico, existen además otras entradas que intervienen en el proceso,
como son la carga fría, chatarra de cobre, escorias recirculadas y los fundentes.
Con cada uno de ellos, tanto el balance de masa como de energía se encuentra
cerrado. La variación de éstos, dependerán de las cantidades de cada una de
las entradas al proceso.
• Carga Fría
• Chatarra de cobre
• Carga Fría
• Metal Blanco CT2
• Cobre Blister
• Metal Blanco H. Eléctrico
• Escoria CPS s/eje
• Eje Horno Flash
• Escoria CPS s/Cu
• Escoria CPS s/Cu
• Gases Metalúrgicos
• Escoria RyM
• Polvo Metalúrgico
• Fundente Sílice (SiO2)
• Gases Fugitivos
• Fundente Carbonato de
Calcio (CaCO3)
• Material Particulado
• Aire comprimido de 20 psi
• Oxígeno Técnico
Figura 8: Diagrama de entrada/salida proceso conversión Peirce-Smith
(Fuente: Gerencia Fundición-Refinería DCh)
11
6.2.2. Conceptos teóricos de la conversión de eje y metal blanco para producir cobre
blíster.
Las principales reacciones que ocurren en el proceso de conversión de eje o mata y
metal blanco, corresponden a reacciones de oxidación, en donde el oxígeno
presente en el flujo de aire que ingresa al reactor por las toberas (denominado “aire
de soplado”) oxida las moléculas de sulfuro de fierro (FeS) y al sulfuro de cobre
(Cu2S), dando como producto óxidos de fierro y cobre, respectivamente. Las
reacciones que gobiernan cada etapa del proceso son las siguientes:
+
( )
( )
+
+
2
+
( )
( )
Existen otras reacciones denominadas reacciones secundarias que corresponden al
fenómeno de formación de escoria, en el cual una parte de la wustita u óxido de
fierro (FeO) se oxida para formar magnetita (Fe3O4), otra parte se acompleja con el
fundente silíceo para formar fayalita y por último, ya avanzada la etapa de soplado,
se produce la oxidación del cobre. Esta última reacción es un evento no deseado.
3
2
+
+
2 +
( )
( )
2
ó
ó
ó
.
La composición de cada escoria estará determinada por el grado de oxidación que
se haya producido al interior del reactor. En la etapa de soplado de eje, la escoria
está compuesta principalmente por magnetita (Fe3O4), fayalita y algo de óxido de
cobre (por sobre-oxidación). También se detecta la presencia de sulfuros de cobre
(Cu2S), fierro (FeS) y otros metales sulfurados, los que se traspasan hacia la escoria
producto de arrastre mecánico que se produce por la agitación del baño fundido y
durante el trasvasije desde el reactor hacia ollas. En las primeras ollas de vaciado de
escoria, se produce la mayor parte del arrastre de sulfuros hacia la escoria.
6.2.3. Descripción de los equipos que componen el proceso.
En general, un Convertidor Peirce-Smith (Figura 9) está compuesto de los siguientes
sistemas y equipos:
Reactor cilíndrico con boca para carguío/salida de gases
Máquina de punzado de toberas.
Sistema de alimentación de fundente.
Sistema motriz.
Sistema de suministro de aire comprimido y oxígeno técnico.
Campana primaria.
Campana secundaria.
Dispositivo de Espectroscopía Optica de Llama (OPC® by SEMTECH).
12
Tolvas de Fundente
Campana Primaria /
Campana Secundaria
OPC
Reactor
Aire (20 psi)
Sistema Motriz
Línea de toberas
Oxígeno (50 psi)
Máquina de punzado
Figura 9: Convertidor Peirce-Smith
(Fuente: Gerencia Fundición-Refinería DCh)
Reactor: Es el equipo principal del proceso de conversión. Consiste básicamente en
un cilindro horizontal provisto de un sistema motriz que le permite moverse
(“bascular”) sobre su eje de rotación desde la posición de operación (“posición de
soplado”) hacia la posición de alimentación (“posición de carguío”). Además, está
provisto de toberas por donde se inyecta el aire y oxígeno que oxidan el azufre y
fierro del eje y metal blanco (conocido como “soplado”).
Las características geométricas de los 4 convertidores que se encuentran en la
Fundición se muestran en la Tabla 2:
Parámetro
Unidad
Valor
Reactor
Longitud exterior
m
13,2
Diámetro exterior
m
4,5
2
11,3
Area de la boca (carguío/salida de gases)
m
Línea de toberas
Número total de paños de toberas
Un
5
Cantidad de toberas por paño
toberas/paño
11
Número de toberas
Un
55
Diámetro nominal de las toberas
pulgadas
2 1/8
Mampostería refractaria
Espesor en zona de toberas
pulgadas
21
Espesor en el resto del manto
pulgadas
15
Espesor en la culata
pulgadas
24
Tabla 2: Características geométricas Convertidores Peirce-Smith
Fundición Chuquicamata
(Fuente: Gerencia Fundición-Refinería DCh)
13
En la Figuras 9 y 10 se muestra un isométrico típico de los Convertidores PeirceSmith de la Fundición Chuquicamata (2012).
Figura 9: Convertidor Peirce-Smith - Vista desde línea de toberas
(Fuente: Gerencia Proyectos DCh)
Figura 10: Convertidor Peirce-Smith - Vista desde boca de carguío.
(Fuente: Gerencia Proyectos DCh)
Maquina de punzado de toberas: Esta máquina tiene como objetivo mantener
destapadas las toberas del reactor, a fin de permitir el ingreso del aire de soplado
requerido para el proceso de conversión.
En la actualidad, existe una máquina de punzado para cada CPS. Esta se desplaza
sobre un riel que está ubicado paralelamente a la línea de toberas del reactor y
obtiene su fuerza motriz de presión neumática de la red de aire comprimido de 90
psi que existe en la Fundición. Las máquinas actuales son operadas manualmente,
requiriendo de un operador, quién desde una cabina maneja los controles que
14
regulan el traslado de ésta sobre los rieles, así como la acción de punzado de las
toberas.
Esta máquina cuenta con la posibilidad de utilizar 4 barretas en operación
simultáneamente, pero normalmente se ocupan 2, dado el problema de alineamiento
que existe en cada reactor.
Para que el operador pueda punzar las toberas con las barretas de picado, se debe
lograr un ajuste de posición mediante el uso de un dispositivo llamado “veleta”, que
habilita la orden de punzado cuando el equipo se ha posicionado frente a frente de
las toberas (enclavamiento), de lo contrario, el operador no puede activar el
punzado. La operación de avance y picado de las barretas se consigue por la fuerza
motriz de un cilindro de 6” x 73” de largo.
Entrada/Salida
de la barra de
punzado a baja
velocidad
Línea de toberas
Horno o reactor de
conversión
Rieles
Servo motor
Figura 11: Máquina de punzado
(Fuente: Heath & Sherwood®)
Sistema de alimentación de fundente: El sistema de alimentación de fundente (sílice,
SiO2), consiste en dos tolvas de 80 ton de capacidad cada una que alimentan por
gravedad una correa transportadora de velocidad constante que introduce el material
requerido a un buzón que lo conduce al interior del reactor. Este buzón se encuentra
incorporado a un carro móvil, que en el momento de adicionar sílice, se desplaza
hacia el reactor, posicionando la punta del buzón al interior del convertidor.
Sistema de suministro de aire comprimido y oxígeno técnico: El sistema de aire de
soplado para Convertidores Peirce-Smith, consiste en una red de cañerías que
comienza en la planta termoeléctrica y termina en las toberas de soplado de cada
convertidor.
Desde la Planta de aire comprimido, específicamente del sistema principal de
distribución (“manifold”), nace un arranque que alimenta aire comprimido a una
presión de 20 psi y a una temperatura de 100 °C a todos los Convertidores de la
Fundición. Esta cañería, al llegar a las proximidades de los Convertidores, se orienta
en forma paralela a la longitud del cilindro y se conecta a cada uno de ellos, a través
de un punto que tiene incorporada una válvula general de corte, una válvula de
15
control y una válvula de corte, nombradas en orden desde la más lejana a la más
próxima del Convertidor. Esta línea de aire llega al múltiple (armónica) que se
encuentra en el manto del reactor, a través de la cual se distribuye el aire en forma
homogénea para cada tobera.
El oxígeno técnico a una presión de 50 psi es suministrado por las tres plantas de
oxígeno que posee la Fundición a través de una cañería principal que se distribuye a
cada convertidor. Este se une a la línea de aire de 20 psi después de la válvula de
control que posee cada convertidor. Esta cañería para el oxígeno también tiene
incorporada una válvula general de corte y una válvula de control.
La Figura 12 muestra un diagrama esquemático del suministro de aire comprimido y
oxígeno técnico.
Desde Sala de
Compresores
Desde Planta
Oxígeno
Válvula de
Corte
Válvula de
Control de
Aire 20 psi
Válvula de
Control de
Oxígeno
Válvula
General de
Corte de Aire
Válvula General
de Corte de
Oxígeno
Figura 12: Suministro de aire comprimido (20 psi) y oxígeno técnico (50 psi).
(Fuente: Gerencia Fundición-Refinería DCh)
Sistema Motriz: El movimiento basculante del reactor se logra mediante el uso de un
sistema de polines que descansan a su vez en una estructura de acero y concreto
armado. Los polines permiten girar el horno en torno a su eje longitudinal por dos
pistas de rodado ubicadas una a cada extremo del cilindro y que se extienden por
todo el perímetro del cilindro. El horno descansa en un total de 8 polines, 4 por cada
pista de rodado. El sistema motriz de los Convertidores, o sistema mecánico que
permite el giro reversible, consta de un número de componentes claramente
identificables. Estos componentes son:
Freno
Motor
Limitorque
Cardán
Reductor de velocidad
Sistema de acoplamiento al Convertidor.
16
El sistema de acoplamiento corresponde a la forma mecánica en que el torque o par
mecánico generado por el motor, se aplica finalmente al giro del cilindro. En los
Convertidores, el sistema de acople es el Bogiflex tipo BFT 16. En la figura 13 se
muestran los distintos componentes del Sistema Motriz.
Freno
Motor
Sistema de
acoplamiento
(BOGIFLEX BFT 16)
Cardan
Limitorque Reductor
Figura 13. Sistema Motriz de un Convertidor Peirce-Smith
(Fuente: Manual de Operación CPS - Gerencia Fundición-Refinería DCh)
Espectroscopia Óptica de Llama (OPC®): Para el control del avance o evolución del
proceso de conversión, cada reactor cuenta con un dispositivo que permite realizar
un análisis espectrométrico de la luz que emiten algunos componentes del gas
metalúrgico que se generan durante cada etapa del proceso (PbS, PbO, CuOH). A
medida que cambian las propiedades físicas del baño y de la escoria, se modifica la
composición de los gases de salida, cambio que se ve reflejado en la intensidad de
emisión de cada componente, propiedad que es representada en una gráfica de
tendencias que permite al operador evaluar el inicio, evolución y el término del ciclo
de conversión, entre otras situaciones operacionales.
La información que despliega el sistema OPC® en los monitores dispuestos en
terreno permite identificar las siguientes condiciones operacionales:
Término del Soplado a Escoria
Falta de Fundente (Sílice).
Exceso de oxidación durante el Soplado a Escoria (sobre-soplado)
Proceso con Primer Escoriado listo para realizarse.
Escoriado Perfecto.
Soplado a cobre perfecto.
6.2.4. Operación de un Convertidor Peirce-Smith.
La conversión en reactores de Peirce-Smith es un proceso batch que implica un
estado inicial y uno final con etapas intermedias. Este comienza con el carguío de
eje o mata (4 ollas conteniendo 37 ton del material cada una) y escoria de la etapa
de soplado a cobre (1 olla conteniendo 35 ton), luego del cual se mueve el reactor
17
hasta la “posición de soplado”, en la cual la boca de gases se ubica hacia la
campana primaria y simultáneamente la línea de toberas queda en posición para
iniciar la inyección de aire y oxígeno.
Conforme avanza el proceso, se adiciona fundente (sílice) a través de la compuerta
lateral de la campana para formar la escoria fayalítica y se recarga con una 5ª olla
de eje (se mueve el reactor hacia la posición de carguío y posteriormente, se vuelve
a la posición de soplado). Durante este tiempo, se realizan vaciados parciales de
escoria hacia ollas. Mientras tanto, el operador observa el despliegue gráfico del
sistema OPC® que le indica el estado de avance del proceso. Una vez que se
detecta el final de la etapa de soplado a escoria, el operador mueve el reactor a la
posición de descarga para transferir la escoria remanente.
Posterior al vaciado de escoria de la primera etapa de soplado, se recarga con metal
blanco y se inicia nuevamente la operación de soplado a cobre. Durante la primera
media hora, se adiciona otro fundente (carbonato de calcio) para favorecer la
escorificación de impurezas y mejorar la viscosidad de la escoria. Se realizan
recargas parciales de carga fría, metal blanco y chatarra de cobre para completar la
carga. Durante la etapa de soplado a cobre se realizan vaciados parciales de escoria
hacia ollas. El proceso continúa hasta el final del soplado, cuando el sistema OPC®
indica al operador que el ciclo ha terminado, realizando el vaciado del convertidor y
se transfiere el cobre blíster a los hornos de refinación anódica.
En la Figura 14, se presenta un esquema que pretende reflejar en forma gráfica las
distintas etapas del proceso.
Carguío Inicial
Soplado a escoria
Escoria s/Escoria a Flotación
Eje (4 ollas ó 150 ton)
Escoria de soplado a cobre (35 ton)
Aire/Oxígeno (700 Nm3/h @ 21,5-22,0%O2)
Eje ( 1 olla o 37 ton)
Fundente sílice (13 a 15 ton)
Evacuación de
Escoria
Soplado a cobre
Escoria s/Cu al inicio del
próximo ciclo
Evacuación de
Escoria
Cobre blíster a hornos de refinación
(250 ton)
Evacuación de
Cobre Blister
Carbonato de calcio (10 ton)
Carga Fría (70 a 100 ton)
Metal Blanco (4 ollas o 160 ton)
Chatarra de cobre (20 ton)
Preparación para
el ciclo siguiente
Figura 14: Diagrama de bloques ciclo típico de conversión
(Fuente: Manual de Capacitación por Competencias “Controlar y Operar Conversión en CPS” –
Gerencia Fundición-Refinería DCh)
18
6.3. ANALISIS VARIABLES INTERNAS
Las variables de control interno corresponden a aquellas que pueden ser
gestionadas por los operadores del proceso de conversión Peirce-Smith. Las
principales variables de control interno del proceso son las siguientes:
Tiempo efectivo de soplado (%).
El tiempo efectivo de soplado es una de las variables que se presta mayor
atención, junto a la ley de cobre blíster y la temperatura. Este es sinónimo de
eficiencia del uso de las instalaciones, ya que a un menor tiempo de soplado,
mayor es la productividad de estos reactores, por cuanto, mayor es la
cantidad de ciclos que es posible realizar en un día de operación.
Las variables que más influyen en el tiempo efectivo de soplado son: flujo de
aire, enriquecimiento, ley de cobre en eje o mata y ley de cobre en metal
blanco.
Este parámetro se define como el tiempo total diario inyectando aire de
soplado todos los reactores (sin interrupciones) respecto del tiempo total
disponible de los reactores que pueden operar simultáneamente. Para el caso
de la Fundición Chuquicamata, el tiempo efectivo de soplado corresponde a
55%, considerando 39,6 horas efectivas de operación respecto de un máximo
de 96 dado que operan simultáneamente 3 convertidores.
Tasa de inyección de aire, comúnmente denominado “flujo de aire de
soplado” ó simplemente “aire de soplado”( Nm3/min).
El proceso de conversión requiere de oxígeno para la oxidación del fierro y
azufre del eje o mata y metal blanco. Este se obtiene del aire comprimido y
de oxígeno técnico que se inyectan al baño fundido a través de toberas
dispuestas a lo largo del reactor.
Conforme avanza el proceso, las toberas tienden a obstruirse por la
solidificación del material fundido del reactor, por lo que el flujo de aire de
soplado disminuye. Para corregir esto y mantener las toberas libre de
acreciones, se utiliza la máquina de punzado, acción mediante la cual ingresa
una mayor cantidad de aire al proceso. En la actualidad las máquinas de
punzado son operadas manualmente, dependiendo de la persona la
efectividad con que se logra el flujo de soplado deseado.
La cinética del proceso y por ende, la velocidad de avance está directamente
relacionada con el flujo de aire que ingresa al reactor, por lo tanto, el flujo de
aire es una de las variables más importantes del proceso. En la actualidad, el
flujo de aire promedio del ciclo de conversión de la Fundición Chuquicamata
se encuentra en torno a 712 Nm3/h (Figura 15).
19
Flujo de Aire Soplado (Nm3/h)
750
755 Nm3/h
730
710 Nm3/h
710
690
670
may-12
sep-11
ene-12
may-11
sep-10
ene-11
may-10
sep-09
ene-10
may-09
sep-08
ene-09
may-08
sep-07
ene-08
may-07
sep-06
ene-07
may-06
sep-05
ene-06
may-05
sep-04
ene-05
ene-04
650
may-04
669 Nm3/h
Flujo Total Promedio Mes (Nm3/h)
Figura 15: Flujo de aire de soplado promedio de conversión
(Fuente: Información operacional Gerencia Fundición-Refinería)
Para un nivel de enriquecimiento en oxígeno dado, la variación del Flujo de Aire
de Soplado (Nm3/min) sobre el Tiempo Efectivo Total de Soplado (horas), puede
ser representado en una gráfica como se muestra en la Figura 16.
8,00
Tiempo Total Efectivo de Soplado
(horas)
7,80
21,5% O2
7,60
7,40
7,20
7,00
6,80
6,60
y = 1E-05x2 - 0,0271x + 20,689
R² = 1
6,40
6,20
6,00
680
700
720
740
760
Flujo de Aire de Soplado
(Nm3/min)
780
800
820
Figura 16: Variación del Tiempo Total de Soplado en función del Flujo de Aire
de Soplado para un nivel de enriquecimiento dado.
(Fuente: Modelación Proceso de Conversión – Tesis de MBA)
20
Realizando un análisis de regresión, se obtiene que la variable Tiempo Efectivo
Total de Soplado se relaciona mediante una ecuación polinomial de segundo
orden respecto del Flujo de Aire de Soplado.
.
( ) = 1 × 10 (
)
0,0271 (
) + 20,689
La Tabla N° 3 muestra los resultados esperados al aplicar esta ecuación. Al
aumentar en un 7,1% el flujo de aire de soplado (desde 700 a 750 Nm3/min), se
obtendrá una disminución del tiempo efectivo de soplado en un 6,6%, que
equivale a 0,5 horas. Si el proceso se sitúa en un flujo entre 775 a 800 Nm3/min,
el tiempo efectivo de soplado disminuirá entre un 9,7% y un 12,5%, equivalentes
a 0,73 a 0,94 horas (45 a 60 minutos, aproximadamente por ciclo).
Flujo Aire
Soplado
Nm 3/h
%O2
700
730
750
775
800
21,5
21,5
21,5
21,5
21,5
Tiempo Total
Efectivo de
Soplado
(min)
7,51
7,20
7,01
6,78
6,57
Tabla N° 3: Tiempo efectivo de soplado
en función del Flujo de Aire de Soplado.
(Fuente: Modelación Proceso Conversión – Tesis MBA)
Nivel de enriquecimiento en oxígeno técnico del aire de soplado (%v).
Enriquecer el aire de soplado con oxígeno técnico, tiene varios beneficios: En
primer lugar, mejora el balance térmico y permite un mayor consumo de carga
fría y chatarra de cobre; en segundo lugar, disminuye el tiempo de duración
del ciclo; y en tercer lugar, disminuye el flujo de gas metalúrgico generado,
favoreciendo su captación por la campana primaria.
Dado que la cinética del proceso se incrementa notablemente, se debe
mantener especial atención a la temperatura, por cuanto ésta se incrementará
rápidamente y se deberá contar con carga fría o chatarra de cobre en el
momento que se requiera consumir para mantener bajo control el balance de
calor y evitar eventos indeseados (daño al refractario y agitación violenta del
baño fundido, principalmente).
En el caso de la Fundición de Chuquicamata, el uso de oxígeno técnico para
enriquecer el aire de soplado no es una práctica habitual (21,1 a 22,2%v O2
en promedio), no así en la mayoría de las Fundiciones nacionales y
extranjeras donde es usual el uso de aire enriquecido llegando a valores
hasta 30% inclusive. En la Figura 17 se muestra un análisis histórico de
enriquecimiento promedio utilizado en conversión. En este análisis es posible
21
observar que se ha utilizado algo oxígeno técnico en el proceso de
Conversión Peirce-Smith de la Fundición Chuquicamata (22 a 22,5% como
promedio).
22,5 %v
22,5
22,0
21,8 %v
21,5
21,0
21,1 %v
abr-12
ene-12
jul-11
oct-11
abr-11
jul-10
oct-10
ene-11
abr-10
jul-09
oct-09
ene-10
abr-09
ene-09
jul-08
oct-08
abr-08
ene-08
jul-07
oct-07
abr-07
ene-07
jul-06
oct-06
abr-06
jul-05
oct-05
ene-06
abr-05
jul-04
oct-04
ene-05
20,0
abr-04
20,5
ene-04
Enriquecimiento Promedio Aire Soplado (%v O2)
23,0
Enriquecimiento Aire Soplado (%v O2)
Figura 17: Enriquecimiento promedio en Convertidores de la
Fundición Chuquicamata (%v O2).
(Fuente: Información Operacional Area Conversión – Gerencia Fundición-Refinería DCh)
Para un determinado Flujo de Aire de Soplado, la variación del nivel de
Enriquecimiento del Aire de Soplado (%O2) sobre el Tiempo Efectivo Total de
Soplado (horas), puede ser representado en una gráfica como se muestra en la
Figura 18.
8,00
700 Nm3/min
Tiempo Total Efectivo de Soplado
(horas)
7,50
7,00
6,50
6,00
y = 0,0105x2 - 0,7866x + 19,563
R² = 1
5,50
5,00
20,0
21,0
22,0
23,0
24,0
25,0
26,0
27,0
28,0
29,0
Enriquecimiento del Aire de Soplado
(%O2)
Figura 18: Variación del Tiempo Total Efectivo de Soplado en función del
Enriquecimiento del Aire de Soplado para un flujo de aire de soplado dado.
(Fuente: Modelación Proceso de Conversión – Tesis de MBA)
22
Realizando un análisis de regresión, se obtiene que la variable Tiempo
Total de Soplado se relaciona mediante una ecuación polinomial de segundo
orden respecto del Enriquecimiento del Aire de Soplado.
( ) = 0,0105(%
.
)^2
0,7866 (%
) + 19,563
La Tabla N° 4 muestra los resultados esperados al aplicar esta ecuación. Al
aumentar en un 11,6% el enriquecimiento del aire de soplado (desde 21,5%
a 24 %O2), se obtendrá una disminución del tiempo efectivo de soplado en
un 10,4%, que equivale a 0,78 horas. Si el proceso se sitúa en un %O2 entre
25% a 26%O2, el tiempo efectivo de soplado disminuirá entre un 14,0% y un
17,2%, equivalentes a 1,0 a 1,3 horas (60 a 75 minutos, aproximadamente
por ciclo).
Enriquecimiento
Aire de Soplado
%O2
Flujo Aire
Soplado
Nm 3/h
21,5
22,0
23,0
24,0
25,0
26,0
27,0
28,0
700
700
700
700
700
700
700
700
Tiempo Total
Efectivo de
Soplado
(min)
7,51
7,34
7,02
6,73
6,46
6,22
5,98
5,77
Tabla N° 4: Tiempo efectivo de soplado
en función del Enriquecimiento del Aire de Soplado.
(Fuente: Modelación Proceso Conversión – Tesis MBA)
El nivel de enriquecimiento de oxígeno máximo que es posible utilizar en
conversión depende de la cantidad de oxígeno técnico disponible en
Fundición. De acuerdo a la información operacional de las Plantas de
Oxígeno de Chuquicamata, la cantidad de oxígeno que es capaz de generar
en la tres plantas existentes, junto a la planta recuperadora de venteo
(URASO) es de 1.160 tpd (equivalente a un flujo horario de 49,5 tph) con una
pureza de 94 a 94,5% en promedio. La demanda de oxígeno técnico para la
Fundición fue determinado en el “Plan de Descontaminación Fundición
Chuquicamata 2ª Etapa” en el año 2001 para una capacidad de fusión
nominal 5.000 tpd y diseño de 5.500 tpd, como se muestra en la Tabla N° 5.
23
Equipo\Parámetro
Horno Flash (62% Cu)
Conv. Teniente 2 (72%Cu)
CPS s/escoria (23% O2)
Capacidad de
Fusión
(tpd)
Nominal
Diseño
2.800
3.000
2.200
2.500
CPS s/cobre (22% O2)
Total
5.000
5.500
Consumo de
Oxígeno Técnico
(tpd)
Nominal Diseño
598
633
413
461
19
20
38
1.067
42
1.155
Consumo Específico
(ton O2 / ton C.Seco)
Nominal
0,213
0,188
Diseño
0,211
0,184
0,213
0,210
Tabla N° 5: Distribución de Oxígeno Técnico Equipos Fundición
(Fuente: Ingeniería de Detalles Plan de Descontaminación Fundición Chuquicamata 2ª Etapa)
En la actualidad, el nivel de fusión promedio ha oscilado en torno a 4.600 a
4.650 tpd, distribuida en forma equivalente entre el Horno Flash y el
Convertidor Teniente 2. En la Tabla N° 6, se verifica el consumo de oxígeno
técnico actual.
Equipo\Parámetro
Capacidad de
Fusión
(tpd)
Horno Flash (62% Cu)
Conv. Teniente 2 (72%Cu)
CPS s/escoria (22,0% O2)
2.312
2.333
CPS s/cobre (21,5% O2)
Total diario
4.644
Consumo de
Consumo Específico
Oxígeno Técnico
(ton O2 / ton C.Seco)
(tpd)
549
452
3
14
1.018
0,237
0,194
0,219
Tabla N° 6: Distribución de Oxígeno Técnico Equipos Fundición
(Fuente: Información Operacional Fundición – Modelación Fundición Tesis MBA)
A partir de la información obtenida de consumos de oxígeno técnico real y la
capacidad de diseño, la cantidad disponible es alrededor de 142 tpd.
Para verificar esa cantidad calculada, revisaremos la información operacional
de Plantas de Oxígeno en los dos últimos años (2010-2011). En la Fundición
existe un parámetro que permite verificar el uso efectivo del oxígeno técnico
que se utiliza en los diferentes procesos, que corresponde al “venteo” de
oxígeno (tpd).
El venteo se produce principalmente debido a la menor capacidad de fusión
respecto de la condición de diseño de las plantas (fusión equivalente a 5.000
tpd promedio) y por detenciones no programadas de los equipos de fusión, lo
cual genera un menor consumo. La Figura 19, muestra la cantidad de
oxígeno disponible por venteo en Fundición Chuquicamata.
24
160
135 tpd
Venteo Promedio Mensual
(tpd)
140
120
100
80
81 tpd
60
40
47 tpd
20
nov-11
sep-11
jul-11
may-11
mar-11
ene-11
nov-10
sep-10
jul-10
may-10
mar-10
ene-10
0
Figura 19: Oxígeno disponible en Fundición Chuquicamata
(Fuente: Información Operacional Plantas de Oxígeno 2010-2011)
A partir de esta información, se confirma que existe una disponibilidad
máxima de 135 tpd de oxígeno técnico. Considerando el valor promedio de
80 tpd de venteo existente, sumado al consumo actual de Convertidores (17
tpd), obtenemos que en total Convertidores disoné de 97 tpd para consumir,
sin afectar los equipos de fusión. Con esta cifra, se puede alcanzar un nivel
de enriquecimiento promedio de 25 a 26% en todo el ciclo de operación de
convertidores, dependiendo del flujo de aire de soplado (750 a 800 Nm3/min).
Cantidad de carga fría y chatarra de cobre (ton).
La cantidad de carga fría y chatarra de cobre agregada al Convertidor, es
función de la temperatura del baño. Se debe agregar cada vez que la
temperatura sobrepase un valor establecido. Ante la ausencia de un
dispositivo que mida la temperatura en forma continua, ésta se asocia
normalmente por el Operador por el color de la llama, lo cual implica que éste
debe adquirir la experiencia operacional necesaria para controlar esta
variable y adicionar la cantidad necesaria de carga fría y chatarra de cobre en
el momento oportuno. Las principales fallas operacionales se producen por el
escaso nivel de control que se tiene de la variable temperatura y por la forma
de adicionar carga fría (mediante ollas).
Temperatura del proceso (°C).
La conversión de eje y metal blanco es un proceso exotérmico, debido a la
ocurrencia de reacciones químicas que liberan calor. Esto se refleja en un
incremento sostenido de la temperatura, ante lo cual se debe contrarrestar
con la adición de circulante (carga fría y chatarra de cobre) para mantener el
equilibrio térmico y evitar el desgaste prematuro del refractario del interior del
reactor.
El consumo habitual de carga fría en convertidores es alrededor de 70 a 100
ton por ciclo y de chatarra de cobre alrededor de 20 ton por ciclo. Ambos se
25
cargan por boca al reactor y se debe adicionar en forma oportuna para evitar
eventos indeseados de aumento de temperatura fuera del rango de operación
segura. En la actualidad no existe una medición en línea de la temperatura de
proceso, por lo tanto, es el operador encargado de evaluar la condición
térmica del proceso en función de mediciones empíricas relacionadas con el
avance del ciclo (tiempo) y el color de la llama.
Ley del cobre blíster (%Cu).
La Ley del Cobre Blíster, expresada en %Cu, es la variable que mide la
calidad del producto del proceso de conversión. Mediante la observación del
despliegue gráfico del sistema OPC®, contrastada con muestras de
pequeñas granallas de material fundido que es arrastrado por el gas que
solidifica al encontrarse con un flujo de aire de infiltración de la campana
(llamada en la jerga operacional “challa”), el Operador determina el término
del ciclo de conversión.
Es importante el control que se ejerce sobre la ley del cobre blíster. Por un
lado, no se debe “sobre oxidar” el producto, ya que se genera una excesiva
cantidad de oxido de cobre, el cual es muy dañino para los refractarios y
disminuye la eficiencia metalúrgica del proceso. Por otro lado, una sobre
oxidación leve del cobre blíster en los CPS es siempre beneficiosa, ya que
acorta los ciclos de oxidación en el proceso de Refino.
Habitualmente, el cobre blíster generado en el proceso de conversión de la
Fundición Chuquicamata contiene entre 6000 a 6500 ppm de oxígeno y tan
solo 0,03% de azufre (300 ppm), el cual representa un nivel de avance de la
conversión importante, por cuanto minimiza el tiempo del proceso siguiente
(refinación y moldeo).
Velocidad de conversión (min/ton FeS, min/ton Cu2S).
La velocidad de conversión es el resultado de la interacción de las variables
que influyen en la cinética de las reacciones que intervienen en el proceso. A
pesar de su importancia (principalmente para el área de Ingeniería de
Procesos y Metalurgia), en la práctica poca atención se le ha prestado en la
Fundición de Chuquicamata. No obstante, como veremos a continuación es
un parámetro clave y junto al tiempo efectivo de soplado reflejan en esencia
la eficiencia del proceso.
Este parámetro de desempeño depende exclusivamente del flujo y
enriquecimiento del aire de soplado, que son las dos variables que es posible
de someter a control directo por parte del operador del proceso de
conversión. Este parámetro es independiente de la ley de cobre en eje/mata y
metal blanco. En las figuras 20 y 21 se puede ver el efecto de estas dos
variables sobre este parámetro en ambas etapas del ciclo de conversión
(soplado a escoria y soplado a cobre).
26
Para poder definir el nivel de enriquecimiento del aire de proceso y el flujo de
aire de proceso adecuados para la conversión de la Fundición Chuquicamata
se debe hacer un análisis del ciclo completo, para determinar el efecto de
cada parámetro y las posibilidades ciertas de alcanzar los valores meta
requeridos.
Velocidad Conversión Etapa Sopladp a Escoria
(min/ton FeS)
2,90
21,5% O 2
22,0% O 2
2,70
23,0% O 2
24,0% O 2
2,50
25,0% O 2
26,0% O 2
2,30
27,0% O 2
28,0% O 2
2,10
1,90
1,70
680
700
720
740
760
780
800
820
Flujo de Aire de Soplado
(Nm3/min)
21,5% O2
22,0% O2
23,0% O2
24,0% O2
25,0% O2
26,0% O2
27,0% O2
28,0% O2
Figura 20: Velocidad de conversión – Flujo y %O2 de aire de soplado
Etapa Soplado a Escoria
(Fuente: Modelación Proceso Conversión)
1,05
1,00
21,5% O2
22,0% O2
Velocidad Conversión Etapa Sopladp a Cobre
(min/ton Cu2S)
0,95
23,0% O2
0,90
24,0% O2
25,0% O2
0,85
26,0% O2
0,80
27,0% O2
28,0% O2
0,75
0,70
0,65
0,60
680
21,5% O2
700
22,0% O2
720
23,0% O2
740
760
Flujo de Aire de Soplado
(Nm3/min)
24,0% O2
25,0% O2
780
26,0% O2
800
27,0% O2
820
28,0% O2
Figura 21: Velocidad de conversión – Flujo y %O2 de aire de soplado
Etapa Soplado a Cobre
(Fuente: Modelación Proceso Conversión)
27
Angulo de soplado (°).
Esta es una variable que es característica propia del reactor y de la
instalación de manejo de gases asociada. Esta relaciona la posición de la
boca de carga del reactor respecto de la ubicación de la campana de
extracción de gases y permite definir la proyección del flujo de gas y el
volumen utilizado efectivo del reactor (llenado).
Dado que esta es una condición que sólo puede modificarse si existe el
espacio suficiente y la geometría del edificio de la nave lo permite, se
considerará que no es posible modificarse para efectos prácticos del manejo
de variables que dependen de la gestión operacional. En la Figura 22, se
muestra un esquema con el ángulo de soplado para un reactor de Conversión
Peirce-Smith típico.
Angulo al centro de la boca
respecto de la vertical
Angulo total de la boca
Nivel normal
del baño
Ubicación de las toberas
Sumersión
normal de
las toberas
Figura 22: Angulo característico de la boca del reactor
(Fuente: Manual de Operación CPS – Gerencia Fundición-Refinería DCh)
6.4. ANALISIS DE VARIABLES EXTERNAS
Las variables de control externas son aquellas que no pueden ser gestionadas por el
operador de conversión, pero que sin embargo, es importante que éste las conozca
y sepa en qué valores viene cada una de ellas para saber que decisiones debe
tomar. Por tanto, es rol de la supervisión a cargo de la nave y de los equipos o
procesos involucrados mantenerlas en el rango de operación adecuado para lograr
la estabilidad de los procesos aguas abajo.
28
Las principales variables externas que intervienen en el proceso son las siguientes:
Cantidad de eje y metal blanco (ton).
La duración del ciclo de conversión depende de la cantidad de eje y metal
blanco que se procesa en el reactor. Debido a las dimensiones de cada uno
de estos hornos y a su volumen útil, la alimentación de eje y metal blanco
está acotada y estandarizada a un total de 9 ollas: 5 ollas de eje o mata (185
ton) y 4 ollas de metal blanco (200 ton). Por lo tanto, esta variable puede
considerarse aproximadamente constante entre un ciclo y otro.
La cantidad de eje y metal blanco producido por los equipos de fusión, Horno
Flash y Convertidor Teniente, respectivamente, dependerá de la distribución
que se realiza en el programa de producción y del contenido de cobre en la
alimentación a cada uno de ellos.
Para efectos de este estudio, se ha asumido que la ley de alimentación es
constante y que solamente podrá modificarse el nivel de fusión de
concentrado en función de la productividad de la conversión.
Ley de cobre del eje/mata producido en el Horno Flash (%).
Esta es una variable importante del proceso, ya que determina el inicio del
soplado y afecta el tiempo total de ciclo de conversión. A una menor ley de
eje, mayor es el tiempo requerido para el proceso y mayor es la cantidad de
escoria que se producirá incrementando las pérdidas metalúrgicas (aumenta
el contenido de Fe), afectando además, la continuidad del proceso.
En la Figura 23 se muestra en efecto de la ley de eje en el tiempo efectivo de
del proceso de conversión (este tiempo no incluye las pérdidas de tiempo por
efecto de interrupciones al proceso).
Importante también es la variabilidad que presenta el contenido de cobre en
la mata producida en el horno flash, ya que una baja dispersión se reflejará
en un proceso más controlado y por ende, con una mayor eficiencia y
productividad. Por el contrario, cuando la dispersión aumenta, se reflejará en
una operación más deficiente y prolongada.
El proceso de fusión en Horno Flash de la Fundición Chuquicamata
actualmente se encuentra operando en un valor promedio de ley de cobre en
el eje o mata en torno a 61,8%Cu en un rango de ± 3,0% absolutos. Lo
anterior, se refleja en que el tiempo efectivo del ciclo de conversión variará en
0,64 horas (38 minutos).
29
Tiempo de Ciclo de Conversión Peirce-Smith
Tiempo (h)
8,75
8,50
8,25
8,00
7,75
7,50
7,25
7,00
6,75
6,50
6,25
6,00
53 54 55 56 57 58 59 60 61 62 63 64 65 66 67 68 69 70
Ley de Cobre en la mata (%)
Figura 23: Tiempo efectivo soplado en función de la ley de cobre en mata.
La tendencia de los últimos 6 años de operación muestra que la ley de eje ha
ido en franco descenso, motivado principalmente por una menor ley de cobre
en el concentrado (Figura 24). Esto permite explicar en parte el incremento
del tiempo de los ciclos de conversión existente hoy en la Fundición
Chuquicamata (alrededor de 0,26 horas).
%Cu eje
63,0
62,8
62,5
62,1
62,0
61,8
61,7
61,4
61,5
61,4
61,0
60,7
60,5
60,0
59,5
2007
2008
2009
2010
2011
2012
Total
Figura 24: Ley de cobre en eje Horno Flash (periodo 2007 – 2012)
(Fuente: Información operacional Gerencia Fundición-Refinería)
Ley de cobre en el metal blanco producido en el Convertidor Teniente (%).
Al igual que la ley de cobre en eje, el contenido de cobre en el metal blanco
afecta el tiempo total de ciclo de conversión, cuya incidencia se refleja en la
30
etapa de soplado a cobre. A una menor ley de metal blanco, mayor es el
tiempo requerido y mayor es la cantidad de escoria que se producirá,
afectando además, la continuidad del proceso.
En la Figura 25 se muestra en efecto de la ley de metal blanco en el tiempo
efectivo de del proceso de conversión (este tiempo no incluye las pérdidas de
tiempo por efecto de interrupciones al proceso). Tal como se analizó con la
ley de eje, la variabilidad que presenta el contenido de cobre en el metal
blanco producido en el Convertidor Teniente influye en el desempeño
operacional de convertidores, ya que una baja dispersión se reflejará en un
proceso más controlado y por ende, con una mayor eficiencia y productividad.
Por el contrario, cuando la dispersión aumenta, se reflejará en una operación
más deficiente y prolongada.
El proceso de fusión en Convertidor Teniente de la Fundición Chuquicamata
actualmente se encuentra operando en un valor promedio de ley de cobre en
el metal blanco en torno a 74,1%Cu en un rango de ± 2,5% absolutos.
Tiempo de Ciclo de Conversión Peirce-Smith
Tiempo (h)
6,60
6,50
6,40
6,30
6,20
6,10
6,00
5,90
5,80
5,70
5,60
69
70
71
72
73
74
75
76
77
Ley de Cobre en metal blanco (%)
Figura 25: Efecto ley de Cu en metal blanco en el tiempo efectivo de soplado.
(Fuente: Modelación Conversión – Tesis MBA)
La tendencia de los últimos 6 años de operación muestra que la ley de metal
blanco ha ido en franco descenso, al igual que la ley de cobre en eje del
Horno Flash (Figura 26). Esto permite explicar también el incremento del ciclo
de conversión existente hoy en la Fundición Chuquicamata (0,5 horas).
31
%Cu MB
75,5
74,9
75,0
74,9
74,5
74,0
74,1
73,8
73,4
73,5
73,1
73,0
72,2
72,5
72,0
71,5
71,0
70,5
2007
2008
2009
2010
2011
2012
Total
Figura 26: Ley de metal blanco Conv. Teniente 2 (periodo 2007 – 2012)
(Fuente: Información operacional Gerencia Fundición-Refinería)
Ley de cobre en la carga fría (%Cu).
La calidad de la carga fría depende de su origen y del manejo que se realice,
tanto en la nave, como en el área de selección y harneado que posee la
Fundición. Esta influye en la conversión, por cuanto una baja calidad de estos
materiales, se generará un exceso de escoria incrementando las pérdidas
metalúrgicas y afectando su productividad. Adicionalmente, el reactor
quedará sucio, lo cual implicará realizar maniobras adicionales para realizar
limpiarlo mediante el uso de eje o mata de baja ley (< 60%Cu), lo cual
implicará, cambios en el punto de operación del horno flash, atrasos en la
configuración de los otros ciclos y como consecuencia de ello, una menor
fusión de concentrado. Por otro lado, una calidad buena de carga fría
favorece la operación del convertidor, por cuanto se genera una cantidad
adecuada de escoria (asociada al contenido de fierro), permite disminuir el
tiempo de soplado y en consecuencia, “adelantar” la carga del ciclo.
A pesar que esta no es una variable que pueda gestionar el operador de
convertidores, éste debe advertir anticipadamente los síntomas asociados a
una calidad pobre de la carga fría y dar aviso temprano para realizar las
correcciones que corresponda.
Para efectos del presente estudio, asumiremos que tanto la generación de
carga fría, así como el manejo y selección de la misma se encuentran bajo
control y dentro de un rango estándar y por lo tanto, las calidades y
cantidades son las adecuadas para el proceso.
Presión del aire de soplado (libra/pulg2, psi).
La presión del aire que se inyecta en el baño fundido está dada por la presión
de la red de aire comprimido de baja presión, habitualmente en 20 psi a la
entrada de las toberas. Si la presión disminuye, el efecto que produce en el
proceso es que no se logrará que el burbujeo de aire penetre lo suficiente al
32
interior del reactor y no logrará vencer la presión metalostática del baño,
impidiendo que ingrese el flujo de aire requerido.
Esta es una variable que el operador no puede gestionar. Sin embargo, es
responsabilidad de éste verificar en todo momento que ésta se encuentra
dentro del rango de operación normal (alrededor de 20 psi). Para efectos
prácticos de este estudio, se considerará que esta variable cuyo valor se
mantiene dentro de un rango que no influye significativamente en el proceso.
Presión del Oxígeno (libras/pulg2, psi).
La presión del oxígeno técnico que se inyecta junto al aire de soplado está
dada por la presión de la red de distribución, habitualmente en 50 psi, cuyo
suministro principal se obtiene de las tres plantas de oxígeno que dispone la
Fundición Chuquicamata para sus procesos. Si la presión disminuye, el efecto
que produce en el proceso es que no se alcanzará el flujo de oxígeno
requerido para el proceso, afectando negativamente el ciclo de conversión.
Al igual que la presión de aire de soplado, esta es una variable que el
operador no puede gestionar. Sin embargo, es su responsabilidad verificar
que en todo momento ésta se encuentra dentro del rango de operación
normal. Para efectos prácticos de este estudio, se considerará que esta
variable cuyo valor se mantiene dentro de un rango que no influye
significativamente en el proceso.
Movimiento al interior de la nave Fundición.
En la actualidad, el manejo de materiales en la nave se ha hecho cada vez
más difícil y complejo, siendo uno de los principales obstáculos para mejorar
la eficiencia y productividad de la conversión, limitando el nivel de producción
global de la Fundición. Este es un aspecto que no había sido estudiado en
profundidad, si no hasta el último par de años. El movimiento al interior de la
nave depende de la cantidad de material que se genera en los equipos de
fusión (y por ende, del nivel de fusión de y ley de cobre de la mezcla
alimentada) el cual define el resto de los flujos requeridos a manejar (escoria,
cobre blíster, carga fría, etc.).
Dentro de los principales factores que influyen en el manejo de la nave, se
encuentran los siguientes:
Parque de grúas-puente
En la actualidad, el parque de grúas presenta muchas dificultades
debido principalmente, a que corresponden a equipos antiguos cuya
disponibilidad y confiabilidad ha ido disminuyendo sustancialmente
en el último tiempo. Las recurrentes fallas obligan a realizar
mantenimiento fuera de programa, afectando negativamente el
manejo de la nave y provocando un “cuello de botella” que trae como
consecuencia una disminución en la eficacia de la conversión y por
ende, un menor nivel de fusión.
33
La definición del parque de grúas-puente ha sido validado a través de
una modelación dinámica paralela a este estudio que ha ratificado
que el movimiento de la nave se cumple manteniendo 4 grúas-puente
operativas.
Parque de ollas
Para mantener el movimiento de la nave, también se requiere de un
parque de ollas que permita atender los requerimientos de los equipos
de fusión (eje y metal blanco, principalmente), conversión y refinación
y moldeo (cobre blíster y escorias).
En el último tiempo, se ha sumado factores de seguridad a la
definición del parque de ollas, por tanto, para efectos del presente
estudio asumiremos que la reciente definición del parque de ollas no
será limitante para alcanzar los resultados esperados.
6.5. ANALISIS DE VARIABLES RESPECTO DE BENCHMARKING
El establecimiento de brechas está basado en un análisis de benchmarking,
tomando en consideración las mejores prácticas de la industria nacional e
internacional. Para tales efectos, se ha realizado un análisis de información
operacional contenida en los reportes de información proporcionado por Brook
Hunt® e información recopilada durante visitas a algunas plantas industriales tanto
nacionales como extranjeras.
Las variables y parámetros que se han sometido a evaluación de benchmark son las
siguientes:
Flujo total de aire de soplado (Nm3/min).
La información operacional correspondiente al flujo total de aire de soplado
promedio, tanto para la etapa de soplado a escoria como soplado a cobre, se
presenta en las Figuras 27 y 28. En estas se observa que existe un espacio
de mejora respecto de aquellas instalaciones que muestran un mejor
desempeño, el que se puede traducir en un aumento del flujo entre 50 a 100
Nm3/h, valores que representan una brecha de 7% a 14%.
Dado que la condición actual de las máquinas de punzado existentes puede
ser un obstáculo para lograr la meta propuesta, será fundamental que se
gestione en forma especial el cambio de estas máquinas por un modelo más
moderno que opere en forma automática. De acuerdo a la información
obtenida de proveedores de esta tecnología, al menos se puede lograr un
incremento de un 7% en el flujo promedio de soplado, por el hecho de contar
con un equipo automático. Ello implicará además, un esfuerzo en asegurar el
alineamiento de la línea de toberas necesario para lograr este objetivo.
34
35
Guixi - H. Flash
(Fuente: Brook Hunt®)
Figura 28: Flujo de aire (Nm3/h) - Etapa de soplado a cobre
940
775 780
750 750 750 750 750 765 770
San Manuel - H. Flash
Ilo - Isasmelt
Ronnskar - H. E./H.Flash
Norddeutsche - H. Flash
La Caridad - H. Flash
Toyo - H. Flash
940
San Manuel - H. Flash
Jinlong - H. Flash
Tamano - H. Flash
770
718 732 742 750 750
Ilo - Isasmelt
Guixi - H. Flash
Toyo - H. Flash
Ronnskar - H. E./H.Flash
Altonorte - Noranda
La Caridad - C. Teniente
Norddeutsche - H. Flash
700 700
Guixi - H. Flash
690 700 700
Mufulira - Isasmelt
840
Jinlong - H. Flash
667
Chuqui - H. Flash
Saganoseki - H. Flash
840
La Caridad - H. Flash
600 600 600 630
Tamano - H. Flash
740
Chuqui - H. F./CT
Pirdop - H. Flash
Yunnan (Kunming) - Isasmelt
Guixi - H. Flash
Huelva - H. Flash
Onahama - Mitsubishi
Jinchuan - H. Flash
Hurley - Inco
Hidalgo - H. Flash
Mufulira - Isasmelt
Hayden - Inco
Miami - Isasmelt
740
Daye - Noranda
Saganoseki - H. Flash
Harjavalta - H. Flash
640
Yunnan (Kunming) - Isasmelt
Pirdop - H. Flash
566 566 567 570
Huelva - H. Flash
Hidalgo - H. Flash
565
510 517 540
Horne - Noranda
640
Miami - Isasmelt
Hayden - Inco
Caletones - C. Teniente
416
Onahama - Mitsubishi
540
Hurley - Inco
350 360 367
Dias d'Avila - H. Flash
340
Dias d'Avila - H. Flash
540
Potrerillos - C. Teniente
440
Harjavalta - H. Flash
Kosaka - H. Flash
Flujo Aire Soplado a Escoria (Nm3/min)
440
Kosaka - H. Flash
Ventanas - C. Teniente
Flujo Aire Soplado a Cobre (Nm3/min)
Se sugiere implementar un plan de trabajo para establecer una curva de
aprendizaje que considere como meta intermedia elevar el flujo hasta 750
Nm3/h en promedio, para posteriormente llegar a un valor que se encuentre
en un rango entre 770 a 800 Nm3/h.
1040
935
800
510 510 510 520 550 558
481 495 500
560 600
360 367
416
340
240
140
40
Figura 27: Flujo de aire (Nm3/h) - Etapa de soplado a escoria
(Fuente: Brook Hunt®)
1040
935
800
450
240
140
40
Al incluir en el análisis el efecto del tamaño del reactor, se confirma que es
técnicamente factible que la Fundición Chuquicamata alcance un flujo de
soplado por sobre 750 Nm3/h, ya que instalaciones con reactores de tamaño
similar o menor logran un flujo promedio superior al que esta instalación tiene
(Figuras 29 y 30).
19,7
900
12,7
13,4
13,6
13,9
Tamano
11,5
700
13,4
12,2
11,2
Jinlong
10,7
Chuquicamata
800
Guixi
Flujo de aire soplado a escoria (Nm3/min)
1000
10,1
600
10,1
11,7
11,7
10,6
500
10,5
400
San Manuel
Ronnskar
Norddeutsche
Guixi
Jinchuan
Saganoseki
Toyo
La Caridad
Miami
Dias d'Avila
Pirdop
Huelva
300
Figura 29: Flujo de Aire de soplado – Tamaño reactor (longitud)
Etapa de soplado a escoria
(Fuente: Brook Hunt®)
1000
19,7
Flujo de aire soplado a cobre (Nm3/min)
900
800
10,7
11,0
11,2
12,2
12,7
700
10,1
600
13,4
13,6
13,9
13,4
11,5
10,1
10,1
10,6
11,7
10,7
500
10,5
400
San Manuel
Tamano
Jinlong
Ronnskar
Chuquicamata
Guixi
Norddeutsche
Guixi
Saganoseki
Toyo
Altonorte
La Caridad
Caletones
Miami
Dias d'Avila
Pirdop
Huelva
Hayden
300
Figura 30: Flujo de Aire de soplado – Tamaño reactor (longitud)
Etapa de soplado a cobre
(Fuente: Brook Hunt®)
Flujo de aire por tobera (Nm3/min/tobera)
El flujo de aire por tobera permite evaluar la si es factible inyectar un mayor
volumen de aire, sin modificar la cantidad de toberas que dispone cada
reactor. Los antecedentes recolectados de nuestra fuente de información
36
(Figuras 31 y 32), nos muestra que tanto en el soplado a escoria como en el
soplado a cobre, existen instalaciones que son más intensivas en esta
variable que Chuquicamata. Al respecto, el mejor desempeño que se
observa muestra que es posible alcanzar en ambas etapas de soplado
valores entre 15,0 a 15,6 Nm3/min/tobera.
Ahora bien, los Convertidores Peirce-Smith de Chuquicamata poseen un
diseño que les permite alcanzar un valor nominal de 850 Nm3/min y un valor
máximo de 1.000 Nm3/h. Los valores anteriores son equivalentes a 15,4
Nm3/min/tobera nominal y 18,1 Nm3/min/tobera máximo, lo cual confirma que
establecer una meta de 750 Nm3/min como primer escalón y posteriormente
770 a 800 Nm3/min es factible de lograr.
Flujo específico por tobera - soplado a escoria
(Nm3/min/tobera)
18,0
16,0
14,0
12,0
10,0
8,0
6,0
4,0
2,0
Ilo
Saganoseki
San Manuel
Toyo
Ronnskar
Chuquicamata
Norddeutsche
La Caridad
Jinlong
Tamano
Guixi
Hayden
Pirdop
Huelva
Hurley
Hidalgo
Guixi
Yunnan
(Kunming)
Onahama
Mufulira
Dias d'Avila
Miami
Jinchuan
0,0
Figura 31: Flujo específico aire soplado por tobera - Etapa soplado a escoria
(Fuente: Brook Hunt®)
Flujo específico por tobera - soplado a cobre
(Nm3/min/tobera)
26,0
24,0
22,0
20,0
18,0
16,0
14,0
12,0
10,0
8,0
6,0
4,0
Ilo
Daye
Altonorte
San Manuel
Mufulira
Saganoseki
Horne
Hayden
Toyo
Ronnskar
Jinlong
Guixi
Chuquicamata
Norddeutsche
La Caridad
Huelva
Ventanas
Hidalgo
Tamano
Caletones
Potrerillos
Pirdop
Miami
Guixi
Hurley
Onahama
Dias d'Avila
0,0
Yunnan …
2,0
Figura 32: Flujo específico aire soplado por tobera - Etapa soplado a cobre
(Fuente: Brook Hunt®)
37
Un aspecto a considerar con el aumento del flujo de aire de soplado, es el
incremento en la cantidad de material proyectado o “splashing” que se puede
generar durante el proceso de conversión. Este fenómeno depende
principalmente del volumen del reactor, del ángulo de soplado y de la
ubicación de la línea de toberas por debajo del baño. El valor máximo de flujo
de 1.000 Nm3/min que poseen por diseño estos reactores en Chuquicamata
considera fue calculado con un valor límite de 18,1 Nm3/min/tobera sin la
ocurrencia de este fenómeno.
Enriquecimiento del aire de soplado (%O2)
Tal como vimos en los capítulos anteriores, enriquecer el aire de soplado con
oxígeno técnico, tiene varios beneficios para el proceso de conversión. Esta
variable, es una de las más utilizadas para incrementar la eficiencia y
productividad de este proceso. En las Figuras 33 y 34, se puede observar
diversos niveles de enriquecimiento, siendo los valores más utilizados entre
23% a 25% en ambas etapas de soplado. Los valores máximos se
encuentran entre 27,5% a 30%, como son el caso de las fundiciones de
Harjavalta, Tamano y Saganoseki en la etapa de soplado a escoria y
Harjavalta y Paipote en la etapa de soplado a cobre.
El aumento en el enriquecimiento del flujo de soplado en ambas etapas, junto
con presentar beneficios respecto de la duración de ciclos y disminución del
caudal de gases a plantas de ácido, plantea cambios en las prácticas
operacionales, tales como: aumento en el consumo de carga fría y chatarra
de cobre, aumento de concentración de gases de salida, mayor atención en
el control de temperatura, entre otros.
Enriquecimiento flujo de aire - soplado a escoria
(% O2)
32,0
31,0
30,0
29,0
28,0
27,0
26,0
25,0
24,0
23,0
22,0
21,0
Saganoseki
Tamano
Harjavalta
Jinlong
Guixi
Ronnskar
Miami
Kosaka
Huelva
Norddeutsche
Hayden
Dias d'Avila
Hidalgo
La Caridad
Pirdop
San Manuel
Ilo
Onahama
Guixi
Hurley
Toyo
Chuquicamata
Mufulira
20,0
Figura 33: Enriquecimiento flujo de aire - Etapa soplado a escoria
(Fuente: Brook Hunt®)
38
Enriquecimiento flujo de aire - soplado a cobre
(% O 2)
29,0
28,0
27,0
26,0
25,0
24,0
23,0
22,0
21,0
Paipote
Toyo
Harjavalta
Miami
Ronnskar
Hayden
Norddeutsche
Hidalgo
Dias d'Avila
La Caridad
San Manuel
Guixi
Altonorte
Tamano
Ilo
Saganoseki
Daye
Jinlong
Caletones
Guixi
Chuquicamata
Huelva
Mufulira
Horne
Pirdop
Hurley
Onahama
Kosaka
Potrerillos
Ventanas
20,0
Figura 34: Enriquecimiento flujo de aire - Etapa soplado a cobre
(Fuente: Brook Hunt®)
Ley de cobre en eje o mata alimentado al proceso (%Cu)
Las mejores prácticas de la industria del cobre, han ido en búsqueda de un
incremento en la ley de eje, como una manera de acortar el tiempo efectivo
del ciclo de conversión. En esta variable, los mejores referentes son las
fundiciones de Días d’Avila (63%Cu) y Chagres (63,1%Cu) en Sudamérica,
Harjavalta (65%Cu) y Rönnskär (67%) en Europa, Onsan (68%Cu),
Saganoseki (63,4%Cu), Tamano (64,1%Cu) y Toyo (64%Cu) en CoreaJapón. Se incluye en el análisis a la Fundición de San Manuel (63%Cu), que
a pesar de encontrarse cerrada desde 1999, ha sido uno de los principales
referentes en operación de Horno Flash y conversión Peirce-Smith (Figura
35).
El valor meta que se debe considerar para la Fundición Chuquicamata para la
ley de cobre en eje es en torno a 65%Cu, el cual debe llevarse a cabo con un
incremento gradual desde el valor actual (60,7%), para asegurar la
adquisición de esta experiencia práctica operacional.
39
Ley de Cobre en Eje (%)
70,0
65,0
68,0
67,0
65,0
63,1
63,0
62,0
62,0
60,8
60,7
60,0
60,3 61,0
58,0
62,7
64,1 64,6
61,4
60,8
59,9
60,0
60,0
58,0
56,0
55,5
53,8
55,0
63,4 63,0
62,0
54,0
52,0
50,0
45,0
Toyo - H. Flash
Yunnan (Kunming) - Isasmelt
Tamano - H. Flash
San Manuel - H. Flash
Ronnskar - H. Flash
Saganoseki - H. Flash
Pirdop - H. Flash
Ronnskar - H. Eléctrico
Onsan - H. Flash
Onsan - Mitsubishi
Onahama - Mitsubishi
Norddeutsche - H. Flash
Miami - Isasmelt
Mufulira - Isasmelt
Kosaka - H. Flash
La Caridad - H. Flash
Jinlong - H. Flash
Ilo - Isasmelt
Jinchuan - H. Flash
Hurley - Inco
Huelva - H. Flash
Hayden - Inco
Hidalgo - H. Flash
Guixi - H. Flash
Harjavalta - H. Flash
Glogow l - Shaft
Chuqui - H. Flash
Dias d'Avila - H. Flash
Chagres - H. Flash
40,0
Figura 35: Ley de Cu en eje o mata (%)
(Fuente: Brook Hunt ®)
Ley de cobre en metal blanco alimentado al proceso (%Cu)
El análisis de la industria para la variable contenido de cobre en metal blanco
(Figura 36), muestra que el valor medio de Chuquicamata del último año se
encuentra por debajo del valor meta que se espera para una Fundición con
reactores tipo El Teniente. Aún cuando la disminución de la ley de cobre en
metal blanco haya sido influenciada por optimizar el tratamiento de
impurezas, con la incorporación de calcina de la División Ministro Hales, el
impacto será menor y por tanto, una mayor ley de cobre en el producto del
Convertidor Teniente debiese ser una buena medida operacional a favor de la
conversión (etapa de soplado a cobre). El valor meta a considerar para
Fundición Chuquicamata en el corto plazo es de 74-75%Cu, con una curva de
aprendizaje debiese ser no mayor a 1 año, más aún si se considera que se
proyecta alimentar calcina de la División MH de Codelco, cuyo contenido de
cobre (37-38%) favorece el incremento de ley de cobre en metal blanco.
40
76,0
75,0
Ley de Cobre en Metal Blanco (%)
74,4
74,0
74,0
72,9
72,2
74,0
72,1
72,0
71,0
69,8
70,0
68,0
66,0
64,0
Ventanas - C. Teniente
Potrerillos - C. Teniente
Paipote - C. Teniente
La Caridad - C. Teniente
Horne - Noranda
Daye - Noranda
Chuqui - C. Teniente
Caletones - C. Teniente
60,0
Altonorte - Noranda
62,0
Figura 36: Ley de Cu en Metal Blanco (%)
(Fuente: Brook Hunt ® y Recopilación de Información Operacional)
6.6. MODELO DE GESTION OPERACIONAL.
Tal como fue expuesto en los capítulos anteriores, existe una serie de variables
internas y externas que inciden en la capacidad y eficiencia productiva de los
Convertidores Peirce-Smith, los cuales a su vez son factores determinantes de los
resultados globales de la Fundición Chuquicamata.
La actual configuración operacional de esta Fundición basada en dos líneas de
fusión de diferente tecnología (Horno de Fusión Flash Outotec® y Convertidor
Teniente Codelco®), con productos de distinta composición y las particulares
condiciones de proceso e instalaciones, hacen necesaria la definición de un método
que permita asegurar la forma de homologar las prácticas de la industria nacional e
internacional e implementar aquellas tecnologías y modificaciones a las condiciones
de proceso que permitirán alcanzar una mejora sustancial en su desempeño
operacional y ambiental.
Se propone realizar la definición de un Modelo de Gestión Operacional que involucre
aspectos de proceso, de prácticas de operación, tecnológicos y gestión del recurso
humano para la Conversión Peirce-Smith. A través de la aplicación de este modelo,
se logrará realizar el cierre de brechas y optimizar esta área de negocio.
La información obtenida a partir del análisis de variables y de la recopilación de
información basada en benchmarking, ha permitido establecer brechas
operacionales y de proceso que poseen un alto potencial de obtener buenos
resultados en el corto y mediano plazo, ya sea gestionándolas directamente, como a
través de modificaciones a las instalaciones e implementación de tecnologías.
41
La definición del Modelo de Gestión Operacional abarca principalmente los
siguientes ámbitos de acción:
Variables de Proceso
Prácticas de operación y mantenimiento.
Mejoras Tecnológicas
Potenciamiento del recurso humano
La Figura 37 muestra un esquema representativo del Modelo de Gestión de
Operaciones
Prácticas de
Operación y
Mantenimiento
Variables de
Proceso
Modelo de Gestión
de Operaciones
Gestión del
Recurso Humano
Tecnología
Figura 37: Modelo de Gestión de Operaciones
a. Variables de Proceso.
Del análisis de variables internas y externas y del análisis de benchmarking, la
gestión de variables de proceso se limitará a aquellas que intervienen en forma
más significativa en los parámetros clave de conversión.
Determinación de los valores óptimos para las variables principales de
operación de CPS.
Flujo de aire de soplado (Nm3/min).
Establecer una meta intermedia de 750 Nm3/min en ambas etapas
de soplado (s/escoria y s/cobre) y como meta final lograr en
promedio 770 a 800 Nm3/min.
Enriquecimiento con oxígeno técnico del aire de soplado (%O2).
42
Aumentar el consumo de oxígeno técnico para obtener un 23-24%
en la etapa de soplado a escoria y 25-26 en la etapa de soplado a
cobre.
Tiempo efectivo de soplado (%).
Lograr una meta de 75-76% en el tiempo efectivo de soplado, es un
valor que es factible de lograr con disciplina operacional y medidas
de control adecuadas (supervisión).
Redefinición del punto de operación para los equipos de Fusión (Horno Flash
y Convertidor Teniente).
Ley de cobre en eje (% Cu). Incrementar la ley de cobre en el eje
producido por el Horno Flash desde 62% a 65%Cu.
Ley de cobre en metal blanco (% Cu). Incrementar la ley de cobre
en metal blanco producido por el Convertidor Teniente desde 72%
a 75%Cu.
b. Prácticas de operación y mantenimiento.
Lograr una mejora en la operación de Convertidores lleva asociado el cambio de
una serie de prácticas de operación y mantenimiento, que debe involucrar a toda
la organización.
A continuación se indican aquellas prácticas que a partir del análisis realizado y
de la información recopilada de otras Fundiciones deben implementarse o
mejorarse en las instalaciones de Chuquicamata:
Operación basada en Sistema de Espectroscopía Optica de Llama
(OPC®) de SEMTECH.
Se ha demostrado, tanto a nivel local como internacional, que el uso de
este sistema es la mejor forma de estandarizar la operación y controlar el
ciclo de conversión. Por lo tanto, se deberá realizar un re-entrenamiento
en el uso de este dispositivo, a objeto de sacarle el máximo provecho.
Alineamiento de la línea de toberas.
Este es un requisito para que el sistema de punzado opere en forma
óptima (sin interrupciones) y se logre mantener el flujo de aire de soplado
en el valor requerido. Esta responsabilidad recae en el área de
mantenimiento mecánico y refractario desarrollar un estándar para
asegurar que cada vez que se realice una reparación con demolición
completa del refractario del reactor, la reconstrucción deberá realizarse
asegurando que la línea de toberas se encuentre perfectamente alineada.
43
Estándar de operación y aplicación de controles a los parámetros claves
de operación.
El seguimiento y control de variables y parámetros debe estar asociado a
la definición de un estándar de operación para cada proceso operativo
involucrado en la eficiencia de la conversión. La definición del estándar de
operación recae en la responsabilidad de la Superintendencia de
Ingeniería de Procesos, área que es la encargada de definir el rango de
operación de cada variable, establecer los controles y llevar el
seguimiento en forma disciplinada y metódica.
Se deberá implementar controles estrictos para los parámetros claves
definidos tanto en la fusión (ley de cobre en eje y metal blanco), como en
la conversión (flujo de aire de soplado, enriquecimiento en oxígeno y
temperatura).
Manejo de materiales secundarios
Se debe asegurar que la carga fría y chatarra de cobre se encuentre
disponible en el lugar definido para alimentar los convertidores en el
momento que el balance de calor lo exija. Esto permitirá mantener bajo
control la temperatura del proceso, evitando eventos indeseados.
c. Mejoras Tecnológicas
Implementación de sistema de medición de temperatura en línea.
El uso de un sistema de medición en línea de temperatura del proceso es
fundamental para mantener bajo control el balance térmico de estos
reactores. Para tales efectos, se propone el uso de la tecnología de
pirómetro óptico por toberas, tal como se utiliza en la actualidad en varias
Fundiciones extranjeras como Atlantic Copper en Huelva, o bien,
completar la implementación en forma definitiva del uso del sistema de
medición PIROTEMPERA®, cuya prueba se ha realizado recientemente
en Fundición Chuquicamata.
Modernizar las instalaciones de punzado.
Reemplazar las actuales máquinas de punzado, de operación manual, por
máquinas modernas, de operación automática, contribuirá a asegurar el
aumento del flujo promedio de aire de soplado a los valores meta
definidos y asegurará una operación más controlada y eficiente. De
acuerdo a información de proveedores, por el solo hecho de contar con un
sistema de punzado automático, el flujo de aire de soplado se
incrementará al menos en un 7%, lo cual implicará pasar desde 700 a 750
Nm3/h.
44
Desarrollo de un diseño para alimentación de chatarra de cobre por
campana.
Se requiere el desarrollo de un diseño de un sistema mecanizado para
alimentar chatarra de cobre a través de la campana de gases, lo cual
permitirá optimizar aún más el consumo y mantener bajo un mejor control
el balance térmico del proceso.
Nuevo diseño de campana primaria y secundaria.
A raíz de las nuevas exigencias ambientales se realizará el cambio de
diseño de campanas primarias y secundarias en todos los convertidores
de la Fundición Chuquicamata. Este cambio de tecnología permitirá
también absorber la mayor demanda térmica por las modificaciones en las
variables de proceso: aumento del flujo de aire de soplado y el mayor nivel
de enriquecimiento.
Sistema de dosificación de materiales por campana.
Modificar el actual sistema de alimentación por campana para permitir
incorporar fundentes, carga fría y carbón. Esto permitirá mejorar la
continuidad operacional del proceso, aumentar el tiempo efectivo de
soplado y disminuir las emisiones fugitivas.
Manejo de materiales en nave.
Las grúas-puente corresponden a equipos antiguos que ya han cumplido
con creces su vida útil. Su reemplazo por unidades nuevas y modernas,
permitirá asegurar la continuidad operacional y el movimiento de
materiales al interior de la nave Fundición con un alto nivel de servicio,
minimizando el impacto negativo de las dificultades logísticas existentes
en la actualidad.
Unidad de conversión adicional.
La evaluación de la unidad adicional de conversión (5° CPS), implica
llevar a cabo un análisis asociado a un incremento sustancial del tiempo
efectivo de soplado (mayor al 75%) que se plantea lograr mediante las
modificaciones en las variables de proceso, y a consecuencia de ello,
incrementar la capacidad de fusión. Sin embargo, esta unidad puede
también permitir asegurar las condiciones de capacidad instalada para
lograr una cartera de 100% ánodos, sin requerir muchas variaciones en
las condiciones de proceso.
45
d. Potenciamiento del Recurso Humano
Plataforma virtual de entrenamiento y capacitación.
Tal como se ha realizado en otros procesos e instalaciones de Codelco y
de la minería en general, el uso de una plataforma de entrenamiento y
capacitación basada en un simulador virtual de procesos, es una
herramienta que ha demostrado ser lo suficientemente eficaz en la
preparación y certificación de operadores y mantenedores, con mejores
resultados en la adquisición de experiencia y destreza en el manejo de
variables, parámetros y situaciones de difícil solución. Como consecuencia
de la aplicación de este sistema se obtendrán mejores resultados y se
lograrán las metas productivas propuestas.
Rediseño de requerimientos de competencias y perfil de cargo.
Complementariamente, se deberá redefinir el perfil de cargo y se
establecerán las competencias necesarias para los operadores de
Conversión, tanto de terreno como de sala de control. Esto es una
condición básica para asegurar que las personas encargadas de llevar
adelante tengan la preparación requerida.
Los resultados esperados de la aplicación del Modelo de Gestión de
Operaciones de los Convertidores Peirce-Smith son los siguientes:
Parámetro
Unidad
Flujo de Aire Soplado
Enriquecimiento
Ley de cobre Eje
Ley de cobre MB
N° CPS soplando
Tiempo Total Disponible
Tiempo de ciclo
Tiempo total de soplado
Cantidad de ciclos máximo
Tiempo Efectivo Soplado
Nm3/min
%O2
%Cu
%Cu
Un
h
h
h
Un
%
Escenario
Referente
700
21,5
60,7
72,2
3
72
7,6
39,7
5,2
55
Escenario
Proyectado
750
24,0
65,0
74,0
2
48
6,0
36,4
6,1
76
Tabla N° 7: Parámetros Convertidores Peirce-Smith
46
Escenario
Proyectado
775-800
24,0
65,0
74,0
2
48
5,7
36,3
6,4
76
Parámetro
Fusión Total
Concentrado de Mina
Calcina
Concentrado de Escoria
Fusión de chatarra de cobre
Convertidores
Hornos 4-5
Producción
Cu Total Moldeado
Anodos Cu Nuevo
Eje/Metal Blanco
Acido Sulfúrico
Razón Acido/Concentrado
Recuperación metalúrgica
Fijación de azufre
Emisión de azufre
Dotación Total
Productividad
Unidad
kton/año
kton/año
kton/año
kton/año
Situacion Actual Situación Proyectada
1.500
1.500
1.453
985
0,0
470,0
48
46
kton/año
kton/año
35
87
122
0
ktf/año
ktf/año
ktf/año
kton/año
ton/ton
%
%
ton/año
kg SO2/ton Cu Nuevo
h-año
ton Cu Nuevo/h-año
tms Conc./h-año
553
431
30
1.278
0,85
97,7
88,5
53.468
231
918
502
1.634
609
487
0
1.178
0,79
97,7
89,7
32.462
133
918
531
1.634
Tabla 8: Principales parámetros claves de gestión de Fundición Chuquicamata bajo
situación actual y situación proyectada
7. CONCLUSIONES
Se ha definido un Modelo de Gestión de Operaciones para la Conversión PeirceSmith de la Fundición Chuquicamata el cual está basado en cuatro ámbitos:
variables de proceso, prácticas de operación y mantenimiento, mejoras tecnológicas
y potenciamiento del recurso humano. La aplicación del modelo permitirá
incrementar su capacidad y productividad, y a consecuencia de ello, se logrará una
cartera de producción de 100% ánodos, se disminuirá el gasto de operación y se
obtendrá una mejora en la sustentabilidad ambiental.
Las variables de proceso que más influyen en la capacidad y eficiencia productiva
son: flujo de aire de soplado, enriquecimiento del aire de soplado con oxígeno
técnico, ley de cobre en eje y ley de cobre en metal blanco. El análisis de cada una
de las brechas detectadas en las variables de proceso ha dado como resultado lo
siguiente:
El punto de operación de la fusión que permite optimizar el Proceso de
conversión corresponde a una ley de 65%Cu en eje y 75%Cu en metal
blanco. Con estas medidas operacionales, se logrará disminuir el tiempo
efectivo del ciclo de conversión en alrededor de 1,0 hora (60 minutos),
respecto de la situación actual (60,7%Cu en Eje y 72,2%Cu en Metal Blanco).
La menor ley de cobre en eje y metal blanco en la actualidad, se debe
principalmente a la menor ley de cobre en la alimentación a fusión. A futuro
esta situación se mitigará con el procesamiento de calcina de la División
47
Ministro Hales, cuyo alto contenido de cobre (37 a 38%Cu) permitirá
incrementar la ley ponderada de la fusión en alrededor de 2,2 puntos
absolutos.
El uso de oxígeno técnico para enriquecer el aire de soplado ha sido una de
las medidas más importantes adoptadas por la mayoría de las fundiciones,
tanto nacionales como extranjeras. En el caso de la Fundición Chuquicamata,
se recomienda el uso de un 23-24% de enriquecimiento en la etapa de
soplado a escoria y un 24-25% de enriquecimiento en la etapa de soplado a
cobre. El uso de oxígeno técnico en esos niveles, permitirá una reducción
adicional del tiempo de soplado en alrededor de 1,0 hora.
El mayor consumo de oxígeno técnico en CPS, se encuentra asegurado con
la actual capacidad de las plantas de oxígeno (1.160 tpd), sin afectar el
consumo de los equipos de fusión.
Se sugiere implementar un plan de trabajo para establecer una curva de
aprendizaje que considere elevar el flujo de aire de soplado desde 700 Nm3/h
hasta 750 Nm3/h en promedio en una primera fase, para posteriormente llegar
a un valor que se encuentre en un rango entre 770 a 800 Nm3/h. Con el
primer escalón se obtendrá una reducción del tiempo de soplado del ciclo en
alrededor de 0,5 horas y con el segundo, entre 0,7 a 0,9 horas, obteniéndose
una reducción total entre 1,2 a 1,4 horas.
Una serie de cambios en las prácticas de operación y mantenimiento deben
acompañar a la nueva condición de operación recomendada. Estos cambios de
prácticas principalmente están asociados a la implementación de estándares de
operación, utilización de sistemas de seguimiento y control de procesos (como el
sistema OPC®) y a mejoras en las terminaciones durante las reparaciones
generales de los convertidores.
Dentro de un Modelo de Gestión no pueden estar ausentes las mejoras
tecnológicas, ya que éstas contribuyen a través del diseño de ingeniería contar
con adecuadas instalaciones para lograr las metas y alcanzar los estándares
proyectados. La mayoría de las instalaciones existentes en el área de
Convertidores son antiguas y ya han cumplido su vida útil. A pesar de lo anterior,
aún siguen en funcionamiento. Se plantea la necesidad de llevar a cabo una
serie de modificaciones a las instalaciones y mejoras tecnológicas para sustentar
la continuidad operacional y asegurar los resultados que se obtendrán con la
aplicación del modelo en el largo plazo.
Consecuente con las modificaciones planteadas en las variables de proceso,
cambio de prácticas de operación y mantenimiento y mejoras tecnológicas, se
debe establecer un plan de potenciamiento de todo el personal del área de
conversión. Este plan de potenciamiento del recurso humano implica llevar a
cabo un sistema de entrenamiento y capacitación y la redefinición de perfiles de
cargo y competencias.
48
El principal beneficio que Codelco obtendrá al aplicar el modelo de gestión de
operaciones planteado corresponde nsiste en el aumento de capacidad de
procesamiento de eje y metal blanco en convertidores Peirce-Smith, lo cual
asegurará que la fusión de la totalidad de la calcina producida por la nueva
División Ministro Hales en la Fundición Chuquicamata, bajo el actual esquema de
operación con dos líneas de fusión, se transforme en ánodos.
En forma adicional, se obtienen otros beneficios tales, como:
Ahorros por disminución del gasto en procesamiento de chatarra de cobre;
Ahorro de gastos asociados a enfriamiento, manejo, transporte de
eje/metal blanco y descuentos/penalidades;
Mayor ingreso por aumento en la producción de ánodos (Cu nuevo como
cátodo); y finalmente,
Un aumento en la captura y fijación de contaminantes en alrededor de 1,2
puntos porcentuales.
8. REFERENCIAS BIBLIOGRAFICAS
8.1. “William Peirce and E.A. Cappelen Smith and their Amazing Copper Converting
Machine”
Larry M. Southwick
International Peirce-Smith Converting Centennial
John Wiley and Sons
San Francisco, California, USA,
February 15-19,2009
8.2. Informes de Gestión Operacional Area Convertidores Peirce-Smith
Fundición Chuquicamata
Codelco Chile – División Chuquicamata
2005 -2011
8.3. Smelter Costs Analysis
Brook Hunt®
2010
8.4. Manual de Capacitación por Competencias “Coordinar Movimientos de Líquidos
y/o Materiales en la Nave de la Fundición” - Unidad Conversión
CIMM Educación / Gestión Tecnológica
Gerencia Fundición
División Codelco Norte
2010
49
8.5. Manual de Capacitación por Competencias
“Controlar y Operar Conversión en CPS” - Unidad Conversión
CIMM Educación / Gestión Tecnológica
Gerencia Fundición
División Codelco Norte
2010
8.6. Balance de Masa y Energía Fundición Chuquicamata Caso Potenciado Base
Documento C01FP03-D-00-INF-F-001
Ingeniería de Detalles Proyecto “Plan de Descontaminación Fundición
Chuquicamata, II Etapa”.
Subgerencia de Proyectos
Codelco Chile - División Chuquicamata
2001
9. ANEXOS
50
ANEXO A: DIAGRAMAS DE PROCESOS
51
DIAGRAMA GENERAL FUNDICION CHUQUICAMATA
CASO
REFERENTE
CAPACIDAD
1.500 kts
Concentrado
2.239 tpd
31,7% Cu
32,0% S
80% Fracción
205 tpd
8,0% Cu
74 tpd CuCon Escoria
31,0% Cu
74 tpd CuCon Escoria
31,0% Cu
Recup. Cu
77,0%
Flotación
Escoria
2312 tpd
31,7% Cu
43 tpd Borra Lix.
21% Cu
10% S
80% Fracción
2.333 tpd
31,7% Cu
20% Fracción
655 tpd
2,50% Cu
Almacenamiento
Concentrado
2.260 tpd
31,7% Cu
32,0% S
265 tpd
10% Cu
43 tpd Borra Lix.
21% Cu
10% S
2,2
tmf Pérdidas por manejo
Almacenamiento
977 tpd cola
1,39% Cu
2,2
tmf Pérdidas por manejo
2348 tpd
31,5% Cu
Secador 4
2.369 tpd
31,6% Cu
Secador 5
Calcina DMH
0 tpd
37,0% Cu
22% S
Calcina DMH
0 tpd
37,0% Cu
22% S
94 tpd Polvos (1)
29,4% Cu
1.757 tpd Escoria Descarte
1,21% Cu
2.355 tpd
31,5% Cu
31,6% S
Horno Flash
1.118 tpd Eje
62,0% Cu
22,0% S
614 tpd Escoria
2,5% Cu
tpd Eje HF
Cu
tmf Cu/año
tmf pérdidas por manejo
50 tpd polvos CPS S/Cu (4)
15% Cu
179 tpd Escoria CPS s/Cu
25% Cu
1.917
72,3%
21,3%
Conversión
Peirce-Smith
s/cobre
1.461
98,5%
0,03%
1.324 tpd Escoria
10,0% Cu
tpd
Cu
S
Rendimiento Metalúrgico
97,66%
512 tpd
99,5% Cu
52
106 tpd Scrap
99,5% Cu
264 tpd
99,5% Cu
352 tpd
88 tpd Rechazo
5,0% Rechazo
1.674 tpd Anodos Cu Total Moldeado
1.306 tpd Anodos Cu Nuevo
99,5% Cu
Refinería
Electrolítica
370 tpd scrap
99,5% CU
1.818 tpd Cátodos
600 kta Cátodos
tpd
Cu
S
37 tpd Polvos CT2 (2)
12,0% Cu
tpd MB
Cu
S
779 tpd MB
72,0% Cu
21,7% S
tpd
Cu
S
Refinación
Anódica
1.763 tpd Anodos
99,5% Cu
119 tpd Escoria RyM
30% Cu
Anodos
Externos
1.059 tpd Escoria
10,0% Cu
172 tpd
70,0% Cu
20,0% S
256 tpd Escoria CPS s/eje
8,0% Cu
1.048 tpd Eje
62,0% Cu
22,0% S
Conversión
Peirce-Smith
966 tpd MB
s/eje
73,0% Cu
34 tpd Polvos CPS (3)
21,3% S
15% Cu
70
62,0%
14.322
43
Horno
Eléctrico
819 tpd Escoria
2,5% Cu
2.376
31,5%
31,6%
Convertidor
Teniente
849
72,0%
21,7%
Fusión de
Chatarra
70
72,0%
15.926
48
tpd MB CT2
Cu
tmf Cu/año
tmf pérdidas por manejo
DIAGRAMA GENERAL FUNDICION CHUQUICAMATA
CASO
PROYECTADO
CAPACIDAD
1.500 kts
Concentrado
1.242 tpd
31,7% Cu
32,0% S
80% Fracción
238 tpd
8,0% Cu
71 tpd CuCon Escoria
31,0% Cu
71 tpd CuCon Escoria
31,0% Cu
Recup. Cu
77,0%
Flotación
Escoria
1312 tpd
31,7% Cu
48 tpd Borra Lix.
19% Cu
10% S
80% Fracción
1.890 tpd
31,7% Cu
20% Fracción
559 tpd
2,50% Cu
Almacenamiento
Concentrado
1.820 tpd
31,7% Cu
32,0% S
238 tpd
10% Cu
894 tpd cola
1,46% Cu
1,3
tmf Pérdidas por manejo
1356 tpd
31,2% Cu
Secador 4
1.932 tpd
31,5% Cu
Secador 5
Calcina DMH
443 tpd
37,0% Cu
22% S
Calcina DMH
1.000 tpd
37,0% Cu
22% S
94 tpd Polvos (1)
26,9% Cu
1.551 tpd Escoria Descarte
1,26% Cu
2.360 tpd
33,7% Cu
27,3% S
Horno Flash
1.213 tpd Eje
62,0% Cu
22,0% S
461 tpd Escoria
2,5% Cu
Horno
Eléctrico
699 tpd Escoria
2,5% Cu
297 tpd Escoria CPS s/eje
8,0% Cu
1.213 tpd Eje
62,0% Cu
22,0% S
Conversión
Peirce-Smith
1123 tpd MB
s/eje
73,0% Cu
40 tpd Polvos CPS (3)
21,3% S
15% Cu
0 tpd Eje HF
62,0% Cu
0 tmf Cu/año
48 tpd Borra Lix.
19% Cu
10% S
1,8
tmf Pérdidas por manejo
Almacenamiento
65 tpd polvos CPS S/Cu (4)
15% Cu
234 tpd Escoria CPS s/Cu
25% Cu
2.182
72,4%
21,4%
Conversión
Peirce-Smith
s/cobre
2.002
98,5%
0,03%
tpd
Cu
S
tpd
Cu
S
Refinación
Anódica
1.942 tpd Anodos
99,5% Cu
131 tpd Escoria RyM
30% Cu
Rendimiento Metalúrgico
97,66%
Anodos
Externos
951 tpd Escoria
10,0% Cu
512 tpd
99,5% Cu
tpd
Cu
S
39 tpd Polvos CT2 (2)
12,0% Cu
tpd MB
Cu
S
900 tpd MB
72,0% Cu
21,7% S
97 tpd Rechazo
370 tpd Scrap
99,5% Cu
0 tpd
99,5% Cu
0 tpd
97 tpd Rechazo
5,0% Rechazo
1.845 tpd Anodos Cu Total Moldeado
1.477 tpd Anodos Cu Nuevo
99,5% Cu
Refinería
Electrolítica
370 tpd scrap
99,5% CU
1.818 tpd Cátodos
600 kta Cátodos
53
1.189 tpd Escoria
10,0% Cu
158 tpd
70,0% Cu
20,0% S
2.381
32,4%
29,7%
Convertidor
Teniente
900
72,0%
21,7%
Fusión de
Chatarra
0 tpd MB CT2
72,0% Cu
0 tmf Cu/año
ANEXO B: RESULTADOS GENERALES
54
BASE DE CALCULO MODELO SIMULACION CONVERSION
333
ton
PA Cu
63,54
PA As
74,9216
PA Sb
121,76
PA Ag
107,8682
PA Au
196,9665
PA Fe
55,847
Ley Cu (%)
55
56
57
58
59
60
61
62
63
64
65
66
67
68
69
70
71
72
73
74
75
76
77
78
%As
0,62
0,63
0,64
0,65
0,67
0,68
0,69
0,70
0,71
0,72
0,73
0,75
0,76
0,77
0,78
0,79
0,80
0,81
0,82
0,84
0,85
0,86
0,87
0,88
%Sb
0,035
0,036
0,037
0,037
0,038
0,039
0,039
0,040
0,041
0,041
0,042
0,043
0,043
0,044
0,045
0,045
0,046
0,046
0,047
0,048
0,048
0,049
0,050
0,050
%Ag
0,029
0,030
0,030
0,031
0,031
0,032
0,033
0,033
0,034
0,034
0,035
0,035
0,036
0,036
0,037
0,037
0,038
0,038
0,039
0,039
0,040
0,041
0,041
0,042
%Au
0,00018
0,00019
0,00019
0,00019
0,00020
0,00020
0,00020
0,00021
0,00021
0,00021
0,00022
0,00022
0,00022
0,00023
0,00023
0,00023
0,00024
0,00024
0,00024
0,00025
0,00025
0,00025
0,00026
0,00026
%Fe
19,08
18,27
17,46
16,65
15,84
15,03
14,23
13,42
12,61
11,80
10,99
10,18
9,38
8,57
7,76
6,95
6,14
5,33
4,53
3,72
2,91
2,10
1,29
0,48
Base
1 carga de 9 ollas de eje o mata
PM Cu2S
159,145
PM As2S 3
246,0382
PM Sb2S3
339,715
PM FeS
87,912
PA Ag
107,8682
PA Au
196,9665
Cu2S
229,36
233,53
237,70
241,87
246,04
250,21
254,38
258,55
262,72
266,89
271,06
275,24
279,41
283,58
287,75
291,92
296,09
300,26
304,43
308,60
312,77
316,94
321,11
325,28
As2S3
3,40
3,46
3,52
3,58
3,64
3,70
3,77
3,83
3,89
3,95
4,01
4,07
4,14
4,20
4,26
4,32
4,38
4,44
4,51
4,57
4,63
4,69
4,75
4,82
Sb2S3
0,16
0,17
0,17
0,17
0,18
0,18
0,18
0,19
0,19
0,19
0,19
0,20
0,20
0,20
0,21
0,21
0,21
0,22
0,22
0,22
0,22
0,23
0,23
0,23
FeS
99,98
95,74
91,51
87,27
83,03
78,80
74,56
70,32
66,08
61,85
57,61
53,37
49,14
44,90
40,66
36,43
32,19
27,95
23,72
19,48
15,24
11,01
6,77
2,53
Ag
0,10
0,10
0,10
0,10
0,10
0,11
0,11
0,11
0,11
0,11
0,12
0,12
0,12
0,12
0,12
0,12
0,13
0,13
0,13
0,13
0,13
0,13
0,14
0,14
Au
0,0006
0,0006
0,0006
0,0006
0,0007
0,0007
0,0007
0,0007
0,0007
0,0007
0,0007
0,0007
0,0007
0,0008
0,0008
0,0008
0,0008
0,0008
0,0008
0,0008
0,0008
0,0008
0,0009
0,0009
PA O
15,996
PA Si
28,086
Cu Fino
183,15
186,48
189,81
193,14
196,47
199,80
203,13
206,46
209,79
213,12
216,45
219,78
223,11
226,44
229,77
233,10
236,43
239,76
243,09
246,42
249,75
253,08
256,41
259,74
Escoria s/Fe
PM FeO
71,843
Masa Total
333,0
333,0
333,0
333,0
333,0
333,0
333,0
333,0
333,0
333,0
333,0
333,0
333,0
333,0
333,0
333,0
333,0
333,0
333,0
333,0
333,0
333,0
333,0
333,0
%FeS
30,0%
28,8%
27,5%
26,2%
24,9%
23,7%
22,4%
21,1%
19,8%
18,6%
17,3%
16,0%
14,8%
13,5%
12,2%
10,9%
9,7%
8,4%
7,1%
5,9%
4,6%
3,3%
2,0%
0,8%
Fino FeO
81,7
78,2
74,8
71,3
67,9
64,4
60,9
57,5
54,0
50,5
47,1
43,6
40,2
36,7
33,2
29,8
26,3
22,8
19,4
15,9
12,5
9,0
5,5
2,1
Fe fino
63,52
60,82
58,13
55,44
52,75
50,06
47,37
44,67
41,98
39,29
36,60
33,91
31,22
28,53
25,83
23,14
20,45
17,76
15,07
12,38
9,68
6,99
4,30
1,61
S fino
84,01
83,33
82,65
81,97
81,29
80,61
79,93
79,24
78,56
77,88
77,20
76,52
75,84
75,16
74,48
73,80
73,12
72,44
71,76
71,08
70,40
69,72
69,04
68,36
PM Fe3O4
231,525
X FeO a Fe3O4
40,0%
40,0%
40,0%
40,0%
40,0%
40,0%
40,0%
40,0%
40,0%
40,0%
40,0%
40,0%
40,0%
40,0%
40,0%
40,0%
40,0%
40,0%
40,0%
40,0%
40,0%
40,0%
40,0%
40,0%
Fino Fe3O4
35,11
33,62
32,13
30,64
29,16
27,67
26,18
24,69
23,21
21,72
20,23
18,74
17,25
15,77
14,28
12,79
11,30
9,82
8,33
6,84
5,35
3,87
2,38
0,89
As fino
2,06782
2,10542
2,14302
2,18061
2,21821
2,25581
2,29340
2,33100
2,36860
2,40619
2,44379
2,48139
2,51898
2,55658
2,59418
2,63177
2,66937
2,70697
2,74456
2,78216
2,81976
2,85735
2,89495
2,93255
PM FeO.SiO2
131,925
X FeO a FeO.SiO2
60,0%
60,0%
60,0%
60,0%
60,0%
60,0%
60,0%
60,0%
60,0%
60,0%
60,0%
60,0%
60,0%
60,0%
60,0%
60,0%
60,0%
60,0%
60,0%
60,0%
60,0%
60,0%
60,0%
60,0%
Fino FeO.SiO2
90,02
86,21
82,39
78,58
74,76
70,95
67,13
63,32
59,50
55,69
51,87
48,06
44,24
40,43
36,61
32,80
28,98
25,17
21,35
17,54
13,73
9,91
6,10
2,28
Sb fino
0,11816
0,12031
0,12246
0,12461
0,12675
0,12890
0,13105
0,13320
0,13535
0,13750
0,13965
0,14179
0,14394
0,14609
0,14824
0,15039
0,15254
0,15468
0,15683
0,15898
0,16113
0,16328
0,16543
0,16757
Ag fino
0,10
0,10
0,10
0,10
0,10
0,11
0,11
0,11
0,11
0,11
0,12
0,12
0,12
0,12
0,12
0,12
0,13
0,13
0,13
0,13
0,13
0,13
0,14
0,14
Au fino
0,0006
0,0006
0,0006
0,0006
0,0007
0,0007
0,0007
0,0007
0,0007
0,0007
0,0007
0,0007
0,0007
0,0008
0,0008
0,0008
0,0008
0,0008
0,0008
0,0008
0,0008
0,0008
0,0009
0,0009
Masa Total
333,0
333,0
333,0
333,0
333,0
333,0
333,0
333,0
333,0
333,0
333,0
333,0
333,0
333,0
333,0
333,0
332,9
332,9
332,9
332,9
332,9
332,9
332,9
332,9
PM Cu2S
159,145
X Cu2S a Escoria Cu2S atrapado Masa Escoria
6,12%
14,0
139,2
5,75%
13,4
133,3
5,40%
12,8
127,4
5,05%
12,2
121,4
4,70%
11,6
115,5
4,40%
11,0
109,6
4,10%
10,4
103,7
3,80%
9,8
97,8
3,55%
9,3
92,0
3,27%
8,7
86,1
2,97%
8,1
80,2
2,72%
7,5
74,3
2,47%
6,9
68,4
2,23%
6,3
62,5
1,98%
5,7
56,6
1,75%
5,1
50,7
1,520%
4,5
44,8
1,300%
3,9
38,9
1,100%
3,3
33,0
0,890%
2,7
27,1
0,680%
2,1
21,2
0,490%
1,6
15,3
0,295%
0,9
9,4
0,110%
0,4
3,5
%Fe
45,64%
45,65%
45,65%
45,66%
45,68%
45,66%
45,66%
45,66%
45,62%
45,62%
45,66%
45,65%
45,64%
45,63%
45,65%
45,65%
45,66%
45,67%
45,62%
45,62%
45,67%
45,62%
45,66%
45,61%
%Cu
8,05%
8,05%
8,05%
8,03%
8,00%
8,02%
8,03%
8,02%
8,09%
8,09%
8,02%
8,05%
8,06%
8,08%
8,04%
8,05%
8,02%
8,01%
8,10%
8,08%
8,01%
8,09%
8,03%
8,10%
%Fe3O4
25,23%
25,23%
25,23%
25,24%
25,25%
25,24%
25,24%
25,24%
25,21%
25,21%
25,24%
25,23%
25,23%
25,22%
25,23%
25,23%
25,24%
25,24%
25,21%
25,22%
25,24%
25,21%
25,24%
25,21%
Sensibilización Tiempo Soplado – Ley de Cobre en Eje – Enriquecimiento %O2 – Flujo de Aire Total de Soplado 700 Nm3/min
55
Soplado a Escoria
Aire de Soplado
Ley Cu (%)
55
56
57
58
59
60
61
62
63
64
65
66
67
68
69
70
71
72
73
74
75
76
77
78
Flujo de
Aire
3
Nm /h
695
695
695
695
695
695
695
695
695
695
695
695
695
695
695
695
695
695
695
695
695
695
695
695
Oxígeno
Técnico
3
Nm /h
5
5
5
5
5
5
5
5
5
5
5
5
5
5
5
5
5
5
5
5
5
5
5
5
Oxígeno
Estequiométrico
para FeS
Oxígeno Disponible
Tiempo s/Escoria
Oxígeno
Indicador de
eficiencia del Estequiométr
ico para
soplado
Soplado a cobre
Indicador de
Tiempo s/Cu
eficiencia del
soplado
Total ciclo
Flujo Total
Enriquecimiento
%O2
Nm 3/h
tph
ton
min
h
min/ton FeS
ton
min
h
min/ton Cu2S
min
h
700
700
700
700
700
700
700
700
700
700
700
700
700
700
700
700
700
700
700
700
700
700
700
700
21,52%
21,52%
21,52%
21,52%
21,52%
21,52%
21,52%
21,52%
21,52%
21,52%
21,52%
21,52%
21,52%
21,52%
21,52%
21,52%
21,52%
21,52%
21,52%
21,52%
21,52%
21,52%
21,52%
21,52%
151
151
151
151
151
151
151
151
151
151
151
151
151
151
151
151
151
151
151
151
151
151
151
151
0,2152
0,2152
0,2152
0,2152
0,2152
0,2152
0,2152
0,2152
0,2152
0,2152
0,2152
0,2152
0,2152
0,2152
0,2152
0,2152
0,2152
0,2152
0,2152
0,2152
0,2152
0,2152
0,2152
0,2152
60,02
57,47
54,93
52,39
49,84
47,30
44,76
42,21
39,67
37,13
34,58
32,04
29,50
26,95
24,41
21,87
19,32
16,78
14,24
11,69
9,15
6,61
4,06
1,52
279
267
255
243
232
220
208
196
184
173
161
149
137
125
113
102
90
78
66
54
43
31
19
7
4,6
4,5
4,3
4,1
3,9
3,7
3,5
3,3
3,1
2,9
2,7
2,5
2,3
2,1
1,9
1,7
1,5
1,3
1,1
0,9
0,7
0,5
0,3
0,1
2,79
2,79
2,79
2,79
2,79
2,79
2,79
2,79
2,79
2,79
2,79
2,79
2,79
2,79
2,79
2,79
2,79
2,79
2,79
2,79
2,79
2,79
2,79
2,79
48,55
49,43
50,31
51,19
52,08
52,96
53,84
54,72
55,61
56,49
57,37
58,26
59,14
60,02
60,90
61,79
62,67
63,55
64,43
65,32
66,20
67,08
67,96
68,85
226
230
234
238
242
246
250
254
258
262
267
271
275
279
283
287
291
295
299
303
308
312
316
320
3,8
3,8
3,9
4,0
4,0
4,1
4,2
4,2
4,3
4,4
4,4
4,5
4,6
4,6
4,7
4,8
4,9
4,9
5,0
5,1
5,1
5,2
5,3
5,3
0,98
0,98
0,98
0,98
0,98
0,98
0,98
0,98
0,98
0,98
0,98
0,98
0,98
0,98
0,98
0,98
0,98
0,98
0,98
0,98
0,98
0,98
0,98
0,98
504
497
489
481
474
466
458
450
443
435
427
420
412
404
396
389
381
373
366
358
350
342
335
327
8,4
8,3
8,2
8,0
7,9
7,8
7,6
7,5
7,4
7,2
7,1
7,0
6,9
6,7
6,6
6,5
6,3
6,2
6,1
6,0
5,8
5,7
5,6
5,4
Sensibilización Tiempo Soplado – Ley de Cobre en Eje – Enriquecimiento %O2 – Flujo de Aire Total de Soplado 700 Nm3/min
56