ELABORACIÓN DE BALANCE DE MASA Y ENERGÍA DEL SISTEMA …

UNIVERSIDAD TÉCNICA FEDERICO SANTA MARÍA DEPARTAMENTO DE INGENIERÍA QUÍMICA Y AMBIENTAL

VALPARAÍSO – CHILE

“ELABORACIÓN DE BALANCE DE MASA Y ENERGÍA DEL

SISTEMA DE MANEJO DE GASES PARA LA

CONSTRUCCIÓN DE UN MODELO PREDICTIVO QUE

PERMITA MEJORAR LA CAPTURA DE AZUFRE Y

ARSÉNICO EN LA PLANTA DE FUNDICIÓN CALETONES,

CODELCO DIVISIÓN EL TENIENTE”

CATALINA DEL CARMEN CONTRERAS DURÁN

MEMORIA DE TITULACIÓN PARA OPTAR AL TÍTULO DE

INGENIERO CIVIL QUÍMICO

Profesor Guía

PATRICIO NUÑEZ MUÑOZ

Ingeniero Correferente

RAIMUNDO RIVEROS RUBINA

VALPARAÍSO, ENERO 2019

3

Título de Memoria

ELABORACIÓN DE BALANCE DE MASA Y ENERGÍA DEL SISTEMA

DE MANEJO DE GASES PARA LA CONSTRUCCIÓN DE UN MODELO

PREDICTIVO QUE PERMITA MEJORAR LA CAPTURA DE AZUFRE Y

ARSÉNICO EN LA PLANTA DE FUNDICIÓN CALETONES, CODELCO

DIVISIÓN EL TENIENTE

Autor

CATALINA DEL CARMEN CONTRERAS DURÁN

Trabajo de memoria, presentado en cumplimiento parcial de los requisitos para el

título de Ingeniero Civil Químico de la Universidad Técnica Federico Santa María.

Patricio Núñez Muñoz ________________________________

Raimundo Riveros Rubina ___________________________________

Valparaíso, Enero 2019

4

Dedicatoria

“Dedicado a mi madre Angélica que me enseñó a luchar día a día por hacer mis sueños realidad y

por demostrarme con hechos que la perseverancia es la principal clave el éxito y el amor la clave de

la felicidad; a mi padre Jorge que me inculcó desde pequeña que el saber no ocupa lugar, que con

humildad se consiguen los objetivos y que “afuera” tengo un mundo entero por conocer; y a mi

hermano Sebastián que me incentivó a volar y que ha sido el pilar fundamental de mi vida y mi

ejemplo a seguir… Mi familia, que con cada consejo me ha guiado a ser cada día una mejor

persona.”

5

Agradecimientos

Quiero partir agradeciéndole a mis padres y hermano el apoyo que me brindaron

durante todos mis años de estudio y en cada idea que tuve en el camino.

Agradezco a mis amigos de la U… Joshua, Cami, Coté, por hacer de este duro

trayecto un camino mas fácil y agradable, y a los que se sumaron en el camino

Percy y Nato que junto a Joshua que fueron por un semestre mi familia postiza.

Gracias a mis amigos de San Fernando que siempre creyeron en mí y estuvieron

ahí para apoyarme cada vez que los necesité; Chalo, Joxi, Frois, Felipe, Nacho,

Carlos.

Agradezco a mi profesor guía Patricio Núñez y a mi correferente Raimundo Riveros

que me dieron la oportunidad de vivir una de las mejores experiencias de mi vida,

ser memorista de la Fundición Caletones.

Agradezco a los viejitos que conocí en la Fundición, Don Luis, Don Julio, Don

Ricardo, Manolito, Don Víctor, Don Lalo y la Sra María… me llevo en la mente cada

uno de sus consejos y su preocupación y cariño guardados en el corazón. Gracias

a Claudia que me recibió con los brazos abiertos, a Paula que me escuchó cientos

de veces, a Sole que tuvo la paciencia de explicarme una y otra vez lo que no

entendía, Piero por su buena onda y Pancho por sus conocimientos. En general

gracias a todo el equipo que compone la Fundición, hicieron que mi estadía fuera

una muy grata experiencia.

Finalmente, quiero agradecer con mucho cariño a mi monono Eduardo, que ha

contribuido en todos mis logros, me ha apoyado en todas mis decepciones y ha sido

el mejor partner de la vida.

6

Resumen Ejecutivo

El cobre en Chile aporta en promedio un 10% al PIB nacional, mientras que en

regiones mineras, el aporte ha alcanzado un 63% en promedio al PIB regional, por

lo que se considera un elemento realmente importante para la economía nacional,

en donde las empresas mineras deben poner su máximo esfuerzo para asegurar su

continuidad operacional a pesar de las nuevas normas que entren en vigencia.

En el presente trabajo de título se elabora un modelo de la Fundición de Caletones

– Codelco División El Teniente, con el objetivo de estimar la captura de azufre y

arsénico de la planta en diferentes condiciones de operación.

El modelo se elaboró en Excel con el objetivo de desarrollar una herramienta de

fácil comprensión y utilización para cualquier usuario de la fundición. Incluye todos

los procesos relacionados a la conversión del mineral y el tratamiento de gases de

la planta en un archivo único, lo que permite estimar la respuesta de todas las

variables relacionadas al proceso de manera instantánea sin la necesidad de buscar

estas variables en distintos archivos. Además, debido a que el modelo está

desarrollado en una herramienta de fácil adquisición es posible utilizarlo en

cualquier computador sin la obligación de instalar un programa específico.

El modelo, de carácter estimativo y dinámico, se elaboró bajo las condiciones

operacionales de la planta hasta el 12 de Diciembre del 2018 (modelo inicial), es

decir, con los Hornos de Limpieza de Escorias en operación. Luego de varias de

etapas de ajuste y validación del modelo inicial (en donde se utilizaron datos

operacionales de la herramienta “PI-System”, datos manuales y datos estimados),

se construye el “Modelo Fundición Caletones PTE” estimativo y dinámico, en donde

se eliminan los Hornos de Limpieza de Escorias entrando en operación la Planta de

Tratamiento de Escorias y la Torre de Tratamiento de Gases de Cola, considerando

las mismas suposiciones y condiciones operacionales del modelo inicial.

De esta manera, el “Modelo Fundición Caletones PTE” estima que para un flujo de

concentrado fundido igual a 4.100 toneladas por día con una concentración de

azufre y arsénico igual a 32,2% y 0,15% respectivamente, las condiciones

operacionales para cumplir con la norma debiesen ser: 252 [min] de soplado CPS,

100 % flujo de gases CT1 a PLG2, 100% flujo de gases CT2 a PLG1, 17% flujo de

gases CPS a PLG1, 83% flujo de gases CPS a PLG2, 99,5% de conversión en la

zona de conversión y 99% de absorción en la zona de absorción. Bajo las

condiciones anteriormente mencionadas el modelo estima que la captura de azufre

es del 95,1% mientras que la captura de arsénico es 95,6%.

Finalmente, el modelo estima que las variables que influyen en la captura tanto de

azufre como de arsénico son: flujo y composición del concentrado, distribución del

arsénico, tiempo de soplado CPS, dilución en campana, temperatura salida Sonic y

fracción de gases a cada PLG.

7

Glosario

CT: Convertidor Teniente

CPS: Convertidor Peirce Smith

HA: Horno Anódico

HLE: Horno de Limpieza de Escorias

MAGA: Manejo de Gases

PLG: Planta de Limpieza de Gases

PTE: Planta de Tratamiento de Escorias

ETP: Planta de Tratamiento de Efluentes

PP.EE: Precipitador Electrostático

PRECA: Unidad de Preparación de Cargas

FUCO: Unidad de Fusión Conversión

REMO: Unidad de Refinación y Moldeo

LIGA: Unidad de Limpieza de Gases

CuFeS2: Calcopirita

FeS2: Pirita

Cu2S: Calcosina

Fe3O4: Magnetita

FeO*SiO2: Fayalita

Cu12As4S13: Tenantita

Cu0: Cobre Metálico

SiO2: Fundente

M.B: Metal Blanco

MM: Millón

TMF: Tonelada Métrica Fina

Input: Entrada

Output: Salida

MMA: Ministerio del Medio Ambiente

8

Índice

Título de Memoria .............................................................................................................................. 3

Autor ................................................................................................................................................... 3

Dedicatoria.......................................................................................................................................... 4

Agradecimientos ................................................................................................................................. 5

Resumen Ejecutivo ............................................................................................................................. 6

Glosario ............................................................................................................................................... 7

Índice ................................................................................................................................................... 8

Índice de Figuras ................................................................................................................................. 9

Índice de Tablas ................................................................................................................................ 11

1. Introducción. ............................................................................................................................. 12

2. Objetivos. .................................................................................................................................. 13

2.1 Objetivos Generales. ......................................................................................................... 13

2.2 Objetivos Específicos. ........................................................................................................ 13

3. Antecedentes. ........................................................................................................................... 14

3.1 Antecedentes Generales. .................................................................................................. 14

3.2 Antecedentes de la División El Teniente. .......................................................................... 15

3.3 Descripción general del proceso. ...................................................................................... 16

3.4 Descripción del proceso de fundición. .............................................................................. 20

3.4.1 Unidad de Recepción y Preparación de Cargas (PRECA). .............................................. 20

3.4.2 Unidad de Fusión y Conversión (FUCO). ....................................................................... 21

3.4.3 Unidad de Refinación y Moldeo (REMO). ..................................................................... 24

3.4.4 Unidad de Limpieza de Gases (LIGA). ............................................................................ 27

Manejo de Gases (MAGA). ........................................................................................................ 27

Planta de Limpieza de Gases (PLG). .......................................................................................... 31

Planta de Tratamiento de Efluentes (ETP). ............................................................................... 41

3.4.5 Planta de Tratamiento de Escorias (PTE). ..................................................................... 44

4. Azufre y arsénico en el proceso de fundición. ......................................................................... 49

4.1 Fijación de azufre en el proceso. ....................................................................................... 49

4.2 Fijación de arsénico en el proceso. ................................................................................... 50

4.3 Aspectos fenomenológicos relacionados al proceso. ....................................................... 51

5. Desarrollo del modelo. ............................................................................................................. 53

5.1 Metodología para el desarrollo. ........................................................................................ 53

5.2 Límite de batería del modelo. ........................................................................................... 53

5.3 Consideraciones del modelo. ............................................................................................ 54

5.4 Balance de masa y energía. ............................................................................................... 54

5.4.1 Proceso conversión del mineral. ............................................................................... 54

5.4.2 Planta de tratamiento de escorias. ........................................................................... 71

5.4.3 Manejo de gases fundición. ...................................................................................... 73

5.4.4 Producción de ácido sulfúrico. .................................................................................. 84

5.4.5 Balance de materia tratamiento efluente. ................................................................ 86

5.5 PFD del modelo. ................................................................................................................ 88

9

5.6 Construcción del modelo. ................................................................................................. 89

5.7 Autovalidación del modelo ............................................................................................... 99

6. Resultados. ............................................................................................................................. 100

6.1 Validación del modelo. .................................................................................................... 101

6.2 Sensibilización del modelo .............................................................................................. 104

6.3 Aplicaciones del modelo ................................................................................................. 113

7. Conclusiones. .......................................................................................................................... 115

8. Recomendaciones. .................................................................................................................. 116

Anexos............................................................................................................................................. 117

Anexo A: Entalpía estándar de formación................................................................................... 117

Anexo B: Capacidad Calorífica. .................................................................................................... 118

Anexo C: Dimensiones Convertidor Teniente. ............................................................................ 119

Anexo D: Constante de transferencia de calor. .......................................................................... 119

Anexo E: Cálculo pérdidas de calor Convertidor Teniente. ......................................................... 119

Anexo F: Dimensiones Convertidor Peirce Smith. ....................................................................... 120

Anexo G: Constante de transferencia de calor. .......................................................................... 120

Anexo H: Cálculo pérdidas de calor Convertidor Peirce Smith. .................................................. 120

Anexo I: Cálculo transferencia de calor en Campana CT............................................................. 121

Anexo J: Transferencia de calor por pérdidas de calor en campana: ......................................... 121

Anexo K: Simulación del modelo. ................................................................................................ 122

Anexo L: Metodología de uso del modelo. ................................................................................. 131

Bibliografía. ..................................................................................................................................... 153

Índice de Figuras

Figura 1: Diagrama de Flujo de minerales. ........................................................................................ 17

Figura 2: Concentradora Colón. ........................................................................................................ 18

Figura 3: Diagrama de proceso de Fundición Caletones. .................................................................. 19

Figura 4: Proceso de Secado de Concentrado. .................................................................................. 21

Figura 5: Esquema Convertidor Teniente. ......................................................................................... 22

Figura 6: Diagrama esquema CPS. ..................................................................................................... 23

Figura 7: Horno de Limpieza de Escorias........................................................................................... 23

Figura 8: Distribución de Equipos lado Sewell. ................................................................................. 25

Figura 9: Distribución de equipos lado Rancagua. ............................................................................ 26

Figura 10: Diagrama General Manejo de Gases. ............................................................................... 30

Figura 11: Diagrama General PLG. .................................................................................................... 31

Figura 12: Acondicionamiento de Gases. .......................................................................................... 33

Figura 13: Torre de Conversión PLG N°1. .......................................................................................... 34

Figura 14: Enfriamiento de Gases Tren 1 PLG N° 2. .......................................................................... 36

Figura 15: Lavado de Gases Tren 1 PLG N° 2. .................................................................................... 36

Figura 16: Precipitadores Electroestáticos. ....................................................................................... 37

Figura 17: Desgasificador PLG N° 2. .................................................................................................. 37

Figura 18: Convertidor PLG N° 2........................................................................................................ 38

Figura 19: Torre de Conversión PLG N° 2. ......................................................................................... 38

Figura 20: Vista General PLG1. .......................................................................................................... 39

Figura 21: Vista General PLG 2. ......................................................................................................... 40

Figura 22: Diagrama General Tratamiento de Efluentes................................................................... 41

Figura 23: PH vs [As] en función de la relación Fe/As. ...................................................................... 43

Figura 24: Chancado y Acopio de escoria.......................................................................................... 45

10

Figura 25: Diagrama de Flujo de Molienda. ...................................................................................... 45

Figura 26: Diagrama de Flujo Flotación PTE. ..................................................................................... 46

Figura 27: Diagrama de flujo sistema de espesamiento. .................................................................. 47

Figura 28: Diagrama de flujo espesaje de relaves. ............................................................................ 48

Figura 29: Trayectoria del azufre en el proceso de fundición. .......................................................... 50

Figura 30: Trayectoria del arsénico en el proceso fundición. ........................................................... 51

Figura 31: Perfil de temperatura vs % conversión de SO2 a SO3 ...................................................... 52

Figura 32: Distribución de arsénico en Fundición Caletones. ........................................................... 52

Figura 33: Límite de batería Modelo Fundición. ............................................................................... 53

Figura 34: Corrientes Convertidor Teniente. .................................................................................... 55

Figura 35: Balance de energía reacciones Convertidor Teniente. .................................................... 57

Figura 36: Temperatura productos reacción..................................................................................... 58

Figura 37: Corrientes Convertidor Peirce Smith. .............................................................................. 62

Figura 38: Evolución de las etapas de soplado CPS. .......................................................................... 62

Figura 39: Diagrama de equilibrio Cu-S. ............................................................................................ 63

Figura 40: Balance de energía reacciones CPS. ................................................................................. 64

Figura 41: Acondicionamiento metal blanco para reacción de oxidación. ....................................... 64

Figura 42: Temperatura productos CPS. ........................................................................................... 65

Figura 43: Etapas Refinación Anódica. .............................................................................................. 67

Figura 44: Diagrama de flujo Horno Anódico. ................................................................................... 68

Figura 45: Diagrama de flujo Horno de Limpieza de Escorias. .......................................................... 70

Figura 46: Diagrama Planta de Tratamiento de Escorias. ................................................................. 71

Figura 47: Balance de calor Concentrado de Escoria. ....................................................................... 72

Figura 48: Campana CT. ..................................................................................................................... 74

Figura 49: Sistema Sonic CT. .............................................................................................................. 76

Figura 50: Diagrama PP.EE JOY.......................................................................................................... 77

Figura 51: Campana CPS. ................................................................................................................... 79

Figura 52: Sistema Radiativo CPS. ..................................................................................................... 80

Figura 53: MAGA CPS 4. .................................................................................................................... 82

Figura 54: Precipitadores Electrostáticos MILJO. .............................................................................. 83

Figura 55: PFD Modelo Fundición. .................................................................................................... 88

Figura 56: Construcción CT ................................................................................................................ 90

Figura 57: Construcción CPS .............................................................................................................. 91

Figura 58: Construcción HA ............................................................................................................... 92

Figura 59: Construcción HLE .............................................................................................................. 93

Figura 60: Construcción PTE .............................................................................................................. 93

Figura 61: Construcción MAGA CT .................................................................................................... 94

Figura 62: Construcción MAGA CPS .................................................................................................. 95

Figura 63: Gases a PLG. ..................................................................................................................... 95

Figura 64: Construcción PLG ............................................................................................................. 97

Figura 65: Construcción PTE .............................................................................................................. 98

Figura 66: Resultados Carga Fría CT vs Concentrado Fundido. ....................................................... 104

Figura 67: Carga Fría CT vs Temperatura CT. .................................................................................. 104

Figura 68: Gas boca CT vs Concentrado Fundido. ........................................................................... 105

Figura 69: Gas a PLG vs Concentrado Fundido. ............................................................................... 105

Figura 70: Captura azufre y arsénico vs Concentrado Fundido. ..................................................... 106

Figura 71: Captura azufre vs Eficiencia de Captura. ........................................................................ 107

Figura 72: Captura Arsénico vs Eficiencia Captura. ......................................................................... 107

Figura 73: Emisión Chimenea vs Concentrado Fundido. ................................................................. 108

Figura 74: Captura de azufre vs Concentrado Fundido. .................................................................. 108

Figura 75: Fijación azufre en ácido vs Concentrado Fundido.......................................................... 109

Figura 76: Fijación azufre en sólidos vs concentrado fundido. ....................................................... 109

Figura 77: Captura de arsénico vs Concentrado Fundido. .............................................................. 109

Figura 78: Fijación en RESPEL vs Concentrado Fundido. ................................................................. 110

Figura 79: Fijación en sólidos vs Concentrado Fundido. ................................................................. 110

Figura 80: Captura de arsénico vs Distribución de arsénico. .......................................................... 111

11

Figura 81: Flujo de agua Sonic vs Temperatura salida Sonic. .......................................................... 111

Figura 82: Temperatura gas salida campana vs dilución. ............................................................... 112

Figura 83: Captura de azufre vs horas de soplado CPS. .................................................................. 112

Figura 84: Aire y Oxígeno CT1. Real – Modelo. ............................................................................... 122

Figura 85: Aire y Oxigeno CT2. Real – Modelo. ............................................................................... 122

Figura 86: Carga Fría CT1. Real – Modelo. ...................................................................................... 123

Figura 87: Carga Fría CT2. Real – Modelo. ...................................................................................... 123

Figura 88: Metal blanco CT. Real – Modelo. ................................................................................... 124

Figura 89: Carga Fría CT. Real – Modelo. ........................................................................................ 124

Figura 90: Flujo de aire CPS. Real – Modelo. ................................................................................... 125

Figura 91: Hora soplado CPS. Real – Modelo. ................................................................................. 125

Figura 92: Producción cobre blíster. Real – Modelo. ...................................................................... 126

Figura 93: Cobre Moldeado. Real – Modelo. .................................................................................. 126

Figura 94: Escoria Botadero. Real – Modelo. .................................................................................. 127

Figura 95: Temperatura Campana CT1. Real – Modelo. ................................................................. 127

Figura 96: Temperatura campana CT2. Real – Modelo. .................................................................. 127

Figura 97: Flujo de agua Sonic CT1. Real – Modelo. ....................................................................... 128

Figura 98: Flujo de agua Sonic CT2. Real – Modelo. ....................................................................... 128

Figura 99: Flujo de gas a PLG. Real – Modelo. ................................................................................ 128

Figura 100: Concentración de SO2 PLG1. Real – Modelo. .............................................................. 129

Figura 101: Concentración SO2 PLG2. Real – Modelo. ................................................................... 129

Figura 102: Producción de ácido plantas. Real – Modelo. .............................................................. 129

Figura 103: Captura de azufre. Real – Modelo. ............................................................................... 130

Figura 104: Residuo arsenical. Real – Modelo. ............................................................................... 130

Índice de Tablas

Tabla 1: Especificaciones Cobre Anódico .......................................................................................... 67

Tabla 2: Calidad química escoria CT .................................................................................................. 69

Tabla 3: Composición gases en boca CT ............................................................................................ 73

Tabla 4: Composición química del aire atmosférico ......................................................................... 73

Tabla 5: Composición gases en boca CT ............................................................................................ 78

Tabla 6: Composición gases PLG1 y PLG2 ......................................................................................... 84

Tabla 7: Composición Efluente .......................................................................................................... 86

Tabla 8: Validación Modelo Caso 1 ................................................................................................. 101

Tabla 9: Validación Modelo Caso 2 ................................................................................................. 102

Tabla 10: Validación Modelo Caso 3 ............................................................................................... 103

Tabla 11: Condiciones Modelo PTE para cumplir con la norma...................................................... 113

Tabla 12: Concentrado Máximo para cumplir con la norma .......................................................... 113

Tabla 13: Composición de azufre máxima para cumplir la norma .................................................. 113

Tabla 14: Composición de arsénico para cumplir con la norma ..................................................... 114

Tabla 15: Composición de Arsénico en el efluente con respecto al % de As en alimentación ....... 114

12

1. Introducción.

El cobre, junto con el aluminio y el hierro, es uno de los metales más utilizados en

el mundo debido a su gran capacidad de conducir electricidad lo que permite su

utilización en la fabricación de piezas electrónicas y eléctricas y, además, en la

producción de cables. Se puede obtener a partir de minerales oxidados y sulfurados.

Chile es el mayor productor de cobre en el mundo, siendo este metal su principal

producto de exportación. En el 2017, la producción de cobre alcanzó a 5,56 MM

TMF que equivalen al 27,9% de la producción mundial y de las cuales el 25,5 %

representa la producción de cobre de fundición (Sernageomin, 2018). Las

exportaciones de cobre representaron un 49,6% de la industria Chilena, que

equivale 33.852 MM US$ (COCHILCO, 2018).

Las fundiciones de cobre son fuentes emisoras de azufre y arsénico, tanto de forma

fugitiva como a través de chimeneas, lo que conlleva un riesgo importante para la

salud de las personas y del medioambiente. En este contexto, el Ministerio del

Medio Ambiente elaboró una nueva norma de emisiones, en donde se establecen

los límites máximos de emisión de azufre y arsénico que deberán acatar las

fundiciones de cobre, y que además deberán cumplir con una captura y fijación de

azufre y arsénico igual o superior al 95% (Ministerio del Medio Ambiente, 2018).

Debido a la publicación de esta norma es que la Fundición Caletones se ve en la

obligación de eliminar sus Hornos de Limpieza de Escorias y sustituirlos por una

nueva planta de procesamiento de escorias CT. Además, se invirtió en 4 proyectos

que tienen la función de disminuir las emisiones de azufre, arsénico y M.P, los

cuales son: (1) Planta de secado Fluosólido (2) Planta de Tratamiento de Gases de

Cola (3) Planta de Tratamiento de Escorias (4) Reducción de opacidad de humos

Hornos Anódicos (CODELCO, 2018).

Bajo estas circunstancias es que nace la necesidad de construir un modelo de la

Fundición Caletones con el objetivo de predecir la captura de azufre y arsénico

considerando la nueva Planta de Tratamiento de Escorias, tema que será abordado

en el presente trabajo de título.

13

2. Objetivos.

2.1 Objetivos Generales.

Construir un modelo de la Fundición Caletones, Codelco División El Teniente

para estimar la captura de arsénico y azufre.

2.2 Objetivos Específicos.

• Desarrollar el balance de masa y energía del proceso de fusión y conversión

del mineral para estimar la producción de ánodos de cobre, escoria de

botadero y gases de fundición.

• Desarrollar el balance de masa y energía del acondicionamiento de gases de

fundición para estimar el flujo de gases que se envían, procesan y emiten en

las Plantas de Limpieza de Gases.

• Desarrollar el balance de masa del proceso de producción de Ácido Sulfúrico

y Residuo Peligroso para estimar las fijaciones de azufre y arsénico en

sólidos, ácido y RESPEL.

• Construir un Modelo de la Fundición Caletones considerando la operación de

los Hornos de Limpieza de Escorias.

• Ajustar el modelo construido en base a la operación de la Fundición

Caletones para validar los supuestos utilizados.

• Construir un Modelo predictivo de la Fundición Caletones considerando la

operación de la Planta de Tratamiento de Escorias para predecir la captura

de arsénico y azufre.

14

3. Antecedentes.

3.1 Antecedentes Generales.

La Corporación Nacional del Cobre (CODELCO), es una empresa Chilena 100%

estatal nacionalizada el año 1971 que se dedica a la explotación minero cuprífero,

siendo en este rubro la compañía más importante a nivel mundial ya que tiene

grandes niveles de reservas y recursos de cobre conocidos, en donde se proyecta

que con los niveles de producción actual los yacimientos tendrán más de 65 años

de vida útil. CODELCO es el mayor productor de cobre en el mundo y representa el

mayor aporte empresarial a la economía Chilena. Al año 2017 se produjeron

1.842.075 TMF (incluyendo la participación en el Abra y en Anglo American Sur)

que equivale al 9% de la producción de cobre de mina a nivel mundial y a un 33%

a nivel nacional. El mercado principal de cobre fino y sus derivados producidos es

Asia, seguido por Norteamérica, Europa y Sudamérica, lo que convierte a la

compañía en la responsable del 16% de las exportaciones nacionales al año 2017.

La empresa posee 8 divisiones operacionales distribuidas en las regiones de:

Antofagasta (Chuquicamata, Radomiro Tomic, Gabriela Mistral y Ministro Hales),

Atacama (Salvador), Valparaíso (Andina y Ventanas) y Libertador Bernardo

O’Higgins (El Teniente), además de Casa Matriz ubicada en la Región Metropolitana

que desempeña funciones administrativas.

Codelco produce y comercializa 4 tipos de productos de cobre refinado y no

refinado, los cuales son (CODELCO, 2018):

• Refinados: Cátodos de cobre con 99,9 % de pureza que se obtienen por

electrorrefinación y electroobtención.

• No refinados: Concentrados de cobre, concentrados de cobre tostado,

ánodos y blíster (pureza de 99,5% app.).

• Subproductos: Molibdeno.

• Semielaborados: Alambrón de cobre.

15

3.2 Antecedentes de la División El Teniente.

CODELCO División El Teniente se encuentra ubicada en la comuna de Machalí en

la cordillera de Los Andes, entre los 2.200 y 3.200 metros sobre el nivel del mar y

se encuentra operativa desde el año 1905. Está a 54 km de Rancagua, capital de la

región del Libertador Bernardo O’Higgins. Es la mina subterránea más grande del

mundo, se compone de más de 3.000 km de galerías subterráneas, y entre sus

unidades productivas se destacan los yacimientos Diablo Regimiento Fase IV,

Esmeralda, Dacita, Reservas Norte, Pipa Norte, Sur Andes Pipa, Pilar Norte y

Teniente 4 Sur. La división también cuenta con una operación en superficie, El Rajo

Sur, ubicado entre los 2.730 y 3.240 msnm y que entró en funcionamiento a fines

del año 2012 (CODELCO, 2018).

Durante el año 2017 la producción de la división fue de 464.328 toneladas métricas

de cobre fino comercializadas a través de ánodos que se generan en la fundición

de Caletones, en donde también se produjeron 6.199 toneladas métricas finas de

molibdeno y 1.214.941 toneladas de ácido sulfúrico como subproductos.

Las principales operaciones del complejo industrial de la División son:

• Mina (Sewell).

• Concentrador (Colón).

• Fundición (Caletones).

16

3.3 Descripción general del proceso.

La producción de cobre consta de una serie de etapas consecutivas las que se

encuentran divididas por gerencias que cumplen la función de manejarlas y

controlarlas.

- Gerencia Minas: Extracción del mineral

La extracción del mineral de las capas superiores, roca blanda y de fácil

fragmentación, se lleva a cabo por el método “Block Caving” (hundimiento de

bloques), en donde el mineral cae por gravedad desde el nivel de hundimiento al

nivel de producción. Por otra parte, en los sectores profundos donde hay roca

primaria, es decir, más dura y de menor ley, la extracción se realiza a través de un

método mecanizado en donde se usan jumbos, cargadores (LHD) y martillos

picadores hidráulicos.

La materia prima utilizada para la producción de ánodos de cobre es un complejo

mineralógico compuesto principalmente de Calcopirita, Pirita y Bornita, además de

Calcosina, Covelina, Tenantita, Molibdenita, entre otros.

La división extrae anualmente 137.000 toneladas diarias de mineral desde los

yacimientos Diablo Regimiento Fase IV, Esmeralda, Dacita, Reservas Norte, Pipa

Norte, Sur Andes Pipa, Pilar Norte, Teniente 4 Sur y Rajo Sur con una ley de cobre

promedio de 0,97 % CuT (concentración del metal con valor comercial por tonelada)

el cual es llevado a la Concentradora ubicada en Colón que tiene por objetivo reducir

el tamaño del mineral y enviarlo posteriormente a la fundición Caletones con una

humedad cercana al 8% (CODELCO, 2018).

A continuación, en la figura N° 1 se muestra el diagrama de flujo de minerales de la

División El Teniente.

17

Figura 1: Diagrama de Flujo de minerales.

18

- Gerencia Plantas Concentración: Flotación y molienda convencional.

La concentración del mineral se hace en las plantas de Sewell y Colón, donde por

medio de molinos SAG (semiautogenos) y líneas de molienda convencional se

reduce el tamaño de partícula, en etapas de chancado y molienda. Posterior a esto,

se lleva a cabo la etapa de flotación del mineral en donde se separa el cobre del

molibdeno, quedando un producto intermedio con una ley de cobre cercana al 30 –

35 %.

A continuación, en la figura N° 2 se muestra el proceso de la Gerencia Plantas.

Figura 2: Concentradora Colón.

- Gerencia Fundición: Producción de ánodos de cobre y ácido sulfúrico.

El mineral de cobre se recibe desde las plantas concentradoras y se procesa en

Caletones en etapas de secado, fusión, conversión, refinación y moldeo. Además,

los gases producidos en el proceso de fusión se acondicionan en el sistema de

manejo de gases para ser enviados a la planta de limpieza de gases, en donde se

limpia, seca y convierte el dióxido de azufre en ácido sulfúrico concentrado.

A continuación, en la figura N° 3 se muestra el proceso general de la Fundición de

Caletones.

19

Figura 3: Diagrama de proceso de Fundición Caletones.

20

3.4 Descripción del proceso de fundición.

La fundición de Caletones procesa 1.400.000 toneladas anuales de concentrado de

cobre seco (CODELCO, 2018).

3.4.1 Unidad de Recepción y Preparación de Cargas (PRECA).

El mineral recibido por la planta tiene una ley de cobre cercana al 35%, 32% de

azufre, 27% de hierro, 6% de sílice, 0.2% de arsénico y una humedad de

aproximadamente un 30%. Sin embargo, para que esta materia prima pueda ser

procesada debe tener un contenido de humedad inferior al 0,2%.

Para reducir el contenido de humedad presente en el concentrado, la Fundición

cuenta con 3 plantas de secado que utilizan secadores de lecho fluidizado (2

operativas con capacidades de 56 y 135 ton/h y 1 en stand-by) y aire a 250 °C.

Además, cuenta con gas natural y respaldo de diésel para realizar el secado

(CODELCO - División El Teniente, 2018).

El gas, producto de la combustión del gas natural y el gas de fluidización que se

calienta al pasar por la cámara de combustión, se juntan en el Plenum y pasan a

través del lecho debido al tiraje forzado producido por un ventilador de tiro inducido,

produciendo la fluidización de la gravilla. En donde, se suspende y agita adoptando

las características de un fluido.

El gas y la gravilla en movimiento rompen las aglomeraciones e intercambian calor

con el concentrado húmedo, el cual es alimentado en forma descendente desde la

parte superior del Free Board, mediante una válvula de alimentación (alimentador

rotatorio). El concentrado cae por gravedad en contracorriente con el aire caliente y

se pone en contacto con la gravilla en el lecho. Aquí, se produce la mezcla y se

efectúa la transferencia de calor y por lo tanto el secado del concentrado.

Una vez secado el concentrado es enviado a la etapa de fusión conversión en forma

neumática con aire seco a través de cañerías.

A continuación, en la figura N° 4 se muestra un esquema del proceso de secado del

concentrado.

21

Figura 4: Proceso de Secado de Concentrado.

3.4.2 Unidad de Fusión y Conversión (FUCO).

En la etapa de fusión, el mineral es recibido por los convertidores teniente N° 1 y N°

2 que trabajan en proceso continuo las 24 horas del día. Los convertidores reciben

el mineral seco, a razón de 80 – 120 ton/h, por medio de un sistema de vasos

presurizados en donde, a través de toberas se inyecta directamente en el baño del

horno para ser fundido a 1220 °C con el objetivo de llevar a cabo el proceso de

descomposición y la posterior oxidación de los componentes mediante la

incorporación de oxígeno enriquecido. Además, se agrega fundente con el objetivo

de formar la escoria fayalítica y carga fría para controlar la temperatura dentro del

horno. De esta forma, se obtienen 3 fases inmiscibles entre sí: Metal Blanco (súlfuro

72-75 %Cu), Escoria (óxido 6 – 8 %Cu) y gases (22-26 %SO2) (CODELCO -

División El Teniente, 2018).

Los Convertidores Teniente producen diariamente alrededor de 700 – 800 ton/día

de metal blanco el cual se extrae de manera discontinua a través de un pasaje de

sangría que opera con una placa de cobre refrigerada con agua. El producto

obtenido es transferido a la siguiente etapa a través de tazas de 400 [pie3] de

capacidad a los Convertidores Peirce Smith (CPS).

Actualmente, la escoria producida por los convertidores teniente (alta en magnetita)

es trasladada a través de tazas de 500 [pie3] de capacidad a los hornos de limpieza

de escoria, en donde a través de un proceso de reducción se libera la mayor parte

del cobre arrastrado, generando un producto HLE que es procesado en los

convertidores teniente y una escoria final o también llamada escoria de botadero

con < 1% de Cu.

22

Los gases producidos en la fusión son colectados por campanas refrigeradas

ubicadas en la boca de cada convertidor para ser acondicionados en el sistema de

manejo de gases.

A continuación, en la figura N° 5 se presenta el diagrama del Convertidor Teniente.

Figura 5: Esquema Convertidor Teniente.

Los convertidores Peirce Smith reciben el metal blanco a razón de 5 tazas por carga.

El horno es un reactor de burbujeo que transforma el metal blanco en cobre blíster

en dos etapas, siendo la primera etapa la desulfuración del sulfuro ferroso con

escorificación de hierro y la segunda de soplado con oxígeno hasta cobre blíster.

Además, se agrega carga fría con el objetivo de controlar la temperatura dentro del

horno debido a las reacciones exotérmicas que se producen en su interior.

En esta etapa se producen 3 fases: Cobre Blister (99,3% Cu) el cual es enviado al

proceso de refinación y moldeo, Escoria CPS que es devuelta como retorno líquido

al convertidor teniente, y por último gases de anhídrido sulfuroso al 16-18 % que

son colectados por las campanas refrigeradas de cada convertidor para luego ser

enviados al sistema de manejo de gases.

A continuación, en la figura N° 6 se presenta el diagrama del Convertidor Peirce

Smith.

23

Figura 6: Diagrama esquema CPS.

Como se mencionó anteriormente, debido a que la escoria CT tiene un alto

contenido de magnetita, lo que se traduce en un arrastre de cobre considerable,

ésta es enviada a los Hornos de Limpieza de escoria, en donde, a través de un

proceso de reducción se libera el cobre disponible para ser procesado nuevamente

en los Convertidores Teniente.

La escoria producida por los CT’s se reduce mediante la inyección de Carboncillo al

baño (mediante toberas), para así mejorar las características físico-químicas de la

escoria, como por ejemplo viscosidad y tensión superficial, permitiendo así una

mejor separación entre fases metal y escoria.

La Fundición de Caletones hay 4 Hornos de Limpieza de Escorias que operan de

forma discontinua en las siguientes etapas: Carguío, Reducción, Sedimentación,

Vaciado de Escoria, Vaciado de Metal y Vaciado total.

En este proceso, se producen 3 corrientes: Producto HLE con un contenido de cobre

superior al 50%, Gases que contienen principalmente CO y CO2, y una escoria final

también llamada escoria de botadero que tiene un contenido de cobre inferior al 1%.

A continuación, en la figura N° 7 se muestra el esquema del Horno de Limpieza de

Escorias.

Figura 7: Horno de Limpieza de Escorias.

24

3.4.3 Unidad de Refinación y Moldeo (REMO).

Debido al alto nivel de impurezas contenidas en el cobre blíster (oxígeno, níquel,

plomo, arsénico, selenio, telurio, azufre, bismuto, plata, oro, etc.), es necesario

someterlo a un proceso de refinación para obtener un producto más puro y

comercializable.

La refinación se realiza en los hornos anódicos (5) en un proceso discontinuo que

se lleva a cabo en 4 etapas: carguío, escoriado, oxidación, reducción. Durante la

oxidación, se inyecta oxígeno para que reaccione con el azufre disuelto en el baño

y así liberar SO2 reduciendo las ppm de azufre, pero aumentando las ppm de

oxígeno. Luego, se lleva a cabo la etapa de reducción con gas natural, en donde

reacciona el oxígeno disuelto con carbono, hidrógeno y monóxido de carbono

(productos de la descomposición del gas natural), formando monóxido y dióxido de

carbono además de vapor de agua. Luego de estas etapas, los niveles de azufre y

oxígeno se reducen a aproximadamente 30 y 1200 ppm respectivamente con una

ley de cobre cercana al 99,6 % Cu, rangos que se consideran aceptables para el

producto de refinación “cobre anódico”. En la práctica, las etapas de escoriado y

oxidación se llevan a cabo de manera intermitente (CODELCO - División El

Teniente, 2018).

Finalmente, cuando el cobre anódico cumple con las características anteriormente

mencionadas se encuentra en condiciones para ser moldeado en las ruedas RM28

y Rueda Twin.

En la etapa de moldeo, el cobre fluye desde el horno de refinación hacia la cuchara

intermedia quien a su vez se inclina para llenar la cuchara de moldeo que se ubica

sobre mecanismo de pesaje, al término de esta operación, la cuchara intermedia

corta el vaciado y vuelve a su posición de reposo. Cuando la rueda se ubica en

posición de moldeo, se registra el peso de la cuchara y esta comienza a inclinarse

en función del programa de inclinación establecido, dependiendo del peso

momentáneo de la cuchara durante el vaciado. Cuando disminuye el peso en la

cuchara y aumenta el peso del ánodo, el cobre se detiene suavemente y la cuchara

de moldeo regresa lentamente a su posición de reposo. Esta operación se repite

para todos los moldes disponibles en la rueda.

La operación se encuentra dividida en dos sectores, lado Rancagua que opera con

2 hornos anódicos que suministran Cobre a la RM28 y lado Sewell que opera con

dos hornos anódicos que alimentan a la rueda de moldeo Twin completamente

automatizada que en su conformación posee dos ruedas con 16 moldes cada una.

Los moldes deben estar necesariamente a una temperatura cercana a los 1150 °C

a 1180 °C (para no hacer el proceso de moldeo muy denso o muy líquido). Para

esto, se utilizan tuberías que expulsan gas natural a las cucharas de moldeo, con el

fin de evitar que el cobre solidifique en ellas.

25

Para facilitar el desprendimiento del ánodo desde el molde se utiliza un desmoldante

compuesto por ceniza de hueso. Éste, se agrega en forma automática por un

sistema que mezcla ceniza de hueso con agua, en una relación de 12-17 kg cada

100 litros de agua, dependiendo de la densidad requerida.

La Fundición Caletones produce 5 formatos de cobre moldeado, los cuales se

detallan a continuación (CODELCO - División El Teniente, 2018):

• DYFY: Moldes de 240 kg que son enviados a San Antonio para su directa

exportación a Asia (China principalmente).

• JCC: Moldes de 380 kg enviados a China.

• Ventanas: Moldes de 275 kg y 1800 ppm O2 enviados a la Fundición de

Ventanas, V región.

• Potrerillos: Moldes de 261 kg enviados a la Fundición de Potrerillos, Salvador,

III región.

• Chuquicamata: Moldes de 420 kg y 2000 ppm O2 que son enviados a la

Fundición de Chuquicamata, II región.

A continuación, en las Figuras N° 8 y N° 9 se muestra la disposición de los equipos

en el proceso de Refinación y Moldeo, lado Sewell y lado Rancagua

respectivamente.

Figura 8: Distribución de Equipos lado Sewell.

26

Figura 9: Distribución de equipos lado Rancagua.

27

3.4.4 Unidad de Limpieza de Gases (LIGA).

Unidad encargada de realizar el acondicionamiento, limpieza y conversión de los

gases en Ácido Sulfúrico concentrado al 98,5% como subproducto de fundición.

Esta unidad consta de 3 operaciones que se detallan a continuación.

Manejo de Gases (MAGA).

Producto de las reacciones que se llevan a cabo en los Convertidores Teniente y

Peirce Smith, se producen corrientes gaseosas que contienen principalmente

oxígeno, nitrógeno y anhídrido sulfuroso (en una concentración cercana al 20-25%

en los CT’s y 16-18% en los CPS’s) a 1220 °C aproximadamente, las que debido a

las normas medioambientales por las cuales se rigen las Fundiciones Chilenas

deben ser procesadas para evitar su envío directo a la atmósfera.

El principal objetivo del Manejo de Gases es el acondicionamiento (enfriamiento,

dilución y retiro de polvos) y posterior conducción de estos hacia las plantas de

limpieza de gases (PLG1 y PLG2). Este proceso está dividido en 6 líneas: (2)

Manejo de Gases de Convertidores Teniente (MAGA-CT) y (4) Manejo de Gases de

Convertidores Peirce Smith (MAGA-CPS).

La operación comienza con la captación de los gases de cada convertidor (CT’s Y

CPS’s) a través de campanas refrigeradas que se encuentran sobre la boca de cada

reactor. En esta etapa, ocurre una disminución importante de la temperatura debido

a que durante la captación de los gases en la campana existe también una dilución

con aire atmosférico significativa que, sumada a la refrigeración con agua de

servicio de la campana, la temperatura desciende hasta aproximadamente 650 °C

al igual que la concentración de dióxido de azufre (CODELCO - División El Teniente,

2018).

Los Convertidores Teniente tienen un sistema de manejo de gases completamente

independientes entre sí, por lo que en la Fundición de Caletones hay un MAGA-CT1

un MAGA-CT2. Sin embargo, cada uno cuenta con los mismos equipos y etapas de

acondicionamiento. Por otra parte, los Convertidores Peirce Smith tienen un sistema

de enfriamiento de gases independientes entre sí. Sin embargo, el sistema de

captación de polvos y conducción hacia las PLG’s es común para las 4 líneas

asociadas a los 4 CPS’s.

En el MAGA-CT, luego de que los gases son capturados, estos se diluyen por el

efecto de la infiltración de aire atmosférico hasta una concentración de SO2 cercana

al 13%, además debido a la transferencia de calor que se produce entre el gas, el

aire atmosférico y los paneles de la campana, se produce la primera disminución de

temperatura hasta los 600°C aproximadamente. Luego, los gases son dirigidos

hacia el sistema de enfriamiento evaporativo llamado “Sistema Sonic”.

28

Este sistema adiciona agua pulverizada con la ayuda de aire comprimido (spray) y

su principio de enfriamiento se basa en la evaporación de agua que está en contacto

directo con la corriente gaseosa. Es decir, la energía que libera el gas (que se

traduce en una disminución de su temperatura) es absorbida por las pequeñas gotas

de agua pulverizadas a la cámara, esto produce un calentamiento en las partículas

de agua hasta alcanzar su temperatura de ebullición, en donde ocurre el cambio de

estado de fase liquida a fase gaseosa y un sobrecalentamiento hasta la temperatura

de salida del gas. Con este proceso, aumenta la humedad contenida en el gas

desde un 1% hasta aproximadamente un 8% y la temperatura desciende hasta 370

°C app.

Los gases enfriados son conducidos hasta los Precipitadores Electroestáticos (JOY)

quienes tienen la función de capturar los polvos contenidos en el gas a través de la

ionización de las partículas con energía eléctrica de alto voltaje. El polvo es captado

por las placas del sistema de precipitación y desde aquí caen a los transportadores

de cadena. Finalmente, los gases son conducidos hacia las plantas de Limpieza de

Gases (PLG 1 para el caso del CT2 y PLG2 para los gases del CT1).

Sistema de extracción de gases CT: Los gases provenientes de los precipitadores

electroestáticos del MAGA CT, son enviados mediante ductos hacia las Plantas de

Limpieza de Gases, impulsados por el tiraje generado por los sopladores principales

de las PLG’s.

El MAGA CPS se diferencia del MAGA CT debido a que su principio de

funcionamiento se basa en el enfriamiento por radiación de calor.

Los gases CPS’s son capturados por las campanas ubicadas en la boca de cada

uno de los 4 convertidores, y son enfriados bajo el mismo principio que los gases

CT, es decir, por transferencia de calor entre gas, aire atmosférico (aire de dilución)

y placas refrigeradas de la campana. Aquí, la temperatura de los gases desciende

hasta aproximadamente 630 °C, mientras que la concentración de SO2 baja hasta

un valor cercano al 9,5%. Luego, los gases son conducidos a través de sus

respectivas líneas al sistema de enfriamiento radiativo que consta de 3 etapas:

(1) Precámara de enfriamiento: Cuenta con una pantalla matapolvo refrigerada

en su interior, en donde impactan las partículas contenidas en el gas,

produciéndose una decantación de una parte de las partículas más pesadas

y gruesas.

(2) Radiación en Liras: 4 tubos radiantes en forma de U invertida de 1,5 metros

de diámetro que transfieren energía por convección y radiación provocando

una importante disminución de la temperatura y que además, conducen hacia

la cámara de enfriamiento.

29

(3) Cámara de enfriamiento: En este sistema, los polvos son colectados debido

a los cambios de dirección del flujo de gas.

Desde este sistema, los gases salen a una temperatura cercana a los 385 °C y se

mezclan en un ducto de alta velocidad a la salida de las cámaras de enfriamiento

antes de entrar a los Precipitadores Electroestáticos (MILJO).

Los Precipitadores tienen la función de colectar polvos en suspensión a través de la

ionización de partículas con energía eléctrica de alto voltaje. Estos precipitadores

cuentan con su propio sistema de rastras para la colección de polvos.

Finalmente, los gases son conducidos hacia la PLG2 en donde se mezclan con los

gases producidos por el CT1.

Sistema de extracción de gases CPS: Para impulsar los gases de los CPS’s a

través del sistema de captación, enfriamiento y limpieza se utilizan 2 Ventiladores

de Tiro Inducido equipados con variadores de frecuencia para regular su velocidad.

Los Ventiladores succionan desde un ducto común, ubicado a la salida de los PP.EE

y descargan a un ducto de alta velocidad.

El ducto de alta velocidad se bifurca en dos ramales, los cuales están conectados a

los ductos que conducen los gases CT1 y CT2 hacia las PLG’s.

Las campanas de captación de gases disponen de un circuito primario de agua

tratada y control de PH para el enfriamiento de paneles refrigerados. Este mismo

circuito cerrado alimenta las pantallas matapolvos del enfriador radiante.

A continuación, en la figura N° 10 se presenta el esquema general del MAGA

Fundición Caletones.

30

Figura 10: Diagrama General Manejo de Gases.

31

Planta de Limpieza de Gases (PLG).

Las Plantas de Limpieza de Gases tienen como objetivo remover el anhídrido

sulfuroso y contaminantes metálicos contenidos en los gases provenientes del

proceso de Fusión y Conversión del concentrado.

La Fundición de Caletones cuenta con 2 plantas de limpieza de gases, en donde la

Planta N° 1 tiene una capacidad de producción de 1.500 ton/día de Ácido Sulfúrico

al 100% p/p. Mientras que la Planta N° 2 tiene una capacidad de producción de

2.485 ton/día de ácido al 100% p/p (CODELCO - División El Teniente, 2018).

Tanto la planta N° 1 como la N° 2 poseen básicamente el mismo proceso dividido

en 3 etapas principales.

1) Acondicionamiento del gas: El gas se limpia de impurezas, principalmente

metales pesados, polvos, sulfatos y agua.

2) Conversión del gas: En esta etapa el gas se combina con oxígeno, en

presencia de un Catalizador (Pentóxido de Vanadio) para formar trióxido de

azufre.

3) Absorción: El trióxido de azufre se absorbe en agua para formar Ácido

Sulfúrico.

Además, cada una de las Plantas cuenta con una Planta de Tratamiento de

Efluentes que procesa los efluentes producidos en la limpieza de los gases y

recupera agua de proceso que retorna al sistema.

A continuación, en la figura N° 11 se muestra un diagrama general del proceso que

se lleva a cabo en las Plantas de Limpieza de Gases (PLG).

Figura 11: Diagrama General PLG.

32

Planta de Limpieza de Gases N°1

El proceso cuenta con una tecnología del tipo Mitsubishi – Lurgi de contacto único

y se divide en tres zonas principales (Modelo de operación para manejo de gases

de la Fundición Caletones, 2009). Su capacidad de tratamiento es 172.500 Nm3/h

de gas.

Sección de planta purificadora del gas (GCP)

Para poder llevar a cabo el proceso de conversión y posterior absorción del gas a

ácido sulfúrico, es necesario que el SO2 proveniente del Manejo de Gases CT’s y

CPS’s esté completamente libre de impurezas, vapor de agua y polvo, debido a que

afectan negativamente el proceso, los equipos y la calidad del ácido producido.

Para esto, la sección cuenta con los siguientes equipos, que se encuentran

conectados en serie, uno después del otro.

• Torre de Lavado: También llamada torre humedecedora, no posee relleno en

su interior y su función es eliminar impurezas (tales como arsénico, selenio,

plomo y polvos metalúrgicos) y co-ayudar al enfriamiento del gas. Para esto, el

gas a una temperatura cercana a los 340 °C proveniente del manejo de gases

es inyectado en contracorriente a la torre, en donde se lava con ácido sulfúrico

diluido en forma de rocío. En este proceso el gas es depurado y enfriado

adiabáticamente por evaporación del agua contenida en el ácido de depuración,

hasta el punto de saturación del vapor.

Durante el proceso se genera un efluente que es bombeado a una torre Stripper

o también llamada desgasificadora, para retirar el SO2 residual. El efluente libre

de SO2 es enviado a la planta de tratamiento de efluentes, mientras que el SO2

recuperado se reintegra a la corriente gaseosa.

El enfriamiento del gas se produce adiabáticamente por la evaporación del agua

presente en el ácido de lavado hasta el punto de saturación de los gases con

vapor de agua. La temperatura de salida de los gases es aproximadamente

60°C.

• Depurador Venturi: Su función es eliminar el Arsénico y el polvo contenido en

el gas mediante el paso por la garganta del Venturi. En este punto, el gas

aumenta su velocidad debido a la disminución del diámetro del equipo,

provocando una decantación de los polvos y su consecuente limpieza del gas.

El depurador cuenta con un circuito de ácido débil que retira las impurezas.

• Torre Empacada de Enfriamiento del gas: El gas se inyecta en forma

ascendente a la torre, mientras que el ácido de circulación se pulveriza desde la

parte superior y es en la sección empacada de la torre (relleno con esferas de

polipropileno) donde se produce la transferencia de calor entre el gas y el ácido

33

de circulación. El gas entra a aproximadamente 65 – 69 °C y se enfría hasta

unos 27 – 31 °C, disminuyendo por condensación, la cantidad de agua contenida

en el gas.

• Precipitadores Electroestáticos Húmedos: Su objetivo es retirar todas las

impurezas remanentes en el gas, especialmente el arsénico.

La planta cuenta con 3 módulos de precipitadores de dos componentes cada

uno, en donde se capturan los polvos y líquidos (neblina ácida) decantando por

arrastre la humedad.

El gas ingresa al primer precipitador por la parte superior y es conducido a la

parte inferior donde se distribuye a los tubos colectores a través de placas de

distribución. En el centro de cada colector hay electrodo que es capaz de

esparcir carga positiva a cada una de las partículas de la neblina de entrada. A

medida que el gas va ascendiendo, las partículas ya cargadas son recolectadas

en la superficie del colector cargado negativamente. De esta manera, el gas sale

por el vestíbulo superior e ingresa al segundo precipitador en donde ocurre el

mismo proceso, pero con la diferencia que desde aquí el gas sale totalmente

limpio pero húmedo.

El efluente producido se va retirando constantemente ya que a medida que el

proceso de limpieza avanza, éste se va enriqueciendo en impurezas. El efluente

se envía a la Planta de Tratamiento de Efluentes.

Figura 12: Acondicionamiento de Gases.

34

Sección de Planta de Contacto con Ácido (CAP)

En esta sección se convierte el dióxido de azufre (SO2) en trióxido de azufre (SO3)

mediante un catalizador adecuado (pentóxido de vanadio para el caso de la

Fundición de Caletones). Sin embargo, para que este proceso se lleve a cabo es

necesario que el gas a procesar se encuentre completamente seco.

Esta sección cuenta con 3 pasos fundamentales: Secado del gas, Conversión del

gas, Absorción del gas.

• Secado del gas de SO2: El gas libre de polvos y vapor, pero aún húmedo y con

el aire de dilución necesario para la conversión catalítica, es conducido a la torre

de secado (empacada) para tener contacto en forma vigorosa con ácido sulfúrico

concentrado al 98,5 % quien finalmente absorbe la humedad contenida en el gas

y se diluye hasta aproximadamente un 96%. Para evitar que vapor ácido sea

arrastrado, el gas sale de la torre de secado y pasa por un eliminador de neblina.

Debido a que la reacción entre el ácido sulfúrico y el agua es exotérmica, el calor

se retira mediante intercambiadores de calor de placas para enfriar el ácido y

favorecer la condensación en la torre.

• Oxidación catalítica del SO2 en SO3: Para llevar a cabo la conversión de

dióxido de azufre en trióxido de azufre es necesario que el gas esté

completamente seco, con una proporción de O2 a SO2 no menor a 1.1:1, una

temperatura de 400 °C y un catalizador (pentóxido de vanadio para la Fundición

de Caletones). La conversión se lleva a cabo en un reactor de 4 lechos, que

cuenta con 3 intercambiadores de calor que permiten ajustar la temperatura a la

requerida por la reacción.

Figura 13: Torre de Conversión PLG N°1.

35

• Absorción de SO2 en ácido sulfúrico concentrado: Se lleva a cabo en la

torre de absorción de relleno cerámico, en donde el SO2 de la etapa anterior

fluye en contracorriente y se absorbe en ácido sulfúrico concentrado (98,5%

p/p) que circula continuamente por la torre. Finalmente, el gas que sale por

la torre pasa a través de un eliminador de vapor para evitar el goteo ácido y

su posterior expulsión a la atmósfera.

Planta de Limpieza de Gases N° 2

La planta N° 2 fue diseñada por un conglomerado internacional Kvaerner Chemetics

y entró en funcionamiento el año 2002. Al igual que la planta N° 1, el proceso se

puede dividir en 3 etapas principales: Limpieza de gases, Zona de contacto, Zona

de absorción, además de su respectiva Planta de Tratamiento de Efluentes (ETP)

(Modelo de operación para manejo de gases de la Fundición Caletones, 2009).

Su capacidad de procesamiento es de 280.000 Nm3/h.

Sección de Limpieza de Gases

Como su nombre lo indica, su función es limpiar el gas de toda impureza con el

objetivo de evitar una posible destrucción de los equipos y una disminución en la

eficiencia del proceso.

A diferencia de la Planta N° 1, esta planta cuenta con 2 trenes de limpieza de gases,

los cuales se componen de los siguientes equipos dispuestos en serie:

• Quench Venturi: Su función es saturar adiabáticamente los gases (humedece

y reduce temperatura) provenientes del proceso MAGA. El gas se lava con ácido

débil inyectado en forma de rocío para enfriar su temperatura hasta la

temperatura de saturación (63°C app.).

• Torre de Retención o Torre Vacía: Recibe los gases desde la Torre Quench y

su función es separar el gas del líquido, el cual contiene cierta cantidad de

impurezas.

• Limpiador Venturi o Venturi Scrubber: El gas que viene desde la Torre Vacía

pasa a través de la garganta variable que tiene el limpiador y por diferencia de

velocidad en el gas las partículas finas precipitan, produciéndose de esta manera

la limpieza del gas.

• Torre de Enfriamiento de Gas: Como su nombre lo indica, su función es enfriar

el gas y retirar humedad mediante condensación.

A continuación, en las figuras N° 14 y N° 15 se muestra la configuración del

enfriamiento y lavado de gases del tren N° 1 de la Planta de Limpieza de Gases N°

2 .

36

Figura 14: Enfriamiento de Gases Tren 1 PLG N° 2.

Figura 15: Lavado de Gases Tren 1 PLG N° 2.

• Precipitadores: Recibe los gases de ambos trenes y su objetivo es quitar la

neblina y partículas ácidas presentes en el gas. Esta planta cuenta con 4

precipitadores electroestáticos, en donde cada uno cuenta con 300 tubos

circulares que son utilizados como superficie colectora en donde se instala el

electrodo (en el centro de cada colector).

A continuación, en la figura N° 16 se muestra el esquema de los precipitadores

electroestáticos de la PLG N° 2

37

Figura 16: Precipitadores Electroestáticos.

• Desgasificador Ácido Débil: Los equipos anteriormente mencionados generan

efluentes ácidos que contienen partículas indeseadas y también SO2. El dióxido

de azufre es recuperado en el desgasificador en donde se inyecta aire para

retirar el gas y éste se envía a las torres de enfriamiento de cada tren para

continuar con su conversión.

Figura 17: Desgasificador PLG N° 2.

Zona de Contacto

El gas libre de impurezas es enviado a la Torre de Secado, en donde mediante

absorción con ácido sulfúrico se genera un gas completamente seco y apto para

ingresar a la torre de conversión.

La zona de contacto cuenta con un soplador que es una unidad centrifuga impulsada

por un motor eléctrico y su función es impulsar y comprimir los gases hacia los

distintos equipos de la planta.

El gas comprimido es ingresado a la Torre de Conversión en donde se produce la

oxidación del dióxido de azufre (SO2) en trióxido de azufre (SO3) a una temperatura

38

superior a los 400 °C. Debido a que la cinética de esta reacción es lenta, se utiliza

un catalizador de Pentóxido de Vanadio para acelerar la reacción.

A continuación, en la figura N° 18 se muestra el esquema del Reactor de Conversión

de la PLG N° 2.

Figura 18: Convertidor PLG N° 2.

Zona de Absorción

El gas proveniente de la torre de conversión se pone en contacto con ácido al 98,5%,

el cual circula constantemente. De esta forma, el SO3 se absorbe en el ácido y se

va generando más ácido en el sistema. La reacción de absorción es exotérmica,

por lo que el sistema cuenta con un sistema de refrigeración compuesto por

intercambiadores de calor. A continuación, en la figura N° 19 se muestra la

configuración de la zona de absorción.

Figura 19: Torre de Conversión PLG N° 2.

39

Figura 20: Vista General PLG1.

40

Figura 21: Vista General PLG 2.

41

Planta de Tratamiento de Efluentes (ETP).

Durante la limpieza de los gases que provienen del proceso de fusión y conversión

de mineral, se generan efluentes ácidos que contienen entre un 8 – 15 % de ácido

sulfúrico, además de metales pesados y arsénico.

Debido a la peligrosidad de estos elementos es completamente necesario que sean

tratados y estabilizados en las Plantas de Tratamiento de Efluentes. Estas plantas

tratan los efluentes generados y producen desechos sólidos y líquidos, estables y

seguros para el medioambiente.

La Fundición de Caletones cuenta con dos Plantas de Tratamiento de Efluentes

(ETP), en donde la ETP 1 procesa el efluente generado por la PLG 1 y la ETP 2

procesa el efluente generado por la PLG 2. Ambas plantas se basan en los mismos

conceptos físico-químicos para el tratamiento, sin embargo, difieren en los equipos

que se utilizan en cada una. Además, existen 2 plantas que preparan la Lechada de

Cal (reactivo principal del proceso) a partir de Cal Viva (Proceso para la eliminación

de impurezas de efluentes provenientes de las fundiciones de cobre, 2012).

El tratamiento de los efluentes considera las etapas que se describen en la figura

N° 22.

Figura 22: Diagrama General Tratamiento de Efluentes.

42

Neutralización con lechada de cal

El efluente ácido producido por las Plantas de Limpieza de Gases se envía a través

de bombas centrífugas a un estanque de neutralización, en donde se pone en

contacto con lechada de cal para comenzar la neutralización del efluente y por ende

formación de cristales de yeso (Sulfato de Calcio). En esta etapa, es sumamente

importante promover el tiempo de residencia necesario para que los cristales

crezcan, ya que estos servirán como matriz encapsuladora del arsénico en sus

distintas presentaciones.

Por otra parte, los estanques son insuflados con aire para ayudar la oxidación del

arsénico hasta su forma As+5 debido a que es más fácil de precipitar que el Arsénico

en su forma As+3. Además, contienen un agitador para mantener los sólidos en

suspensión.

De los estanques de neutralización, la pulpa de yeso rebalsa hacia el estanque de

precipitación donde ocurre la decantación del resto de los compuestos debido al

aumento de PH, ya que esto facilita la precipitación de los compuestos.

Precipitación de los iones metálicos y retiro parcial del Arsénico

En esta etapa, el PH se encuentra cercano a 11.5 [-] con el objetivo de promover la

precipitación de una gran parte de los iones metálicos de arsénico como también el

hidróxido de metal.

Al igual que el estanque de neutralización, este estanque se encuentra agitado para

seguir manteniendo los sólidos en suspensión.

Los iones metálicos Cu, Fe y Zn comienzan a precipitar en forma de hidróxidos a un

PH cercano a 5.3, 2 y 7 respectivamente.

La pulpa obtenida en el estanque de precipitación contiene aproximadamente un

9% de sólidos, según diseño, y es enviada al espesador primario en donde se pone

en contacto con un floculante o polímero para promover la unión de las partículas

sólidas en suspensión, para su posterior decantación.

En esta etapa se obtienen dos corrientes:

• Corriente Sólida: Contiene precipitados de Arsénico, metales y sulfatos.

• Corriente Líquida: Efluente neutro con Arsénico disuelto.

El líquido que rebalsa desde el espesador primario fluye hacia el estanque de

precipitación de arsénico N° 2 conteniendo aproximadamente entre 25 y 30 ppm de

Arsénico en solución. Mientras que la corriente sólida es enviada al estanque de

lodos.

43

Precipitación final del arsénico:

Como se mencionó anteriormente, el objetivo principal de la planta es tratar los

efluentes provenientes de la Planta de Limpieza de Gases produciendo compuestos

estables y seguros para el medioambiente.

La forma más estable de precipitación del Arsénico es como Arseniato Férrico

insoluble (FeAsO4). Es por esto que, a la corriente líquida proveniente del espesador

primario, se le adiciona una solución de Fierro, como Sulfato Férrico. De esta

manera el Arsénico remanente precipita, logrando obtener un efluente neutralizado

con una baja concentración de Arsénico en solución (<1 g/L).

Esta etapa del proceso se encuentra condicionada por la relación Fe/As del sistema,

ya que dependiendo del PH y esta relación, será la solubilidad del Arsénico, y lo que

se busca es que esta sea la menor posible.

El PH en esta etapa se encuentra entre 8.5 y 9.5 [-] y de acuerdo con estudios

realizados en búsqueda de la relación óptima del proceso se encuentra que la razón

Fe/As debe ser igual a 7 para conseguir la menor solubilidad posible del Arsénico,

como se muestra en la Figura N° 23.

Figura 23: PH vs [As] en función de la relación Fe/As.

Luego de esta etapa, el efluente se envía a un espesador secundario, en donde

nuevamente se adiciona un floculante con el objetivo de aglomerar los sólidos

suspendidos y posteriormente realizar una separación sólido-líquido, en donde los

sólidos son enviados al estanque de lodos, mientras que el líquido es neutralizado

con ácido sulfúrico y enviado al estanque de efluente neutralizado.

Filtrado:

Los sólidos obtenidos son enviados desde el estanque de lodos a los filtros

correspondientes a cada planta. En esta, se extrae parte del líquido y se obtiene

como resultado un queque con una humedad del 40% aproximadamente,

compuesto de Arsenito de Calcio encapsulado en una matriz de hidróxido de calcio,

44

el cual es entregado a “HIDRONOR” para realizar el posterior tratamiento y

disposición final de este residuo peligroso.

Durante muchos años, el queque filtrado fue procesado por las mismas Plantas de

Tratamiento de Efluentes de la Fundición de Caletones, en donde el queque se

enviaba a un calcinador y se obtenía un producto calcinado y estabilizado, el cual

era almacenado en maxi sacos para su posterior disposición final. Sin embargo,

debido al alto costo operativo que conlleva esta parte del proceso, la Fundición de

Caletones optó por entregar el queque húmedo a una empresa externa para que

realice su tratamiento final.

3.4.5 Planta de Tratamiento de Escorias (PTE).

Debido a la nueva norma de emisiones que rige a las Fundiciones en Chile, es

necesario que la Fundición de Caletones modifique parte del proceso productivo ya

que actualmente, la escoria producida por los Convertidores Teniente N° 1 y 2 es

enviada a los Hornos de Limpieza de Escorias, en donde a través de un proceso de

reducción con carboncillo el cobre se libera y se envía como retorno líquido a los

Convertidores mencionados. Sin embargo, el proceso de reducción libera una

cantidad de arsénico a la atmosfera que no permite cumplir con la nueva norma de

emisiones de As establecida por el Ministerio de Medio Ambiente.

Es por esto que es necesario la eliminación total de los Hornos de Limpieza de

Escorias, utilizando en su lugar una nueva Planta de Tratamiento de Escorias, en

donde a través de un proceso de Flotación el cobre se recupera en el Concentrado

de Escoria, sin emitir gases contaminantes a la atmosfera.

La nueva Planta de Tratamiento de Escorias está diseñada para tratar 1.350.000

toneladas de escoria al año con una ley promedio de Cobre cercana al 8.5%.

Además, está compuesta por los siguientes procesos (CODELCO - Gerencia

Proyectos, 2016):

1. Transporte, Manejo, Chancado y Acopio de escoria CT.

La escoria triturada en las canchas de enfriamiento será descargada en la tolva de

recepción de escoria para luego ser enviada al chancador primario (de tipo

mandíbula) con el objetivo de disminuir su tamaño hasta un P80 de 64 mm para

luego ser transportada al acopio de almacenamiento.

A continuación, en la figura N° 24 se esquematiza la primera parte del proceso de

la PTE.

45

Figura 24: Chancado y Acopio de escoria.

2. Molienda.

La molienda se llevará a cabo a través de un Molino SAG y un Molino de Bolas.

Molienda Primaria: Desde el domo de acopio, se descargará la escoria al Molino

SAG de dimensiones 6.71 [m] x 3.35 [m] y de 2.824 kW (3.787 HP). La descarga

del molino se llevará a cabo con trommel, con el objetivo de clasificar los pebbles y

el mineral fino. El cajón de descarga del molino alimentará a la batería de

hidrociclones y procesará además la descarga del molino de bolas.

Molienda Secundaria: Consiste en un Molino de Bolas de 6.10 [m] x 9.75 [m] de

7.145 kW (9.581 HP), operando en circuito cerrado con una batería de hidrociclones

(8 + 2 stand by), de 381 mm de diámetro. Se estima que el producto final tendrá un

P80 = 47 µm.

El cajón receptor de descarga del Molino SAG alimentará a los hidrociclones y

además, de recibir la descarga proveniente del molino de bolas.

A continuación, en la figura N° 25 se esquematiza el circuito de molienda.

Figura 25: Diagrama de Flujo de Molienda.

46

3. Flotación.

El circuito de flotación de escorias operará 360 días por año, con una utilización del

88%. El proceso se lleva a cabo en 3 etapas:

Primaria o Rougher: Formada por 10 celdas de 20 m3 de capacidad, dispuestas en

dos filas paralelas.

Scavenger: Formada por 16 celdas de 20 m3 de capacidad, dispuestas en dos filas

paralelas.

Limpieza: Formada por 5 celdas de 10 m3 de capacidad, dispuestas en una sola fila.

Los reactivos considerados son: colector primario del tipo ditiocarbamato.

La alimentación a la flotación primaria contendrá un 30% de sólidos (% p/p) y la

recuperación proyectada para esta etapa es de un 65%. El flujo de concentrado

obtenido en esta etapa (de ley cercana al 40%), se enviará gravitacionalmente al

cajón, donde se bombeará hasta la etapa de espesamiento como concentrado final.

La cola de la etapa de flotación primaria alimentará al scavenger con un porcentaje

de solidos igual a 30% y una ley de cobre del 4%.

La flotación scavenger, tendrá una recuperación metalúrgica proyectada de un

91,2% de cobre. El concentrado generado en esta etapa, con un porcentaje de

solidos igual al 20% y una ley de cobre del 12%, se bombeará hasta el cleaner con

el propósito de mejorar la ley de cobre.

La etapa de flotación de limpieza, que recibe la descarga del scavenger proyecta

una recuperación metalúrgica del 65% de cobre. El concentrado obtenido con una

ley de cobre del 28% se juntará con el concentrado obtenido en la flotación primaria

y se enviará a la etapa de espesamiento de concentrado.

La figura N° 26 representa el esquema de circuito de flotación:

Figura 26: Diagrama de Flujo Flotación PTE.

47

4. Manejo de Concentrado.

Considera las etapas de espesaje y filtrado, donde la etapa de espesamiento de

concentrado tiene por objetivo principal, recuperar agua y acondicionar la pulpa para

realizar la etapa de filtración de manera eficiente. El espesamiento se llevará a cabo

en un espesador de alta capacidad que concentrará sólidos desde un 25% hasta un

66% en peso con la ayuda de un floculante.

La descarga del espesador se realizará mediante dos bombas (1 en stand by), con

la que se impulsará la pulpa espesada hasta el estanque agitado de alimentación a

filtración. El agua recuperada se enviará al estanque de agua de proceso.

La etapa de filtración se realizará en dos filtros verticales de placas horizontales, en

donde se alimentará concentrado de cobre espesado con un 66% de sólidos para

obtener un queque de concentrado con una humedad inferior al 9%. El queque de

cada uno de los filtros se descargará a la tolva para alimentar a los camiones que

posteriormente lo llevarán hasta la catedral.

A continuación, en la figura N° 27 se muestra el diagrama del sistema de

espesamiento.

Figura 27: Diagrama de flujo sistema de espesamiento.

5. Manejo de Relaves.

El relave final de flotación será impulsado mediante dos bombas centrifugas (1

operando y 1 stand by), quienes alimentarán al espesador de alta capacidad, de

diámetro igual a 25 [m], para concentrar los sólidos de la pulpa desde un 30% hasta

un 60% en peso con la ayuda de un reactivo floculante. La pulpa de relaves

espesada será descargada hasta un estanque agitado desde donde se impulsará

hasta un cajón de descarga a la canaleta de relaves, ubicado en colón bajo.

A continuación, en la figura N° 28 se muestra un diagrama del manejo de relaves.

48

Figura 28: Diagrama de flujo espesaje de relaves.

49

4. Azufre y arsénico en el proceso de fundición.

4.1 Fijación de azufre en el proceso.

El azufre que ingresa al proceso lo hace a través de un complejo mineralógico

compuesto principalmente de calcopirita (CuFeS2), Pirita (FeS2) y Bornita

(Cu5FeS4), el cual se descompone en Calcosina (Cu2S), Sulfuro Ferroso (FeS) y

Azufre pirítico (S2) en el proceso de fusión cuando entra en contacto con el baño del

Convertidor Teniente. Posteriormente, el azufre pirítico reacciona con el oxígeno

inyectado en el baño para formar dióxido de azufre (SO2) gaseoso a través de la

siguiente reacción.

𝑆2 + 𝑂2 → 𝑆𝑂2

La calcosina (Cu2S) y el sulfuro ferroso (FeS) que componen el metal blanco

continúan su proceso de conversión en los Convertidores Peirce Smith y a través

de una etapa oxidación los compuestos se transforman en cobre blíster (con azufre

disuelto) y escoria, mientras que el resto del azufre se convierte en dióxido de azufre

(SO2) gaseoso. El cobre blíster es dirigido a los hornos anódicos en donde a través

de un proceso de oxidación se reduce la cantidad de azufre fijada en el metal

liberando el resto hacia la atmósfera a través de SO2 gaseoso.

La escoria producida por los Convertidores Teniente es tratada en la Planta de

Tratamiento de Escorias en donde parte del arsénico se fija en el relave final y la

otra parte se retorna al horno.

Gran parte del dióxido de azufre (SO2) producido en los hornos es conducido hacia

el Manejo de Gases (97% app.), arrastrando polvos que contienen azufre en forma

de calcosina y sulfuro de fierro en su interior. Mientras que la otra parte, se libera a

la atmosfera como gas fugitivo.

En el manejo de gases se convierte aproximadamente un 1 – 2 % del SO2 en SO3

debido a la disminución de la temperatura y en la zona de lavado de la Planta de

Limpieza de Gases reacciona con agua para formar H2SO4 que es conducido al

efluente para posteriormente fijar el azufre en el RESPEL.

Cuando el flujo de gases en la Planta de Limpieza de Gases sobrepasa su

capacidad parte del SO2 se libera por chimenea mientras que el resto es conducido

al reactor de conversión para formar SO3, en este reactor la conversión es cercana

al 97,5%, por lo tanto, lo que no reacciona se libera a la atmosfera en forma de SO2.

El trióxido de azufre formado es conducido a la torre de absorción en donde

aproximadamente el 99% reacciona con agua con agua para formar ácido sulfúrico

y fijar el azufre, mientras que el gas restante es emitido por chimenea.

Por último, parte de los polvos arrastrados son recuperados en los precipitadores

electrostáticos fijando el azufre en lo que se conoce como “polvos recuperados”.

50

La figura N° 29 esquematiza el trayecto del azufre en el proceso de fundición.

Finalmente, el azufre es fijado principalmente en ácido además de escoria

botadero/relave, RESPEL, polvos recuperados.

Figura 29: Trayectoria del azufre en el proceso de fundición.

4.2 Fijación de arsénico en el proceso.

El arsénico que ingresa al proceso lo hace a través de la Tenantita (Cu12As4S13) que

al ponerse en contacto con el baño del Convertidor Teniente se descompone en

Calcosina (Cu2S), Covelina (CuS) y trisulfuro de arsénico (As2S3). Luego, en la

etapa de oxidación el As2S3 reacciona con oxígeno para formar trióxido de arsénico

(As2O3) el cual se distribuye en las fases metal blanco, escoria y gases.

El arsénico contenido en la fase metal blanco continúa hacia los Convertidores

Peirce Smith y se distribuye nuevamente en cobre blíster, escoria y gases.

Finalmente, el arsénico contenido en el cobre blíster se fija en el cobre anódico,

escoria y gases. Mientras que parte del arsénico contenido en la escoria CT se fija

en el relave final y el resto se retorna al horno.

Gran parte del trióxido de arsénico (As2O3) gaseoso producido en el CT es

conducido hacia el Manejo de Gases (97% app.), arrastrando polvos que contienen

trióxido de arsénico en su interior. Mientras que la otra parte, se libera a la atmosfera

como gas fugitivo.

En la Planta de Limpieza de Gases el arsénico es removido de la corriente gaseosa

para ser enviado a la Planta de Tratamiento de Efluentes y también para evitar el

envenenamiento del catalizador utilizado en el reactor de conversión.

Finalmente, en la Planta de Tratamiento de Efluentes gran parte del arsénico es

precipitado y encapsulado en una matriz de sulfato de calcio quedando fijado en el

RESPEL y pequeñas trazas quedan disueltas en el agua tratada.

Parte del arsénico arrastrado en los polvos se recupera en los PP.EE.

S (escoria)

S (SO2chimenea)

Corriente gaseosa intermedia

Disposición final

S (H2SO4 efluente)

S (SO2/SO3 gas + polvos)

S (SO2 gas + polvos)

S (SO2 gas fugitivo)

S (concentradoescoria)

S (relave final)

S (escoria)S (Cu Anódico)

S (Blíster)

S (metalblanco)S (mineral)

CONVERTIDOR TENIENTE

CONVERTIDOR PEIRCE SMITH

HORNO ANÓDICO

TRATAMIENTODE ESCORIAS

S (SO2 gas + polvos)

S (SO2 gas fugitivo)

MANEJO DE GASES

PLANTA DE LIMPIEZA DE

GASES

S (SO2, SO3 gas chimenea )

S (SO2, SO3 gas sin reaccionar)

S (H2SO4)

PLANTA DE TRATAMIENTO DE EFLUENTES

S (RESPEL)

Corriente líquida intermedia

S (polvos recuperados)

S (escoria)

51

Finalmente, el arsénico se recupera en RESPEL, ánodo, escoria botadero/relave y

polvos recuperados.

A continuación, en la figura N° 30 se esquematiza el proceso anteriormente descrito.

Figura 30: Trayectoria del arsénico en el proceso fundición.

4.3 Aspectos fenomenológicos relacionados al proceso.

• Torre de conversión de SO2 a SO3.

La oxidación de anhídrido sulfuroso junto con oxígeno para producir anhídrido

sulfúrico es una reacción altamente exotérmica y reversible que se lleva a cabo en

la torre de conversión de 4 lechos que utiliza pentóxido de vanadio (V2O5) como

catalizador para aumentar la velocidad de reacción.

𝑆𝑂2 +1

2𝑂2 ↔ 𝑆𝑂3 + 𝐶𝑎𝑙𝑜𝑟

El calor de reacción se calcula a través de la siguiente ecuación, por lo que el

aumento de la temperatura es directamente proporcional a la conversión alcanzada

y a su vez al SO2 alimentado.

∆𝐻 ≈ −100 [𝑀𝐽

𝑘𝑚𝑜𝑙]

La reacción ocurre parcialmente en cada sección del convertidor iniciando en el

lecho N° 1, donde el producto es enfriado hasta una temperatura óptima para

ingresar al segundo lecho y continuar con la conversión, el producto de salida

también es enfriado y se retorna hasta el lecho N° 3 en donde ocurre nuevamente

la conversión y el producto se enfría para ser ingresado al último lecho.

En la figura N° 31 se esquematiza el proceso de calentamiento y enfriamiento que

ocurre dentro del reactor de conversión para una oxidación máxima alcanzable

cuando el gas contiene un 10% de SO2.

As (escoria)

As (metalblanco)

Corriente gaseosa intermedia

Disposición final

As (efluente)

As (As2O3 gas+ polvos

As (A2O3 gas + polvos)

As (As2O3 gas fugitivo)

As (concentradoescoria)

As (relave final)

As (escoria)As (Cu Anódico)

As (Blíster)As (mineral)

CONVERTIDOR TENIENTE

CONVERTIDOR PEIRCE SMITH

HORNO ANÓDICO

TRATAMIENTODE ESCORIAS

As (As2O3 gas + polvos)

As (As2O3 gas fugitivo)

MANEJO DE GASES

PLANTA DE LIMPIEZA DE

GASES

As (As2O3 gas chimenea )

As (aguarecuperada)

PLANTA DE TRATAMIENTO DE EFLUENTES

As (RESPEL)

Corriente líquida intermedia

As (polvos recuperados)

As (escoria)

52

Figura 31: Perfil de temperatura vs % conversión de SO2 a SO3

• Torre de absorción de SO3 en ácido sulfúrico.

El SO3 producido en la torre de conversión, pese a estar lo suficientemente frío, no

se debe combinar directamente con agua debido a que la reacción es altamente

exotérmica. (Davenport-King)

∆𝐻 ≈ −132 [𝑀𝐽

𝑘𝑚𝑜𝑙]

Es por esto que se mezcla indirectamente mediante absorción en ácido sulfúrico

concentrado al 98% a través de las siguientes ecuaciones:

𝑆𝑂3 + 𝐻2𝑆𝑂4 → 𝐻2𝑆2𝑂7 (ó𝑙𝑒𝑢𝑚)

El ácido sulfúrico fumante o también llamado óleum reacciona de forma segura con

agua a través de la siguiente reacción:

𝐻2𝑆2𝑂7 + 𝐻2𝑂 → 2 𝐻2𝑆𝑂4

• Distribución del arsénico en horno.

La distribución de arsénico en las corrientes relacionadas al proceso se determina

en función de los coeficientes de distribución, los cuales indican el porcentaje del

arsénico que se encuentra en la salida del equipo con respecto al total alimentado.

La Fundición Caletones ha estimado estos coeficientes de distribución tomando

como referencia el balance de cobre y considerando el balance metalúrgico del año

2014. (Benitez, 2016). En la figura N° 32 se muestran los factores de distribución

correspondientes para los equipos de la Fundición de Caletones.

Figura 32: Distribución de arsénico en Fundición Caletones.

Horno Metal

Blanco CTEscoria CT Gas

Cobre

BlísterMazamorra

Cobre

Anódico

Escoria

Anódica

Concentrado

PTERelave PTE

Convertidor Teniente 11,97% 37,85% 50,12%

Convertidor Peirce Smith 14,16% 66,08% 19,75%

Horno Anódico 8,55% 84,97% 6,48%

Planta de Escorias 54,50% 45,50%

53

5. Desarrollo del modelo.

5.1 Metodología para el desarrollo.

La metodología consistió en elaborar los balances de materia y energía del proceso

de fusión y conversión del mineral y con la producción de gases obtenida se elaboró

el balance de masa y energía de los gases de fundición en el proceso “Manejo de

Gases” y el balance de masa de la “Planta de Limpieza de Gases” y “Planta de

Tratamiento de Efluentes”. Luego, se construyó el modelo Fundición en base a la

operación actual de la planta, es decir, con los Hornos de Limpieza de Escorias en

operación, considerando un comportamiento teórico de las variables y luego

ajustándolo a la realidad a través de factores de ajuste.

El modelo se ajustó y validó en base a los datos obtenidos durante el año en curso,

considerando una operación normal entre 4.000 y 4.100 toneladas de concentrado

seco procesadas.

Finalmente, se proyectó el modelo construido en un nuevo modelo Fundición que

considera a la planta en una condición futura, es decir, con la Planta de Tratamiento

de Escorias en operación y con la Torre de Gases de Cola.

Para la construcción del modelo se utilizó la herramienta Microsoft Excel con

referencias circulares que son resueltas por un cálculo iterativo de 30 iteraciones.

El objetivo de utilizar esta herramienta hace referencia a que cualquier persona

pueda usar y entender fácilmente el modelo, visualizando claramente cuales son las

variables que es posible modificar. Además, al estar construido en Excel es posible

utilizarlo en cualquier computador sin la necesidad de comprar la licencia de algún

programa en particular.

5.2 Límite de batería del modelo.

El modelo Fundición de Caletones está definido desde la inyección del concentrado

seco a los Convertidores Teniente hasta la producción de cobre anódico, relave

final, ácido sulfúrico y RESPEL, como lo indica la figura N° 33.

Figura 33: Límite de batería Modelo Fundición.

54

5.3 Consideraciones del modelo.

El modelo construido tiene las siguientes consideraciones:

• Las Plantas de Limpieza de Gases y Tratamiento de Efluentes funcionan en

condiciones de operación normal, es decir, la concentración de SO2 y As2O3

alimentada se encuentra por debajo de las consideraciones del diseño de cada

planta. 9 – 11 [g/L] de As2O3 en el caso de la ETP y 10% de SO2 para la PLG.

• Debido al punto anterior, es que no se considera el balance térmico de la Planta

de Limpieza de Gases y, además, porque se encuentra fuera de los alcances

del proyecto.

• En la Planta de Limpieza de Gases se considera como único limitante el flujo de

gas seco que circula a través del soplador.

• El modelo está realizado para responder a las variables de producción para una

operación cercana al promedio y no considera situaciones anormales que se

encuentran fuera de las condiciones de diseño de la planta.

• Se consideran los factores de distribución de arsénico medidos y calculados para

los equipos de la Fundición Caletones.

• Solo para simplificar los cálculos se considera que la producción de ácido

sulfúrico se hace al reaccionar directamente SO3 con agua sin producir el

intermediario óleum.

• Se considera que el arsénico del proceso se encuentra en su estado As+3.

• El modelo considera 2 CT, 2 CPS, 1 HA, 1 PTE, 1 MAGA CT, 2 MAGA CPS, 2

PLG y 2 ETP.

5.4 Balance de masa y energía.

5.4.1 Proceso conversión del mineral.

El mineral compuesto principalmente de Calcopirita (CuFeS2) y Pirita (FeS2), es

ingresado al baño del Convertidor Teniente en donde se funde y convierte a

temperaturas sobre los 1200 °C, mediante una reacción química de oxidación hasta

obtener Metal Blanco con un 74 – 76% de Cu, Escoria con un 6 - 8% de cobre y

Gases con un 22 - 25% de SO2 aproximadamente.

Para llevar a cabo el proceso es necesario inyectar oxigeno enriquecido (35%) con

el objetivo de asegurar la conversión del mineral. Además, se inyecta como fundente

Sílice para la formación de escoria y finalmente se agrega carga fría con el objetivo

de mantener la temperatura del horno y evitar que esta aumente excesivamente

debido a la energía liberada por las reacciones.

55

El balance de masa del Convertidor Teniente considera las siguientes corrientes:

Figura 34: Corrientes Convertidor Teniente.

• Balance de masa Convertidor Teniente:

𝐹 𝑐𝑜𝑛𝑐 + 𝐹 𝑓𝑢𝑛𝑑 + 𝐹 𝑂2

+ 𝐹 𝐶.𝐹 + 𝐹 𝑟𝑒𝑡𝑜𝑟𝑛𝑜𝑠 = 𝐹 𝑚𝑒𝑡𝑎𝑙 𝑏𝑙𝑎𝑛𝑐𝑜 + 𝐹 𝑒𝑠𝑐𝑜𝑟𝑖𝑎 + 𝐹 𝑔𝑎𝑠𝑒𝑠 + 𝐹 𝑝𝑜𝑙𝑣𝑜𝑠 (1)

Donde:

Fi = Flujo másico de la corriente (i), [tpd].

Debido a que el Convertidor Teniente opera en continuo, es necesario que los

productos sean evacuados en forma constante. Para esto, se utiliza el sangrado

que consiste en la descarga del metal blanco y escoria a través de placas que se

encuentran ubicadas en los cabezales del horno.

Cada Convertidor Teniente tiene una placa para metal blanco ubicada en el lado del

Garr-Gun y a nivel de piso, y una para sangrado de escoria que se ubica en el

cabezal del lado de la boca y a 150 [cm] del piso.

El Garr-Gun es una zona del Convertidor CT por donde ingresa la carga fría, el

fundente y el concentrado húmedo. Mientras que la Boca es un sector ubicado en

la parte superior del horno por donde circulan los gases producto de las reacciones

que se llevan a cabo.

Las reacciones del concentrado son:

2 𝐶𝑢𝐹𝑒𝑆2 + 𝑂2 → 𝐶𝑢2𝑆 + 2 𝐹𝑒𝑆 + 𝑆𝑂2 ∆𝐻𝑟𝑥 = −120,64 [𝑀𝑐𝑎𝑙

𝑡𝑜𝑛] (2)

2 𝐶𝑢𝑆 + 𝑂2 → 𝐶𝑢2𝑆 + 𝑆𝑂2 ∆𝐻𝑟𝑥 = −343,78 [𝑀𝑐𝑎𝑙

𝑡𝑜𝑛] (3)

2 𝐶𝑢5𝐹𝑒𝑆4 + 𝑂2 → 5 𝐶𝑢2𝑆 + 2 𝐹𝑒𝑆 + 𝑆𝑂2 ∆𝐻𝑟𝑥 = −39,58 [𝑀𝑐𝑎𝑙

𝑡𝑜𝑛] (4)

𝐹𝑒𝑆2 + 𝑂2 → 𝐹𝑒𝑆 + 𝑆𝑂2 ∆𝐻𝑟𝑥 = −445,96 [𝑀𝑐𝑎𝑙

𝑡𝑜𝑛] (5)

56

Debido a que las reacciones involucradas son de carácter exotérmico (∆Hrx < 0), se

produce la descomposición del arsénico y la fusión de la calcosina proveniente del

mineral.

𝐶𝑢12𝐴𝑠4𝑆13 → 5 𝐶𝑢2𝑆 + 2 𝐶𝑢𝑆 + 2 𝐴𝑠2𝑆3 (6)

𝐶𝑢2𝑆(𝑠) → 𝐶𝑢2𝑆(𝑙) (7)

Por otro lado, las reacciones de oxidación del fierro y arsénico son:

2 𝐹𝑒𝑆 + 3 𝑂2 → 2 𝐹𝑒𝑂 + 2 𝑆𝑂2 ∆𝐻𝑟𝑥 = −1.267,45 [𝑀𝑐𝑎𝑙

𝑡𝑜𝑛] (8)

3 𝐹𝑒𝑆 + 5 𝑂2 → 𝐹𝑒3𝑂4 + 3 𝑆𝑂2 ∆𝐻𝑟𝑥 = −1.498,52 [𝑀𝑐𝑎𝑙

𝑡𝑜𝑛] (9)

2 𝐴𝑠2𝑆3 + 9 𝑂2 → 2 𝐴𝑠2𝑂3 + 6 𝑆𝑂2 ∆𝐻𝑟𝑥 = −1.415,71 [𝑀𝑐𝑎𝑙

𝑡𝑜𝑛] (10)

Finalmente, se produce la reacción de formación de escoria.

2 𝐹𝑒𝑂 + 𝑆𝑖𝑂2 → 2 𝐹𝑒𝑂 ∗ 𝑆𝑖𝑂2 ∆𝐻𝑟𝑥 = −61,01 [𝑀𝑐𝑎𝑙

𝑡𝑜𝑛] (11)

Cabe destacar que la relación Fe/SiO2 es uno de los parámetros más importantes

dentro del Convertidor Teniente y corresponde al cociente entre la cantidad en peso

de hierro total con respecto a la sílice en la escoria fayalítica.

Este parámetro afecta directamente en la formación de la escoria ya que si es muy

bajo (inferior a 0,9 [u] a 1250 °C) los iones silicatados se saturan y la tridimita (SiO2)

comienza a precipitar. Por otra parte, si se encuentra por sobre 1,8 [u] a 1250 °C se

promueve la generación de espineles de hierro (como la magnetita) dentro de la

fase escoria (Modelo geometalúrgico predictivo de la viscosidad de escorias de

fusión en función de la cantidad de minerales de arcilla en concentrados de cobre,

2016).

Los productos de las reacciones se distribuyen en 3 fases: M.B, escoria y gases. La

primera fase está compuesta principalmente de Calcosina (Cu2S), Sulfuro de Fierro

(FeS) y trazas de Trióxido de Arsénico (As2O3), mientras que la escoria se compone

principalmente de óxidos de sílice y fierro, entre otros, además de calcosina y sulfuro

de fierro. Finalmente, la fase gaseosa está compuesta por nitrógeno y oxígeno

provenientes de los flujos de soplado, además de dióxido de azufre (SO2) y trazas

de trióxido de arsénico (As2O3) que por normativa ambiental deberán ser tratados.

Flujo de soplado:

El flujo de soplado está compuesto por 4 ítems que se detallan a continuación:

1. Flujo de aire de soplado:

𝐹𝑙𝑢𝑗𝑜 𝑎𝑖𝑟𝑒 𝑠𝑜𝑝𝑙𝑎𝑑𝑜 = 𝐹. 𝑡𝑜𝑡𝑎𝑙 𝑎𝑖𝑟𝑒 − 𝐹. 𝑎𝑖𝑟𝑒 𝑖𝑛𝑦𝑒𝑐𝑐𝑖ó𝑛 − 𝐹. 𝑎𝑖𝑟𝑒 𝑎𝑛𝑢𝑙𝑎𝑟 (12)

57

𝐹. 𝑡𝑜𝑡𝑎𝑙 𝑎𝑖𝑟𝑒 = 𝑉𝑜𝑙ú𝑚𝑒𝑛 𝑂2𝑖𝑛𝑑𝑢𝑠𝑡𝑟𝑖𝑎𝑙 ∗ 𝑅𝑎𝑧ó𝑛 (

𝐴𝑖𝑟𝑒

𝑂2𝑖𝑛𝑑) (13)

𝑉𝑜𝑙ú𝑚𝑒𝑛 𝑡𝑜𝑡𝑎𝑙 𝑂2 = 𝑉𝑜𝑙. 𝑂2𝑖𝑛𝑑𝑢𝑠𝑡𝑟𝑖𝑎𝑙 ∗ 𝑝𝑢𝑟𝑒𝑧𝑎 + 𝑉𝑜𝑙. 𝑎𝑖𝑟𝑒 ∗ 0,21 (14)

% 𝐸𝑛𝑟𝑖𝑞𝑢𝑒𝑐𝑖𝑚𝑖𝑒𝑛𝑡𝑜 =𝑉𝑜𝑙. 𝑂2 ∗ 𝑝𝑢𝑟𝑒𝑧𝑎 + 𝑉𝑜𝑙. 𝑎𝑖𝑟𝑒 ∗ 0,21

𝑉𝑜𝑙. 𝑂2 + 𝑉𝑜𝑙. 𝑎𝑖𝑟𝑒 (15)

2. Flujo de aire de inyección: Su valor es cercano a los 850 Nm3/h.

3. Flujo de aire anular: Su valor está entre los 4.300 – 4.700 Nm3/h.

4. Flujo de oxígeno: Corresponde al volumen de oxígeno industrial utilizado para

llevar a cabo las reacciones de oxidación.

• Balance de energía Convertidor Teniente:

Calor asociado a Fusión-Conversión

El balance de energía tiene como supuesto la entrada del mineral a 25 °C en donde

se produce la reacción y como consecuencia una liberación de energía que es

utilizada para aumentar la temperatura de los productos hasta la temperatura de

salida. Este supuesto tiene como objetivo utilizar las entalpías de formación

estándar de cada compuesto para así realizar un cálculo más real del calor de

reacción del proceso.

Figura 35: Balance de energía reacciones Convertidor Teniente.

Como se mencionó anteriormente, el mineral ingresa al convertidor y es aquí donde

instantáneamente se producen las reacciones de descomposición y oxidación. Las

reacciones involucradas son de carácter exotérmico (dH rx < 0) y el calor de

reacción es calculado mediante la siguiente ecuación:

𝑑𝐻𝑟𝑒𝑎𝑐𝑐𝑖ó𝑛 = 𝑚𝑜𝑙𝑝𝑟𝑜𝑑𝑢𝑐𝑡𝑜,𝑝 ∗ 𝐻𝑓,𝑃298°𝐾 − 𝑚𝑜𝑙𝑟𝑒𝑎𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜,𝑟 ∗ 𝐻𝑓,𝑟

298°𝐾 (16)

58

En el anexo A se muestra la tabla con las entalpías de formación estándar de cada

compuesto.

El calor liberado por las reacciones es utilizado para elevar la temperatura de las

fases hasta la temperatura de salida. En este caso, como se consideró una

temperatura de reacción igual a 25 °C (298 °K), la transformación de reactivos en

productos se llevará a cabo a 25°C (en estado sólido) y posteriormente la

temperatura de los productos aumentará hasta alcanzar su punto de fusión, en

donde cambiará su estado de agregación, y continuará aumentando su temperatura

hasta alcanzar la condición de salida, como se muestra en la figura N° 36.

Figura 36: Temperatura productos reacción.

El cálculo del calor sensible y latente asociado a cada compuesto se realiza con las

ecuaciones N° 17, 18 y 19.

𝑄𝑠𝑒𝑛𝑠𝑖𝑏𝑙𝑒 (25 °𝐶→𝑇° 𝐹𝑢𝑠𝑖ó𝑛),𝑝 = 𝑚𝑜𝑙𝑝 ∗ 𝑐𝑝𝑝 ∗ ( 𝑇𝑓𝑢𝑠𝑖ó𝑛 − 25°𝐶) (17)

𝑄𝑙𝑎𝑡𝑒𝑛𝑡𝑒,𝑝 = 𝑚𝑜𝑙𝑝 ∗ 𝑑𝐻𝑠 →𝑙 (18)

𝑄𝑠𝑒𝑛𝑠𝑖𝑏𝑙𝑒 (𝑇° 𝐹𝑢𝑠𝑖ó𝑛→𝑇° 𝑠𝑎𝑙𝑖𝑑𝑎) = 𝑚𝑜𝑙𝑝 ∗ 𝑐𝑝𝑝 ∗ (𝑇°𝑠𝑎𝑙𝑖𝑑𝑎 − 𝑇°𝑓𝑢𝑠𝑖𝑜𝑛) (19)

Debido a que los productos de reacción se mueven en un amplio rango de

temperatura, el calor específico (cp) debe ser calculado para cada uno de los tramos

donde está definido, por lo tanto, el calor sensible queda definido de la siguiente

manera:

𝑄𝑠𝑒𝑛𝑠𝑖𝑏𝑙𝑒 = ∫ 𝑐𝑝 𝑑𝑇 𝑇2

𝑇1

= 𝑚𝑜𝑙𝑝 ∗ ∫ 𝐴 + 𝐵𝑇 ∗ 10−3 + 𝐶𝑇−2 ∗ 105 + 𝐷𝑇2 ∗ 10−6𝑇2

𝑇1

(20)

𝑄𝑠𝑒𝑛𝑠𝑖𝑏𝑙𝑒 = 𝑚𝑜𝑙𝑝 ∗ (𝐴 ∗ 𝑇 +𝐵

2∗ 𝑇2 ∗ 10−3 −

𝐶

𝑇∗ 105 +

𝐷

3∗ 𝑇3 ∗ 10−6 )/𝑇1

𝑇2 (21)

59

En el anexo B se muestran las constantes A, B, C y D de los elementos productos

de reacción.

Pérdidas de calor Convertidor Teniente

Las pérdidas de calor del Convertidor Teniente se encuentran asociadas a dos

mecanismos, los cuales son: Conducción (pérdidas de calor por cabezales y manto)

y Radiación (pérdidas de calor por boca).

Se considera que los Convertidores Teniente están hechos de una capa de acero,

una capa de asbesto, una capa de magnetita y refractarios en cabezales y manto.

En el anexo C se encuentran las dimensiones asociadas a los Convertidores

Teniente.

1. Conducción en Cabezales:

Se consideran las pérdidas de calor por los dos cabezales que tiene cada

Convertidor Teniente.

𝑄𝑐𝑎𝑏𝑒𝑧𝑎𝑙 = 𝑈 ∗ 𝐴 ∗ (𝑇𝑖𝑛𝑡𝑒𝑟𝑖𝑜𝑟 ℎ𝑜𝑟𝑛𝑜 − 𝑇𝑝𝑎𝑟𝑒𝑑) (22)

U = Coeficiente global de transferencia de calor [Kcal/m2*h*K].

A = Área cabezal [m].

T interior horno = Temperatura del baño [°K].

T pared = Temperatura de la pared del horno [°K].

El coeficiente global de transferencia de calor se calcula con la ecuación N° 23.

𝑈 =1

𝑅𝑖=

1𝜀1

𝜅 1+

𝜀2

𝜅 2+

𝜀3

𝜅 3+

𝜀4

𝜅 4+

𝜀𝑛

𝜅 𝑛

(23)

ɛ = Espesor de la capa [m]

κ = Conductividad térmica del material [Kcal/h*m*K]

2. Conducción en Manto:

𝑄𝑚𝑎𝑛𝑡𝑜 = ∑ 𝑈 ∗ 𝐴 ∗ (𝑇𝑖𝑛𝑡𝑒𝑟𝑖𝑜𝑟 ℎ𝑜𝑟𝑛𝑜 − 𝑇𝑝𝑎𝑟𝑒𝑑) (24)

El manto se encuentra seccionado en 5 áreas, por lo que las pérdidas de calor se

deben calcular para cada una de ellas.

3. Radiación por Boca:

Los gases producidos en las reacciones del horno se liberan a través de la boca a

su circuito de tratamiento. Sin embargo, en el trayecto liberan energía en forma de

radiación.

𝑄𝑟𝑎𝑑𝑖𝑎𝑐𝑖𝑜𝑛 = 𝜖 ∗ 𝜎 ∗ 𝐴 ∗ (𝑇𝑠𝑢𝑝.𝑟𝑎𝑑𝑖𝑎𝑛𝑡𝑒4 − 𝑇𝑠𝑢𝑝.𝑟𝑎𝑑𝑖𝑎𝑑𝑎

4 ) (25)

60

ϵ = Emisividad [-]

σ = Constante de Boltzman [J/m2*s*K4]

A = Área de la boca del horno [m2]

T sup. radiante = Temperatura superficie radiante (líquido) [°K]

T sup. radiada = Temperatura superficie radiada (campana) [°K]

Balance de energía global Convertidor Teniente

Con las ecuaciones para el cálculo de calor de reacción (16), calor sensible

asociado a los productos (17, 18, 19 y 21) y pérdidas de calor (22, 24 y 25), el

balance de energía global para el Convertidor Teniente queda definido a

continuación:

𝑄𝑟𝑥 + 𝑄𝑚𝑒𝑡𝑎𝑙 𝑏𝑙𝑎𝑛𝑐𝑜 + 𝑄𝑒𝑠𝑐𝑜𝑟𝑖𝑎 + 𝑄𝑔𝑎𝑠𝑒𝑠 + 𝑄𝑎𝑖𝑟𝑒 𝐺−𝐺 + 𝑄𝑝𝑒𝑟𝑑𝑖𝑑𝑎𝑠 = 𝑄𝑒𝑥𝑐/𝑑𝑒𝑓 (26)

Donde:

Q rx = Calor de reacción [Mcal/día].

Q producto = Calor necesario asociado al aumento de temperatura del metal blanco,

escoria y gases, desde los 25° hasta la temperatura de salida de cada fase.

Considera calor sensible y calor latente (si es necesario) [Mcal/dia].

Q aire G-G = Calor asociado al aumento de temperatura del aire Garr-Gun, desde su

temperatura de entrada hasta la temperatura de los gases [Mcal/dia].

Q perdidas = Calor asociado a las pérdidas de calor por conducción y radiación, a

través de manto y cabezales del convertidor [Mcal/dia].

Q exc/def = Exceso o déficit de calor que tiene el convertidor para mantener la

temperatura en un valor fijo.

Carga Fría (C.F)

Debido a que las reacciones asociadas al proceso de conversión de mineral son

altamente exotérmicas, es necesario utilizar un agente externo para mantener la

temperatura dentro del horno cercana a los 1220 – 1240 °C, y así aminorar el

deterioro de los materiales internos del equipo.

Para esto se utiliza lo que se conoce como “Carga Fría”, que es masa de mineral

procesado circulante que se produce al juntar los fondos de las tazas de metal

blanco y escoria, y que al enfriarse forman costras que contienen un porcentaje de

cobre considerable que es necesario recuperar.

El exceso de calor que tiene el horno es utilizado para fundir la carga fría y así

mantener constante la temperatura de las fases. Por lo tanto, la cantidad de carga

61

fría requerida en el proceso se calcula utilizando su composición en masa y la

energía de cada componente como se indica a continuación (CODELCO - División

El Teniente, 2018):

𝑄𝑐𝑎𝑟𝑔𝑎 𝑓𝑟𝑖𝑎 = ∑ %𝑐𝑜𝑚𝑝𝑢𝑒𝑠𝑡𝑜,𝑝 ∗ 𝑄𝑐𝑜𝑚𝑝𝑢𝑒𝑠𝑡𝑜,𝑝 (27)

𝑡𝑜𝑛 𝐶. 𝐹 =𝑎𝑏𝑠(𝑄𝑒𝑥𝑐/𝑑𝑒𝑓)

𝑄𝑐𝑎𝑟𝑔𝑎 𝑓𝑟𝑖𝑎 (28)

Al adicionar carga fría al horno, esta se funde y posteriormente se distribuye para

formar parte de las fases metal blanco y escoria producidas por la fusión y

conversión del mineral.

Retornos Líquidos

Las escorias producidas por los Convertidores Peirce Smith, Hornos Anódicos y

Hornos de Limpieza de Escorias son devueltas al Convertidor Teniente para ser

reprocesadas y así aumentar la recuperación de cobre en el proceso.

La escoria producida por los Convertidores Peirce Smith es un circulante con alto

contenido de cobre metálico que al ponerse en contacto con oxígeno reacciona

formando óxido de cobre (Cu2O), que posteriormente reacciona con sulfuro de fierro

(FeS) para formar calcosina (Cu2S) de acuerdo con las siguientes reacciones:

4 𝐶𝑢 + 𝑂2 → 2 𝐶𝑢2𝑂 (29)

𝐶𝑢2𝑂 + 𝐹𝑒𝑆 → 𝐶𝑢2𝑆 + 𝐹𝑒𝑂 (30)

Los componentes de los circulantes se distribuyen para formar parte del metal

blanco y escoria.

Arrastre de polvos

Se estima que los polvos arrastrados por los gases del Convertidor Teniente se

encuentran cercano al 0,5% del concentrado alimentado al horno.

• Balance de masa Convertidor Peirce Smith:

El metal blanco de ley de cobre cercana al 74%, compuesto principalmente de

Calcosina (Cu2S), Sulfuro de Fierro (FeS) y trazas de Trióxido de Arsénico (As2O3),

es enviado al Convertidor Peirce Smith para continuar con la oxidación de cobre

hasta cobre metálico. Desde aquí se obtienen 3 fases llamadas: Cobre Blíster (99

% de Cu), Escoria mazamorra (30% Cu) y Gases con un contenido de SO2 cercano

al 16 – 18%.

Durante la oxidación se inyecta oxígeno para llevar a cabo las reacciones de

oxidación, además de carga fría para evitar el sobrecalentamiento del horno y

mantener la temperatura en un valor cercano a los 1220 °C.

62

El balance de masa del Convertidor Peirce Smith considera las siguientes

corrientes:

Figura 37: Corrientes Convertidor Peirce Smith.

𝐹 𝑚𝑒𝑡𝑎𝑙 𝑏𝑙𝑎𝑛𝑐𝑜 + 𝐹 𝑂2+ 𝐹 𝐶.𝐹 = 𝐹 𝑏𝑙𝑖𝑠𝑡𝑒𝑟 + 𝐹 𝑒𝑠𝑐𝑜𝑟𝑖𝑎 + 𝐹 𝑔𝑎𝑠𝑒𝑠 + 𝐹 𝑝𝑜𝑙𝑣𝑜𝑠 (31)

Donde:


Debido a que la operación del Convertidor Peirce Smith es batch (discontinua), el

proceso de conversión del metal blanco a cobre blíster se realiza en etapas de

soplado de duración aproximada a 220 [min] por carga.

A continuación, en la figura N° 38 se muestra la evolución de las etapas de soplado

en CPS.

Figura 38: Evolución de las etapas de soplado CPS.

Las reacciones asociadas al proceso son:

2 𝐹𝑒𝑆 + 3 𝑂2 → 2 𝐹𝑒𝑂 + 2 𝑆𝑂2 ∆𝐻𝑟𝑥 = −1.267,17 [𝑀𝑐𝑎𝑙

𝑡𝑜𝑛] (32)

3 𝐹𝑒𝑆 + 5 𝑂2 → 𝐹𝑒3𝑂4 + 3 𝑆𝑂2 ∆𝐻𝑟𝑥 = −1.558.4 [𝑀𝑐𝑎𝑙

𝑡𝑜𝑛] (33)

63

𝐶𝑢2𝑆 + 𝑂2 → 2 𝐶𝑢 + 𝑆𝑂2 ∆𝐻𝑟𝑥 = −297,76 [𝑀𝑐𝑎𝑙

𝑡𝑜𝑛] (34)

2 𝐶𝑢2𝑆 + 3 𝑂2 → 2 𝐶𝑢2𝑂 + 2 𝑆𝑂2 ∆𝐻𝑟𝑥 = −684,80 [𝑀𝑐𝑎𝑙

𝑡𝑜𝑛] (35)

Flujo de soplado

Debe estar entre 35.000 y 40.000 Nm3/h, para así lograr un tiempo de soplado

óptimo, un control adecuado de la temperatura del baño y un número adecuado de

toberas en operación. El flujo deber ser suficiente para vencer la resistencia ofrecida

por los líquidos y permitir la salida del aire como burbujas. El flujo de aire de soplado

depende de la calidad del metal blanco, la temperatura del baño, N° de toberas en

operación, flujo de oxígeno y diámetro de las toberas.

Impurezas Cobre Blíster

Según el diagrama de equilibrio entre cobre y azufre mostrado en la figura N° 39,

cuando la concentración de azufre presente en el cobre blíster es menor al 0,9% a

1105 °C, la calcosina (Cu2S) se descompone en cobre y azufre disuelto quien forma

parte de las impurezas y que posteriormente será necesario remover en el proceso

de refinación (Sharma & Chang, 1980).

Figura 39: Diagrama de equilibrio Cu-S.

• Balance de energía Convertidor Peirce Smith

A diferencia del Convertidor Teniente, donde el concentrado seco ingresa y

reacciona a 25 °C, el metal blanco ingresa al Convertidor Peirce Smith a una

temperatura cercana a los 1240 °C. En este caso se utiliza una metodología que

consiste en bajar (teóricamente) la temperatura del metal blanco hasta los 25 °C, en

donde ocurre la reacción de oxidación y posteriormente con el calor liberado por

64

esta acción y además por las reacciones, se aumenta la temperatura de los

productos hasta aproximadamente 1220 °C.

Esta metodología se realiza con el objetivo de utilizar las entalpías estándar de

formación y así obtener un cálculo del calor de reacción teóricamente más correcto.

La figura N° 40, representa la metodología anteriormente indicada.

Figura 40: Balance de energía reacciones CPS.

A continuación, en la figura N° 41 se muestra el enfriamiento del metal blanco hasta

los 25°C, temperatura a la que se lleva a cabo la reacción de oxidación.

Figura 41: Acondicionamiento metal blanco para reacción de oxidación.

La energía asociada a la disminución de la temperatura de los reactivos (metal

blanco), se calcula mediante las expresiones N° 36, 37 y 38.

𝑄𝑠𝑒𝑛𝑠𝑖𝑏𝑙𝑒 (𝑇𝑚.𝑏𝑙𝑎𝑛𝑐𝑜→ 𝑇𝑓𝑢𝑠𝑖𝑜𝑛,𝑝) = 𝑚𝑜𝑙𝑝 ∗ 𝑐𝑝𝑝 ∗ ( 𝑇𝑚𝑒𝑡𝑎𝑙 𝑏𝑙𝑎𝑛𝑐𝑜 − 𝑇𝑓𝑢𝑠𝑖ó𝑛,𝑝) (36)

𝑄𝑙𝑎𝑡𝑒𝑛𝑡𝑒,𝑝 = 𝑚𝑜𝑙𝑝 ∗ 𝑑𝐻𝑙 →𝑠 (37)

𝑄𝑠𝑒𝑛𝑠𝑖𝑏𝑙𝑒 (𝑇°𝑓𝑢𝑠𝑖ó𝑛,𝑝→ 25°𝐶) = 𝑚𝑜𝑙𝑝 ∗ 𝑐𝑝𝑝 ∗ (𝑇°𝑓𝑢𝑠𝑖𝑜𝑛,𝑝 − 25 °𝐶) (38)

65

El aumento de la temperatura de los productos de reacción sigue el patrón de la

figura N° 42, en donde los productos a 25 °C utilizan el calor liberado por la primera

etapa del proceso (enfriamiento del metal blanco, ec. N° 36, 37 y 38) y el calor

liberado producto de la reacción (ec. N° 16), para aumentar su temperatura hasta la

temperatura de salida del horno.

Figura 42: Temperatura productos CPS.

El calor necesario para incrementar la temperatura de los productos desde los 25

°C hasta la temperatura de salida del horno queda definido con las ecuaciones N°

39, 40 y 41.

𝑄𝑠𝑒𝑛𝑠𝑖𝑏𝑙𝑒 (25°𝐶→ 𝑇𝑓𝑢𝑠𝑖𝑜𝑛,𝑝) = 𝑚𝑜𝑙𝑝 ∗ 𝑐𝑝𝑝 ∗ ( 25 °𝐶 − 𝑇𝑓𝑢𝑠𝑖ó𝑛,𝑝) (39)

𝑄𝑙𝑎𝑡𝑒𝑛𝑡𝑒,𝑝 = 𝑚𝑜𝑙𝑝 ∗ 𝑑𝐻𝑠 →𝑙 (40)

𝑄𝑠𝑒𝑛𝑠𝑖𝑏𝑙𝑒 (𝑇°𝑓𝑢𝑠𝑖ó𝑛,𝑝→ 𝑇𝑠𝑎𝑙𝑖𝑑𝑎,𝑝) = 𝑚𝑜𝑙𝑝 ∗ 𝑐𝑝𝑝 ∗ (𝑇°𝑓𝑢𝑠𝑖𝑜𝑛,𝑝 − 𝑇𝑠𝑎𝑙𝑖𝑑𝑎,𝑝) (41)

Pérdidas de calor Convertidor Peirce Smith

Las pérdidas de calor del Convertidor Peirce Smith se encuentran asociadas a dos

mecanismos, los cuales son: Conducción (pérdidas de calor por cabezales y manto)

y Radiación (pérdidas de calor por boca). Se calculan con las ecuaciones N° 22, 23,

24 y 25.

Se considera que los Convertidores Peirce Smith están hechos de una capa de

acero, una capa de asbesto, una capa de magnetita y refractarios en cabezales y

manto.

En el anexo E se encuentran las dimensiones asociadas a los Convertidores Peirce

Smith.

66

Balance de energía global Convertidor Peirce Smith

Con las ecuaciones para el cálculo de calor de reacción (N° 16), calor asociado a

los reactivos (36, 37 y 38), calor asociado a los productos (39, 40 y 41) y las pérdidas

de calor (22, 24 y 25), el balance de energía global para el CPS queda definido a

continuación:

𝑄𝑚𝑒𝑡𝑎𝑙 𝑏𝑙𝑎𝑛𝑐𝑜 + 𝑄𝑟𝑥 + 𝑄𝑝𝑟𝑜𝑑𝑢𝑐𝑡𝑜 + 𝑄𝑝𝑒𝑟𝑑𝑖𝑑𝑎𝑠 = 𝑄𝑒𝑥𝑐/𝑑𝑒𝑓 (42)

Donde:

Q metal blanco = Calor liberado por el metal blanco al disminuir su temperatura desde

los 1240 °C app. hasta la temperatura de reacción (25 °C) [Mcal/carga].

Q rx = Calor de reacción [Mcal/carga].

Q producto = Calor necesario para aumentar la temperatura de los productos cobre

blíster, escoria y gases, desde los 25 °C hasta la temperatura de salida de cada

fase. Considera calor sensible y calor latente (si es necesario) [Mcal/carga].

Q pérdidas = Calor asociado a las pérdidas de calor por conducción y radiación, a

través de manto y cabezales del convertidor [Mcal/dia].

Q exc/def = Exceso o déficit de calor que tiene el convertidor para mantener la

temperatura en un valor fijo.

Carga Fría (C.F)

Debido a que las reacciones asociadas al proceso de oxidación de metal blanco a

blíster son altamente exotérmicas, es necesario utilizar un agente externo para

mantener la temperatura dentro del horno, y así evitar el deterioro de los materiales

internos del equipo.

Durante la operación del Convertidor Peirce Smith (CPS) también se utiliza carga

fría como agente externo, sin embargo, en este caso se confecciona carga fría de

alta ley (>50% Cu) con el objetivo de mantener estable el porcentaje de cobre

contenido en el cobre blíster.

El exceso de calor que tiene el horno es utilizado para fundir la carga fría y así

mantener constante la temperatura de las fases. Por lo tanto, la cantidad de carga

fría requerida en el proceso se calcula utilizando su composición en masa y la

energía de cada componente como se indica a continuación

𝑄𝑐𝑎𝑟𝑔𝑎 𝑓𝑟𝑖𝑎 = ∑ %𝑐𝑜𝑚𝑝𝑢𝑒𝑠𝑡𝑜,𝑝 ∗ 𝑄𝑐𝑜𝑚𝑝𝑢𝑒𝑠𝑡𝑜,𝑝 (43)

𝑡𝑜𝑛 𝐶. 𝐹 =𝑎𝑏𝑠(𝑄𝑒𝑥𝑐/𝑑𝑒𝑓)

𝑄𝑐𝑎𝑟𝑔𝑎 𝑓𝑟𝑖𝑎 (44)

67

Al adicionar carga fría al horno, esta se funde y posteriormente se distribuye para

formar parte de las fases cobre blíster y escoria producidas.

Arrastre de polvos

Se estima que el arrastre de polvos en los CPS es aproximadamente un 0,5% de

las toneladas cargadas al horno.

• Balance de masa Horno Anódico:

El cobre blíster de ley de cobre cercana al 98,5 % contiene una alta cantidad de

azufre y oxígeno disueltos en un 0,05% y 0,5% respectivamente. Con estos niveles,

el oxígeno con el azufre podría combinarse durante la solidificación, en forma de

ampollas de SO2 tanto sobre y dentro del metal, que limitarían el moldeo de ánodos

de superficie plana y fuerte.

Para evitar la formación de ampollas, se utilizan hornos de refinación anódica con

el objetivo de cumplir con estándares de la refinería electrolítica y, además, con las

normas de comercialización existentes.

A continuación, en la tabla N° 1 se muestran las especificaciones requeridas del

cobre anódico (Fundamentos de Metalurgía Extractiva, 2010).

Tabla 1: Especificaciones Cobre Anódico

Normas refinería Rango (ppm)

O 1.200 – 1.800

S 12 – 30

As 800 – 1.500

As/Sb ≥ 2,5

El proceso de refinación anódica es un proceso discontinuo y consta de las

siguientes etapas:

Figura 43: Etapas Refinación Anódica.

A continuación, en la figura N° 44 se muestra el diagrama de flujos del Horno

Anódico.

Carguío Escoriado Oxidación Reducción

68

Figura 44: Diagrama de flujo Horno Anódico.

𝐹 𝑏𝑙𝑖𝑠𝑡𝑒𝑟 + 𝐹 𝑂2+ 𝐹 𝑟𝑒𝑑𝑢𝑐𝑡𝑜𝑟 = 𝐹 𝐶𝑢 𝑎𝑛𝑜𝑑𝑖𝑐𝑜 + 𝐹 𝑒𝑠𝑐𝑜𝑟𝑖𝑎 + 𝐹 𝑔𝑎𝑠𝑒𝑠 (45)

Donde:


La primera etapa química del proceso consiste en la remoción de azufre a través de

la inyección de oxígeno, quienes reaccionarán para formar Dióxido de Azufre (SO2)

gaseoso.

La etapa de oxidación se describe a continuación:

𝑆𝑑𝑖𝑠𝑢𝑒𝑙𝑡𝑜 𝑒𝑛 𝐶𝑢(𝑙) + 𝑂2(𝑔) → 𝑆𝑂2(𝑔) (46)

1

2𝑂2(𝑔) = 𝑂𝑑𝑖𝑠𝑢𝑒𝑙𝑡𝑜 𝑒𝑛 𝐶𝑢 (𝑙) (47)

𝑆𝑑𝑖𝑠𝑢𝑒𝑙𝑡𝑜 𝑒𝑛 𝐶𝑢(𝑙) + 2 𝑂𝑑𝑖𝑠𝑢𝑒𝑙𝑡𝑜 𝑒𝑛 𝐶𝑢(𝑙) (48)

Al término de la etapa de oxidación, el contenido de azufre fluctúa entre 15 – 30

ppm, sin embargo, los niveles de oxígeno presente se encuentran entre 7.500 –

8.500 ppm. Para disminuir estos niveles, se lleva a cabo la segunda etapa química

del proceso que consiste en la remoción de oxígeno por medio de una reducción

con un agente reductor que puede ser petróleo, gas natural, etc (SIC UCC).

La etapa de reducción comienza con la descomposición del agente reductor con

formación de humo negro y posteriormente la reducción del oxígeno hasta las

condiciones requeridas.

La etapa de reducción se describe en las siguientes ecuaciones:

Formación de humo negro:

𝐶𝑛𝐻𝑚 (𝑟𝑒𝑑𝑢𝑐𝑡𝑜𝑟) = 𝑛 𝐶𝑝𝑜𝑙𝑣𝑜 + 𝑚2⁄ 𝐻2 (49)

Reacciones de Reducción:

𝐻2 + 𝑂𝑑𝑖𝑠𝑢𝑒𝑙𝑡𝑜 𝑒𝑛 𝐶𝑢 (𝑙) = 𝐻2𝑂 (50)

69

2 𝐶𝑝𝑜𝑙𝑣𝑜 + 𝑂 𝑑𝑖𝑠𝑢𝑒𝑙𝑡𝑜 𝑒𝑛 𝐶𝑢 (𝑙) = 2 𝐶𝑂 (51)

𝐶𝑂 + 𝑂𝑑𝑖𝑠𝑢𝑒𝑙𝑡𝑜 𝑒𝑛 𝐶𝑢 (𝑙) = 𝐶𝑂2 (52)

Reacciones de reformación:

𝐶10𝐻22 + 10 𝐻2𝑂 = 10 𝐶𝑂 + 21 𝐻2 (53)

De esta manera, el producto final del proceso son moldes de cobre de 99,7% de

pureza que son enviados a refinería o directamente a comercialización.

• Balance de masa Horno de Limpieza de Escorias:

Las escorias producidas por los Convertidores Teniente tienen un alto contenido de

Cobre que se pierde tanto por atrapamiento químico (20%), como por atrapamiento

físico (80%). Este último funciona como fundamento para la utilización de los Hornos

de Limpieza de Escorias para recuperar cobre circulante (Fundamentos de

Metalurgia Extractiva, 2010) .

1. Pérdidas de cobre por atrapamiento químico: Debido a la formación de óxidos

de cobre, que son altamente reactivos y se combinan fácilmente con la magnetita

formando Magnetita de cobre (Cu2O*Fe3O4), Ferrita de cobre (CuFe2O4) o Silicato

de cobre, siendo el único modo de recuperación la destrucción de estos compuestos

disminuyendo el contenido de magnetita a valores inferiores al 1%, lo que

económicamente no es rentable. Sin embargo, estas pérdidas se logran disminuir

minimizando la formación de óxidos de cobre.

2. Pérdidas de cobre por atrapamiento físico: Se debe principalmente a que las

partículas del metal no pueden decantar hacia la fase de metal debido a la

viscosidad de la escoria. La alta viscosidad de la escoria puede deberse a: baja

temperatura, exceso de carga fría, concentrado pobre en azufre, alto contenido de

magnetita (por alto coeficiente de oxigeno o déficit de sílice), alto contenido de sílice

libre.

La calidad química de la escoria se encuentra detallada en la tabla N° 2.

Tabla 2: Calidad química escoria CT

Detalle Valor

Relación Fe/SiO2 1,4 – 1,7

Cobre (Cu) < 7 %

Magnetita (Fe3O4) 15 – 18 %

Sílice (SiO2) 24 – 28 %

Para obtener una mayor recuperación de cobre, se utilizan los Hornos de Limpieza

de Escorias que, a través de un proceso de reducción con carboncillo, disminuyendo

la cantidad de magnetita presente en la escoria, bajando la viscosidad y por

consecuencia liberando el cobre para su posterior procesamiento.

70

En la figura N° 45, se muestra el diagrama de flujo de los Hornos de Limpieza de

Escorias.

Figura 45: Diagrama de flujo Horno de Limpieza de Escorias.

𝐹 𝑒𝑠𝑐𝑜𝑟𝑖𝑎 𝐶𝑇 + 𝐹𝑐𝑎𝑟𝑏𝑜𝑛𝑐𝑖𝑙𝑙𝑜 = 𝐹 𝑝𝑟𝑜𝑑𝑢𝑐𝑡𝑜 𝐻𝐿𝐸 + 𝐹 𝑒𝑠𝑐𝑜𝑟𝑖𝑎 𝑏𝑜𝑡𝑎𝑑𝑒𝑟𝑜 + 𝐹 𝑔𝑎𝑠𝑒𝑠 (54)

Donde:


La reducción de la magnetita con carboncillo se detalla en la siguiente ecuación:

2 𝐹𝑒3𝑂4 + 𝐶 → 6 𝐹𝑒𝑂 + 𝐶𝑂2 (55)

Del tratamiento de escorias llevado a cabo en los Hornos de Limpieza de Escorias

se obtienen 3 corrientes: Producto HLE (40 – 50% Cu), Escoria de Botadero (< 1%

de Cu), Gases con alto contenido de Arsénico (As).

Debido a la entrada en vigencia del Decreto Supremo N° 28, que habla sobre la

norma de emisiones de Arsénico para Fundiciones Chilenas, se considera

estrictamente necesario sacar de operación a los HLE (ya que emiten gases con un

contenido de arsénico mayor a la norma >1 mg/Nm3) y enviar las escorias

producidas por los Convertidores Teniente a una nueva planta de tratamiento de

escorias.

71

5.4.2 Planta de Tratamiento de Escorias.

Las escorias producidas por los Convertidores Teniente son enfriadas y enviadas a

la planta de tratamiento de escorias, en donde se procesan para disminuir su

tamaño y recuperar el cobre a través de un proceso de flotación. El concentrado de

cobre producido se retorna a los Convertidores Teniente, funcionando como carga

fría que retorna al sistema.

La planta de tratamiento de escorias tiene como principio de funcionamiento, la

separación físico-química de sulfuros y óxidos mediante la adhesión selectiva de

partículas minerales a burbujas de aire inyectadas a celdas de flotación. Desde aquí

se obtiene un concentrado de escoria de aproximadamente 35% de cobre y el relave

final de ley de cobre cercana al 0,5%.

A continuación, en la figura N° 46 se muestra un diagrama general de la Planta de

Tratamiento de Escorias.

Figura 46: Diagrama Planta de Tratamiento de Escorias.

• Balance de masa Planta de Tratamiento de Escorias:

El balance de masa de la planta no considera reacción química, solo considera una

separación física entre fases.

𝐸𝑠𝑐𝑜𝑟𝑖𝑎 𝐶𝑇 (𝐸) = 𝐶𝑜𝑛𝑐𝑒𝑛𝑡𝑟𝑎𝑑𝑜 𝑑𝑒 𝐸𝑠𝑐𝑜𝑟𝑖𝑎 (𝐶) + 𝑅𝑒𝑙𝑎𝑣𝑒 𝐹𝑖𝑛𝑎𝑙 (𝑅) (56)

𝐸 ∗ % 𝐶𝑢 𝐸 = 𝐶 ∗ % 𝐶𝑢 𝐶 + 𝑅 ∗ % 𝐶𝑢 𝑅 (57)

Donde:

E = Flujo másico de Escoria CT [tpd].

C = Flujo másico de Concentrado de Escoria [tpd].

R = Flujo másico de Relave final [tpd].

% Cu E = Porcentaje de cobre en Escoria CT [%].

% Cu C = Ley de cobre en Concentrado de Escoria [%].

% Cu R = Ley de cobre de Relave final [%].

72

• Balance de energía Planta de Tratamiento de Escorias:

Debido a que las Plantas de Tratamiento de Escorias procesan la escoria a través

de una separación físico-química de los componentes, sin reacción química, es que

no existe balance energético debido a reacciones para el proceso en la PTE. Sin

embargo, el producto obtenido se retorna al Convertidor Teniente como “Carga Fría”

que posteriormente es fundida con el calor que posee el Convertidor y

posteriormente separada entre metal blanco y escoria nuevamente.

Para el concentrado de escoria el balance energético sigue la estructura de la figura

N° 47.

Figura 47: Balance de calor Concentrado de Escoria.

El calor relacionado a la fusión del concentrado de escoria se calcula con las

ecuaciones N° 17, 18, 19 y 21.

73

5.4.3 Manejo de Gases fundición.

Los gases producidos por los Convertidores Teniente y Convertidores Peirce Smith

son dirigidos al “Sistema de Manejo de Gases” con el objetivo de enfriarlos y

acondicionarlos para que su posterior tratamiento sea eficaz y eficiente.

• Balance de masa y energía MAGA CT:

Los gases producidos por el Convertidor Teniente están compuestos principalmente

por nitrógeno, oxígeno, dióxido de azufre y trazas de trióxido de arsénico según la

siguiente tabla:

Tabla 3: Composición gases en boca CT

Compuesto %

Oxígeno (O2) 2,14 %

Nitrógeno (N2) 70,61 %

Dióxido de Azufre (SO2) 27,22 %

Trióxido de Arsénico (As2O3) 0,023 %

Captación de gases por boca

Los gases producidos por la oxidación del concentrado son captados en las

campanas que se encuentran montadas sobre la boca de cada convertidor. La

campana posee una compuerta delantera de acero al carbono enfriada por aire,

mientras que el resto de la campana está compuesta de paneles de acero al

carbono enfriados por agua. La tolerancia entre el convertidor y la parte inferior de

la campana ha sido diseñada para permitir una dilución de 120% con aire ambiente.

1. Eficiencia de captura: Debido a la configuración horno/campana del Convertidor

existe una fracción de gases que no es captada por la campana y se emite al

ambiente como gases fugitivos.

2. Arrastre de polvos: El sistema de succión de gases que se realiza a través del

tiraje generado por los sopladores de las Plantas de Limpieza de Gases, provoca

que los polvos suspendidos en el horno sean arrastrados por lo gases.

3. Aire de dilución: Durante la captura de gases en la campana se infiltra aire

atmosférico que se utiliza como “aire de dilución” que como su nombre lo indica

diluye el SO2 y enfría los gases del Convertidor. Es aquí donde se produce la

primera disminución significativa de temperatura ya que dependiendo de la

campana el aire de dilución es cercano al 100 – 120 % con respecto al flujo de

gases en la boca.

La composición del aire atmosférico se detalla a continuación:

Tabla 4: Composición química del aire atmosférico

Características aire

1,11% H2O

20,70% O2

78,19% N2

74

Transferencia de calor en campana

La transferencia de calor en la campana se produce a través de dos mecanismos:

(1) por enfriamiento con agua de servicio y (2) por pérdidas de calor en la superficie.

Sin embargo, la transferencia de calor realizada por el agua de servicio representa

aproximadamente un 99% del calor total intercambiado.

La campana que utiliza el MAGA CT se encuentra refrigerada por un sistema

primario de agua de enfriamiento, el cual a su vez se encuentra enfriado por el

sistema secundario de enfriamiento con agua de torres alpinas.

El balance para la primera etapa del MAGA CT se realiza en función del esquema

representado en la figura N° 48.

Figura 48: Campana CT.

Balance de masa campana CT:

𝐹𝐺𝑎𝑠𝑒𝑠 𝐶𝑇 − 𝐹𝐺𝑎𝑠𝑒𝑠 𝐹𝑢𝑔𝑖𝑡𝑖𝑣𝑜𝑠 + 𝐹𝑎𝑖𝑟𝑒 𝑑𝑖𝑙𝑢𝑐𝑖ó𝑛 = 𝐹𝐺𝑎𝑠𝑒𝑠 𝑎 𝑒𝑛𝑓𝑟𝑖𝑎𝑚𝑖𝑒𝑛𝑡𝑜 𝑒𝑣𝑎𝑝𝑜𝑟𝑎𝑡𝑖𝑣𝑜 (58)

𝑚𝑎𝑔𝑢𝑎 𝑠𝑒𝑟𝑣𝑖𝑐𝑖𝑜 𝑖𝑛 = 𝑚𝑎𝑔𝑢𝑎 𝑠𝑒𝑟𝑣𝑖𝑐𝑖𝑜 𝑜𝑢𝑡 (59)

Donde:

Fi = Flujo de gas en la corriente (i) [Nm3/h].

F gases a enfriamiento evaporativo = F gas en campana [Nm3/h].

Balance de energía campana CT:

(𝐻𝑖𝑛 𝑔𝑎𝑠 + 𝐻𝑖𝑛 𝑎𝑖𝑟𝑒) − 𝐻𝑔𝑎𝑠 𝑎 𝑒𝑛𝑓𝑟𝑖𝑎𝑚𝑖𝑒𝑛𝑡𝑜 = 𝑄𝑡𝑟𝑎𝑛𝑠𝑓𝑒𝑟𝑒𝑛𝑐𝑖𝑎 (60)

Donde:

H in gas = Energía contenida en el gas a la entrada de la campana [Mcal/h].

H in aire = Energía contenida en el aire de dilución [Mcal/h].

75

H gas a enfriamiento = Energía contenida en el gas de salida de la campana [Mcal/h].

Q transferencia = Calor asociado a la transferencia de calor por agua de servicio y a las

pérdidas en la campana [Mcal/h].

Para el cálculo de la energía contenida en la corriente se utilizará la expresión N°

61, considerando T2 como la temperatura de la corriente (°K) y T1 como una

temperatura de referencia igual a 0 °C (273 °K). Cabe destacar que esta expresión

se utiliza para cada uno de los componentes que constituyen la corriente.

𝐻𝑖 = 𝑚𝑜𝑙𝑝 ∗ 𝐴 ∗ 𝑇 +𝐵

2∗ 𝑇2 ∗ 10−3 −

𝐶

𝑇∗ 105 +

𝐷

3∗ 𝑇3 ∗ 10−6 /

273°𝐾

𝑇𝑝 (61)

Desde aquí, la energía contenida en la corriente queda definida como:

𝐻𝑖 = ∑ 𝐻𝑝 (62)

Donde:

Hi = Energía contenida en la corriente (i) [Mcal/h].

Hp = Energía contenida en el componente (P) de la corriente (i) [Mcal/h].

A, B, C, D = Constante asociada a cada componente [-].

T = Temperatura [°K].

Por otra parte, el calor transferido en la campana queda definido de la siguiente

manera:

𝑄𝑡𝑟𝑎𝑛𝑠𝑓𝑒𝑟𝑒𝑛𝑐𝑖𝑎 = 𝑄𝑎𝑔𝑢𝑎 𝑠𝑒𝑟𝑣𝑖𝑐𝑖𝑜 + 𝑄𝑝é𝑟𝑑𝑖𝑑𝑎𝑠 (63)

𝑄𝑎𝑔𝑢𝑎 𝑠𝑒𝑟𝑣𝑖𝑐𝑖𝑜 = 𝐹𝑎𝑔𝑢𝑎 ∗ 𝑐𝑝 ∗ ∆𝑇 (64)

𝑄𝑝𝑒𝑟𝑑𝑖𝑑𝑎𝑠 = 𝜖 ∗ 𝜎 ∗ 𝐴 ∗ (𝑇𝑠𝑢𝑝𝑒𝑟𝑓𝑖𝑐𝑖𝑎𝑙 4 − 𝑇𝑎𝑚𝑏𝑖𝑒𝑛𝑡𝑒

4 ) (65)

En el anexo I, se encuentra la base de cálculo para la Campana CT

Enfriamiento Evaporativo

El Sistema Evaporativo está constituido por lanzas rociadoras, las que producen

una lluvia fina mediante la atomización de agua con aire comprimido.

El funcionamiento de este equipo se basa en la evaporación del agua en contacto

directo con la corriente de gases de entrada. Con este fenómeno se consiguen dos

efectos, refrigerar la corriente gaseosa y humidificarla.

A continuación, la figura N° 49 esquematiza el sistema evaporativo también

conocido como SONIC.

76

Figura 49: Sistema Sonic CT.

Balance de masa SONIC CT:

𝐹𝑔𝑎𝑠 + 𝐹𝑎𝑖𝑟𝑒 𝑖𝑛𝑓𝑖𝑙𝑡𝑟𝑎𝑐𝑖𝑜𝑛 + 𝐹𝑎𝑔𝑢𝑎 + 𝐹𝑎𝑖𝑟𝑒 𝑐𝑜𝑚𝑝𝑟𝑖𝑚𝑖𝑑𝑜 = 𝐹𝑒𝑛𝑓𝑟𝑖𝑎𝑑𝑜𝑟 𝑒𝑣𝑎𝑝𝑜𝑟𝑎𝑡𝑖𝑣𝑜 (66)

Donde:

Fi = Flujo de la corriente (i) [Nm3/h].

F gas = Gas proveniente de campana CT [Nm3/h].

F gases a PP.EE JOY = F enfriador evaporativo [Nm3/h].

Balance de energía SONIC CT

𝑄𝑡𝑟𝑎𝑛𝑠𝑓𝑒𝑟𝑖𝑑𝑜 𝑔𝑎𝑠 = −𝑄𝑟𝑒𝑐𝑖𝑏𝑖𝑑𝑜 (𝑎𝑔𝑢𝑎, 𝑎𝑖𝑟𝑒 𝑠𝑜𝑛𝑖𝑐, 𝑎𝑖𝑟𝑒 𝑖𝑛𝑓) (67)

𝑄𝑡𝑟𝑎𝑛𝑠𝑓𝑒𝑟𝑖𝑑𝑜 𝑔𝑎𝑠 = 𝐹𝑔𝑎𝑠 𝑐𝑎𝑚𝑝𝑎𝑛𝑎 ∗ 𝑐𝑝𝑔𝑎𝑠 ∗ (𝑇𝑜𝑢𝑡 𝑔𝑎𝑠 − 𝑇𝑖𝑛 𝑔𝑎𝑠) (68)

𝑄𝑟𝑒𝑐𝑖𝑏𝑖𝑑𝑜 = 𝑚𝑒𝑣𝑎𝑝 ∗ 𝑄𝑠𝑜𝑛𝑖𝑐 + (𝐹 ∗ 𝑐𝑝 ∗ (𝑇𝑜𝑢𝑡 𝑔𝑎𝑠 − 𝑇𝑖𝑛 𝑎𝑖𝑟𝑒))𝑎𝑖𝑟𝑒

+ (𝐹 ∗ 𝑐𝑝 ∗ (𝑇𝑜𝑢𝑡 𝑔𝑎𝑠 − 𝑇𝑖𝑛 𝑎𝑖𝑟𝑒 𝑖𝑛𝑓))𝑎𝑖𝑟𝑒 𝑖𝑛𝑓

(69)

𝑄𝑠𝑜𝑛𝑖𝑐 = 𝑄𝑎𝑔𝑢𝑎(𝑇𝑖𝑛 𝑎𝑔𝑢𝑎 → 𝑇𝑠𝑎𝑡) + 𝑄𝑎𝑔𝑢𝑎(𝑙𝑎𝑡𝑒𝑛𝑡𝑒) + 𝑄𝑎𝑔𝑢𝑎(𝑇𝑠𝑎𝑡 → 𝑇𝑜𝑢𝑡 𝑔𝑎𝑠) (70)

Donde:

∆Hi = Variación de entalpía de la corriente (i), [Mcal/h].

Q Sonic = Energía requerida para aumentar la temperatura del agua de rocío desde

su temperatura de entrada hasta la temperatura de salida del gas, [Mcal/h].

T sat = Temperatura de saturación del agua, [°C].

Precipitadores Electroestáticos (JOY)

El gas que sale de los Sistemas de Enfriamiento, de los gases CT, pasa a los

Precipitadores Electrostáticos (JOY), donde las partículas de polvo contenidas en el

gas son ionizadas mediante energía eléctrica de alto voltaje. El polvo es captado

por las placas del sistema de precipitación y desde estas caen a los transportadores

de cadena por gravedad y la ayuda de martillos golpeadores.

77

En el caso de los gases de los CT, cada circuito de gases posee sus propios

Precipitadores Electroestáticos y su sistema de recolección de polvos, los que son

recolectados y enviados a tratamiento de polvos. Los precipitadores (marca JOY)

son de tres campos en serie, con una capacidad de 195.000 Nm3/h cada uno y están

diseñados para recolectar el 90 – 92 % del polvo en suspensión.

Los gases a la salida de los PPEE., son conducidos mediante ductos hacia las

respectivas PLG, impulsados por la succión generada por los sopladores principales

de cada PLG.

A continuación, en la figura N° 50 se presenta el esquema de los precipitadores

electroestáticos JOY.

Figura 50: Diagrama PP.EE JOY.

Balance de masa PP.EE JOY

𝐹𝑔𝑎𝑠 𝑒𝑛𝑓𝑟𝑖𝑎𝑑𝑜𝑟 𝑒𝑣𝑎𝑝𝑜𝑟𝑎𝑡𝑖𝑣𝑜 + 𝐹𝑎𝑖𝑟𝑒 𝑖𝑛𝑓 = 𝐹𝑔𝑎𝑠 𝑃𝑃.𝐸𝐸 (71)

𝑚𝑝𝑜𝑙𝑣𝑜𝑠 𝑖𝑛 = 𝑚𝑝𝑜𝑙𝑣𝑜𝑠 𝑐𝑎𝑝𝑡𝑢𝑟𝑎𝑑𝑜𝑠 + 𝑚𝑝𝑜𝑙𝑣𝑜𝑠 𝑜𝑢𝑡 (72)

[𝑐𝑜𝑛𝑐𝑒𝑛𝑡𝑟𝑎𝑐𝑖ó𝑛 𝑝𝑜𝑙𝑣𝑜𝑠]𝑖 =𝑚𝑝𝑜𝑙𝑣𝑜𝑠,𝑖

𝐹𝑖 (73)

𝐹𝑖𝑛 ∗ [𝑐𝑜𝑛𝑐𝑒𝑛𝑡𝑟𝑎𝑐𝑖ó𝑛 𝑝𝑜𝑙𝑣𝑜𝑠]𝑖𝑛 ∗ 𝜂𝑃𝑃.𝐸𝐸 = 𝑚𝑝𝑜𝑙𝑣𝑜𝑠 𝑐𝑎𝑝𝑡𝑢𝑟𝑎𝑑𝑜𝑠 (74)

𝐹𝑖𝑛 ∗ [𝑐𝑜𝑛𝑐𝑒𝑛𝑡𝑟𝑎𝑐𝑖ó𝑛 𝑝𝑜𝑙𝑣𝑜𝑠]𝑖𝑛 ∗ (1 − 𝜂𝑃𝑃.𝐸𝐸) = 𝑚𝑝𝑜𝑙𝑣𝑜𝑠 𝑐𝑎𝑝𝑡𝑢𝑟𝑎𝑑𝑜𝑠 (75)

Donde:

Fi = Flujo volumétrico de la corriente (i), [Nm3/h].

mi = Flujo másico de polvos de la corriente (i), [kg/h].

[Concentración de polvos]I = microgramos de polvos por normal metro cubico de

gas en la corriente (i), [mg/Nm3/h].

η = Eficiencia de retención de polvos del precipitador, [%].

F gas PP.EE = F gas a PLG [Nm3/h].

78

Balance de energía PP.EE JOY

𝑄𝑡𝑟𝑎𝑛𝑠𝑓𝑒𝑟𝑒𝑛𝑐𝑖𝑎 = 𝐻𝑔𝑎𝑠 𝑜𝑢𝑡 − (𝐻𝑔𝑎𝑠 𝑖𝑛 + 𝐻𝑎𝑖𝑟𝑒 𝑖𝑛𝑓) (76)

Donde:

Hi = Energía contenida en la corriente (i).

• Balance de masa y energía MAGA CPS:

Los gases producidos por los Convertidores Peirce Smith están compuestos

principalmente por nitrógeno, oxígeno, dióxido de azufre y trazas de trióxido de

arsénico según la siguiente tabla:

Tabla 5: Composición gases en boca CT

Compuesto %

Oxígeno (O2) 1,07 %

Nitrógeno (N2) 80,59 %

Dióxido de Azufre (SO2) 18,34 %

Trióxido de Arsénico (As2O3) 0,00023 %

Captación de gases por boca

Los gases producidos por la oxidación del metal blanco a cobre blíster, son captados

por las campanas que se encuentran montadas sobre la boca de cada convertidor.

1. Eficiencia de captura: Debido a la configuración horno/campana del

Convertidor existe una fracción de gases que no es captada por la campana y se

emite al ambiente como gases fugitivos.

2. Arrastre de polvos: El sistema de succión de gases que se realiza a través

de los ventiladores de tiro inducido, provoca que los polvos suspendidos en el horno

sean arrastrados por lo gases.

3. Aire de dilución: Durante la captura de gases en la campana se infiltra aire

atmosférico que se utiliza como “aire de dilución” que como su nombre lo indica

diluye el SO2 y enfría los gases del Convertidor. Es aquí donde se produce la

primera disminución significativa de temperatura ya que, dependiendo de la

campana, el aire de dilución es cercano al 100 – 120 % con respecto al flujo de

gases en la boca.

Transferencia de calor en campana

Al igual que en el MAGA CT, la transferencia de calor en la campana se produce a

través de dos mecanismos: (1) por enfriamiento con agua de servicio y (2) por

pérdidas de calor en la superficie. Sin embargo, la transferencia de calor realizada

por el agua de servicio representa aproximadamente un 99% del calor total

intercambiado.

79

La campana que utiliza el MAGA CPS se encuentra refrigerada por un sistema

primario de agua de enfriamiento, el cual a su vez se encuentra enfriado por el

sistema secundario de enfriamiento con agua de torres alpinas.

El balance en la campana CPS se realiza en función del esquema representado en

la figura N° 51.

Figura 51: Campana CPS.

Balance de masa campana CPS:

𝐹𝐺𝑎𝑠𝑒𝑠 𝐶𝑃𝑆 − 𝐹𝐺𝑎𝑠𝑒𝑠 𝐹𝑢𝑔𝑖𝑡𝑖𝑣𝑜𝑠 + 𝐹𝑎𝑖𝑟𝑒 𝑑𝑖𝑙𝑢𝑐𝑖ó𝑛 = 𝐹𝐺𝑎𝑠𝑒𝑠 𝑎 𝑒𝑛𝑓𝑟𝑖𝑎𝑚𝑖𝑒𝑛𝑡𝑜 𝑟𝑎𝑑𝑖𝑎𝑡𝑖𝑣𝑜 (78)

𝑚𝑎𝑔𝑢𝑎 𝑠𝑒𝑟𝑣𝑖𝑐𝑖𝑜 𝑖𝑛 = 𝑚𝑎𝑔𝑢𝑎 𝑠𝑒𝑟𝑣𝑖𝑐𝑖𝑜 𝑜𝑢𝑡 (79)

Donde:

Fi = Flujo de gas en la corriente (i) [Nm3/h].

Balance de energía campana CPS:

(𝐻𝑖𝑛 𝑔𝑎𝑠 + 𝐻𝑖𝑛 𝑎𝑖𝑟𝑒) − 𝐻𝑔𝑎𝑠 𝑎 𝑒𝑛𝑓𝑟𝑖𝑎𝑚𝑖𝑒𝑛𝑡𝑜 = 𝑄𝑡𝑟𝑎𝑛𝑠𝑓𝑒𝑟𝑒𝑛𝑐𝑖𝑎 (80)

Donde:

H in gas = Energía contenida en el gas a la entrada de la campana [Mcal/h].

H in aire = Energía contenida en el aire de dilución [Mcal/h].

H gas a enfriamiento = Energía contenida en el gas de salida de la campana [Mcal/h].

Q transferencia = Calor asociado a la transferencia de calor por agua de servicio y a las

pérdidas en la campana [Mcal/h].

Para el cálculo de la energía contenida en la corriente se utilizará la expresión N°

62. Por otra parte, el calor transferido en la campana queda definido por las


80

Enfriamiento Radiativo

En el enfriamiento radiativo los gases provenientes de la campana CPS se enfrían

hasta aproximadamente 350 °C a través de tres equipos que transfieren energía por

convección y radiación. El rango de temperatura es sumamente importante ya que

si se encuentra por debajo de los 300°C se puede producir alta corrosión por

condensación de ácido sulfúrico y si se encuentran por sobre los 400 °C podrían

dañar las estructuras de los precipitadores electrostáticos.

El enfriamiento radiativo se lleva a cabo como lo indica la figura N° 52:

Figura 52: Sistema Radiativo CPS.

1. Precámara de enfriamiento: Los gases provenientes de la campana CPS son

ingresados a la precámara de enfriamiento, la cual consta con una pantalla

matapolvo refrigerada en su interior, en donde impactan las partículas contenidas

en el gas, produciéndose una decantación de una parte de las partículas más

pesadas y gruesas, y por consecuencia una disminución parcial de la temperatura.

Balance de masa Precámara:

𝐹𝑔𝑎𝑠 𝑐𝑎𝑚𝑝𝑎𝑛𝑎 + 𝐹𝑎𝑖𝑟𝑒 𝑖𝑛𝑓 = 𝐹𝑔𝑎𝑠 𝑝𝑟𝑒𝑐𝑎𝑚𝑎𝑟𝑎 = 𝐹𝑔𝑎𝑠 𝑎 𝑙𝑖𝑟𝑎𝑠 (81)

Balance de energía Precámara:

(𝐻𝑖𝑛 𝑔𝑎𝑠 + 𝐻𝑖𝑛 𝑎𝑖𝑟𝑒) − 𝐻𝑔𝑎𝑠 𝑝𝑟𝑒𝑐𝑎𝑚𝑎𝑟𝑎 = 𝑄𝑡𝑟𝑎𝑛𝑠𝑓𝑒𝑟𝑒𝑛𝑐𝑖𝑎 (82)

Donde:

H in gas = Energía contenida en el gas a la entrada de la precámara [Mcal/h].

H in aire = Energía contenida en el aire de infiltración [Mcal/h].

H gas cámara = Energía contenida en el gas de salida de la precámara [Mcal/h].

Q transferencia = Calor asociado a la transferencia de calor por convección y radiación

[Mcal/h].

El cálculo de la energía contenida en cada corriente se realiza como lo indican las

ecuaciones Nº 62.

𝑄𝑡𝑟𝑎𝑛𝑠𝑓𝑒𝑟𝑒𝑛𝑐𝑖𝑎 = 𝑄𝑐𝑜𝑛𝑣𝑒𝑐𝑐𝑖ó𝑛 + 𝑄𝑟𝑎𝑑𝑖𝑎𝑐𝑖ó𝑛 (83)

𝑄𝑐𝑜𝑛𝑣𝑒𝑐𝑐𝑖𝑜𝑛 = ℎ ∗ 𝐴 ∗ (𝑇𝑓𝑙𝑢𝑖𝑑𝑜 − 𝑇𝑝𝑎𝑟𝑒𝑑) (84)

81

𝑄𝑟𝑎𝑑𝑖𝑎𝑐𝑖𝑜𝑛 = 𝜖 ∗ 𝜎 ∗ 𝐴 ∗ (𝑇𝑓𝑙𝑢𝑖𝑑𝑜4 − 𝑇𝑝𝑎𝑟𝑒𝑑

4 ) (85)

2. Liras: Desde la precámara de enfriamiento los gases son conducidos a 4

tubos radiantes en forma de U invertida (Liras), de 1,5 metros de diámetro, en donde

se produce la mayor transferencia de calor y por ende una disminución importante

de la temperatura, para luego ser enviados a la cámara de enfriamiento.

Balance de masa Liras:

𝐹𝑝𝑟𝑒𝑐𝑎𝑚𝑎𝑟𝑎 + 𝐹𝑎𝑖𝑟𝑒 𝑖𝑛𝑓 = 𝐹𝑔𝑎𝑠 𝑙𝑖𝑟𝑎𝑠 = 𝐹𝑎 𝑐á𝑚𝑎𝑟𝑎 𝑒𝑛𝑓𝑟𝑖𝑎𝑚𝑒𝑖𝑛𝑡𝑜 (86)

Balance de energía Liras:

(𝐻𝑖𝑛 𝑔𝑎𝑠 + 𝐻𝑖𝑛 𝑎𝑖𝑟𝑒) − 𝐻𝑔𝑎𝑠 𝑙𝑖𝑟𝑎𝑠 = 𝑄𝑡𝑟𝑎𝑛𝑠𝑓𝑒𝑟𝑒𝑛𝑐𝑖𝑎 (87)

Donde:

H in gas = Energía contenida en el gas a la entrada de las liras [Mcal/h].


H gas liras = Energía contenida en el gas de salida de las liras [Mcal/h].


[Mcal/h].

El cálculo de la energía contenida en cada corriente se realiza como lo indican las

ecuaciones Nº 62 y el cálculo del calor de transferencia es posible realizarlo con las


3. Cámara de enfriamiento:

En la cámara de enfriamiento se produce la colección de polvos que decantan

debido al cambio de dirección en el flujo y a la disminución de la velocidad del gas

debido al cambio de sección. También se produce trasferencia de energía por

convección y radiación.

Balance de masa Cámara:

𝐹𝑔𝑎𝑠 𝑙𝑖𝑟𝑎𝑠 + 𝐹𝑎𝑖𝑟𝑒 𝑖𝑛𝑓 = 𝐹𝑔𝑎𝑠 𝑐𝑎𝑚𝑎𝑟𝑎 = 𝐹𝑃𝑃.𝐸𝐸 𝑀𝐼𝐿𝐽𝑂 (88)

Balance de energía Liras:

(𝐻𝑖𝑛 𝑔𝑎𝑠 + 𝐻𝑖𝑛 𝑎𝑖𝑟𝑒) − 𝐻𝑔𝑎𝑠 𝑙𝑖𝑟𝑎𝑠 = 𝑄𝑡𝑟𝑎𝑛𝑠𝑓𝑒𝑟𝑒𝑛𝑐𝑖𝑎 (89)

Donde:

H in gas = Energía contenida en el gas a la entrada de la cámara [Mcal/h].

82


H gas cámara = Energía contenida en el gas de salida de la cámara [Mcal/h].


[Mcal/h].

El cálculo de la energía contenida en cada corriente se realiza como lo indica la

ecuación N° 62 y el calor de transferencia con las ecuaciones N° 83, 84 y 85.

4. SONIC CPS 4: El MAGA CPS4 cuenta con un sistema SONIC que funciona

con el mismo principio que el SONIC CT en donde las lanzas rociadoras producen

lluvia fina mediante atomización de agua con aire comprimido y se utiliza la energía

contenida en el gas para evaporar el agua del sistema y por ende disminuir la

temperatura del gas.

En el caso del CPS 4 el sistema SONIC sólo reemplaza el enfriamiento radiativo de

la precámara por enfriamiento evaporativo. (Ver figura Nº 53)

Figura 53: MAGA CPS 4.

El balance de masa del Sonic CPS se realiza con las ecuaciones N° 66, 67, 68, 69

y 70.

Precipitadores Electroestáticos (MILJO)

Los gases provenientes de cada MAGA CPS, son conducidos a un ducto común

que los dirige hacia los precipitadores electroestáticos, de tres campos en serie,

aquí las partículas contenidas en el gas son ionizadas con energía eléctrica de alto

voltaje y luego son captadas por los sistemas de rastras de recolección.

Los precipitadores (MILJO) cuentan con una capacidad de 110.000 Nm3/h cada uno

y están diseñados para recolectar el 95 % del polvo en suspensión. Los gases a la

salida de los PPEE., descargan a un ducto de alta velocidad que se bifurca en dos

ramales y que posteriormente son aspirados por los sopladores de las PLG.

A continuación, en la figura N° 54 se presenta el esquema de los precipitadores

electroestáticos MILJO.

83

Figura 54: Precipitadores Electrostáticos MILJO.

Balance de masa PP.EE MILJO

𝐹 𝑔𝑎𝑠 𝐶𝑃𝑆 1 + 𝐹 𝑔𝑎𝑠 𝐶𝑃𝑆 2 + 𝐹 𝑔𝑎𝑠 𝐶𝑃𝑆 3 + 𝐹 𝑔𝑎𝑠 𝐶𝑃𝑆 4 = 𝐹𝑔𝑎𝑠 𝑑𝑢𝑐𝑡𝑜 (90)

𝐹𝑔𝑎𝑠 𝑃𝑃.𝐸𝐸 (𝑖) = 𝛼 ∗ 𝐹𝑔𝑎𝑠 𝑑𝑢𝑐𝑡𝑜 (91)

𝐹𝑔𝑎𝑠 𝑃𝑃.𝐸𝐸 (𝑖) + 𝐹𝑎𝑖𝑟𝑒 𝑖𝑛𝑓 = 𝐹𝑜𝑢𝑡 𝑃𝑃.𝐸𝐸 (𝑖) (92)

𝐹𝑜𝑢𝑡 𝑃𝑃.𝐸𝐸 1 + 𝐹𝑜𝑢𝑡 𝑃𝑃.𝐸𝐸 2 = 𝐹 𝑔𝑎𝑠 𝑎 𝑃𝐿𝐺 (93)

𝑚𝑝𝑜𝑙𝑣𝑜𝑠 𝑖𝑛(𝑖) = 𝑚𝑝𝑜𝑙𝑣𝑜𝑠 𝑐𝑎𝑝𝑡𝑢𝑟𝑎𝑑𝑜𝑠(𝑖) + 𝑚𝑝𝑜𝑙𝑣𝑜𝑠 𝑜𝑢𝑡(𝑖) (94)

[𝑐𝑜𝑛𝑐𝑒𝑛𝑡𝑟𝑎𝑐𝑖ó𝑛 𝑝𝑜𝑙𝑣𝑜𝑠]𝑖 =𝑚𝑝𝑜𝑙𝑣𝑜𝑠,𝑖

𝐹𝑖 (95)

𝐹𝑔𝑎𝑠 𝑃𝑃.𝐸𝐸 (𝑖) ∗ [𝑐𝑜𝑛𝑐𝑒𝑛𝑡𝑟𝑎𝑐𝑖ó𝑛 𝑝𝑜𝑙𝑣𝑜𝑠]𝑖𝑛 ∗ 𝜂𝑃𝑃.𝐸𝐸 = 𝑚𝑝𝑜𝑙𝑣𝑜𝑠 𝑐𝑎𝑝𝑡𝑢𝑟𝑎𝑑𝑜𝑠 (𝑖) (96)

𝐹𝑔𝑎𝑠 𝑃𝑃.𝐸𝐸 (𝑖) ∗ [𝑐𝑜𝑛𝑐𝑒𝑛𝑡𝑟𝑎𝑐𝑖ó𝑛 𝑝𝑜𝑙𝑣𝑜𝑠]𝑖𝑛 ∗ (1 − 𝜂𝑃𝑃.𝐸𝐸) = 𝑚𝑝𝑜𝑙𝑣𝑜𝑠 𝑜𝑢𝑡 (𝑖) (97)

Donde:

Fi = Flujo volumétrico de la corriente (i), [Nm3/h].

mi = Flujo másico de polvos de la corriente (i), [kg/h].

[Concentración de polvos]I = microgramos de polvos por normal metro cubico de

gas en la corriente (i), [mg/Nm3/h].

η = Eficiencia de retención de polvos del precipitador, [%].

α = Fracción de gas que se envía a PP.EE (i), [%].

Balance de energía PP.EE JOY

𝑄𝑡𝑟𝑎𝑛𝑠𝑓𝑒𝑟𝑒𝑛𝑐𝑖𝑎,𝑃𝑃.𝐸𝐸 (𝑖) = 𝐻𝑜𝑢𝑡 𝑃𝑃.𝐸𝐸 (𝑖) − (𝐻𝑔𝑎𝑠 𝑃𝑃.𝐸𝐸 (𝑖) + 𝐻𝑎𝑖𝑟𝑒 𝑖𝑛𝑓) (98)

Donde:

Hi = Energía contenida en la corriente (i).

84

5.4.4 Planta de Limpieza de Gases.

Los gases de fundición, enfriados y acondicionados, son conducidos a las Plantas

de Limpieza de Gases (PLG1 y PLG2). En estas plantas, el gas se limpia de

impurezas y se seca para ser enviado al reactor de conversión y posteriormente al

reactor de absorción de trióxido de azufre en ácido sulfúrico.

Los gases alimentados tienen la siguiente composición:

Tabla 6: Composición gases PLG1 y PLG2 PLG1 PLG2

Flujo gas b.h [Nm3/h] 147.000 – 174.000 234.000 – 296.000

% SO2 8 – 10 % 8 – 10 %

% SO3 ≈ 0,1 % ≈ 0,15 %

% H2O 10 – 12 % 6 – 8 %

% As2O3 ≈ 0,0075 % ≈ 0,005 %

Particulado [mg/Nm3] ≈ 1.600 ≈ 1.600

Etapa Nº 1: Zona de limpieza y acondicionamiento de gases

En esta etapa, el trióxido de azufre formado durante el acondicionamiento de gases

reacciona con agua para formar ácido sulfúrico, mediante la siguiente reacción:

𝑆𝑂3 + 𝐻2𝑂 → 𝐻2𝑆𝑂4 (99)

Torre de lavado y PP.EE (húmedos): En estos equipos, las impurezas como ácido,

polvo, parte del agua y arsénico son arrastradas en su totalidad por las corrientes

de ácido débil que se utilizan a lo largo de la zona para el lavado. Estas corrientes

son circuladas a las plantas de tratamiento de efluentes. Mientras que el resto del

gas compuesto de SO2, N2, O2 y vapor de agua es enviado a la torre de secado.

𝐹𝑔𝑎𝑠 𝑖𝑛 𝑃𝐿𝐺 = 𝐹𝑔𝑎𝑠 𝑎 𝑡𝑜𝑟𝑟𝑒 𝑑𝑒 𝑠𝑒𝑐𝑎𝑑𝑜 + 𝐹𝑒𝑓𝑙𝑢𝑒𝑛𝑡𝑒 (100)

𝐹𝑒𝑓𝑙𝑢𝑒𝑛𝑡𝑒 = 𝐹′𝑒𝑓𝑙𝑢𝑒𝑛𝑡𝑒 ∗ 𝜌𝑒𝑓𝑙𝑢𝑒𝑛𝑡𝑒 (101)

Donde:

Fi = Flujo másico de la corriente (i) [kg/h].

F’ = Flujo volumétrico de la corriente (i) [m3/h].

Torre de secado: En esta torre existe una eliminación total del agua por dilución de

ácido concentrado.

𝐹𝑎𝑐𝑖𝑑𝑜 𝑐𝑜𝑛𝑐𝑒𝑛𝑡𝑟𝑎𝑑𝑜 𝑖𝑛 + 𝐹𝑎𝑔𝑢𝑎 𝑎𝑟𝑟𝑎𝑠𝑡𝑟𝑒 = 𝐹𝑎𝑐𝑖𝑑𝑜 𝑐𝑜𝑛𝑐𝑒𝑛𝑡𝑟𝑎𝑑𝑜 𝑜𝑢𝑡 (102)

𝐹𝑎𝑐𝑖𝑑𝑜 𝑐𝑜𝑛𝑐 𝑖𝑛 ∗ %𝑎𝑔𝑢𝑎 𝑖𝑛 + 𝐹𝑎𝑔𝑢𝑎 𝑎𝑟𝑟𝑎𝑠𝑡𝑟𝑒 = 𝐹𝑎𝑐𝑖𝑑𝑜 𝑐𝑜𝑛 𝑜𝑢𝑡 ∗ %𝑎𝑔𝑢𝑎 𝑜𝑢𝑡 (103)

Donde:

F agua arrastre = Flujo de agua extraída desde la corriente gaseosa [kg/h].

85

Etapa N° 2: Zona de Conversión

En esta etapa, el gas seco y libre de impurezas es enviado al reactor de conversión

donde el dióxido de azufre se convierte en trióxido de azufre mediante la siguiente

reacción:

𝑆𝑂2 + 12⁄ 𝑂2 → 𝑆𝑂3 (104)

𝐹𝑔𝑎𝑠 𝑖𝑛 + 𝐹𝑜𝑥𝑖𝑔𝑒𝑛𝑜 = 𝐹𝑔𝑎𝑠 𝑎 𝑎𝑏𝑠𝑜𝑟𝑐𝑖ó𝑛 (105)

Cabe destacar que la reacción tiene una conversión cercana al 97%

Etapa N° 3: Zona de Reacción

En esta etapa, el trióxido de azufre se absorbe en agua formando ácido sulfúrico

mediante la siguiente reacción:

𝑆𝑂3 + 𝐻2𝑂 → 𝐻2𝑆𝑂4 (106)

Esta reacción tiene una conversión cercana al 99%. El resto de los gases presentes

se libera por chimenea.

𝐹𝑔𝑎𝑠 𝑖𝑛 + 𝐹𝑎𝑔𝑢𝑎 = 𝐹𝑎𝑐𝑖𝑑𝑜 + 𝐹𝑔𝑎𝑠 𝑎 𝑐ℎ𝑖𝑚𝑒𝑛𝑒𝑎 (107)

86

5.4.5 Planta de Tratamiento efluentes.

El efluente producido por las Plantas de Limpieza de Gases Nº 1 y 2, de composición

como lo indica la tabla Nº 7, es enviado a la Planta de Tratamiento de Efluentes con

el objetivo de fijar el arsénico en una matriz de arsenito de calcio.

Tabla 7: Composición Efluente

Sustancia Composición

H2O 85 – 90 %

As2O3 1 %

H2SO4 5 – 10 %

P. Suspensión 2 – 3 %

Zona de reacción 1:

1. Neutralización: El efluente, de PH cercano a 1 se somete a un proceso de

neutralización con lechada de cal para alcanzar un PH = 7, a través de la siguiente

reacción:

𝐻2𝑆𝑂4 + 𝐶𝑎(𝑂𝐻)2 → 𝐶𝑎𝑆𝑂4 + 2𝐻2𝑂 (109)

La reacción se lleva a cabo con una conversión del 100% con el objetivo de

neutralizar el PH de la solución.

2. Ajuste de PH: Se agrega lechada de cal con el objetivo llevar la solución a un

PH cercano a 11 para que se produzca la precipitación del arsénico en forma de

arsenito de calcio.

𝐶𝑎(𝑂𝐻)2 → 𝐶𝑎+2 + 2(𝑂𝐻)−1 (110)

Cálculo de PH:

𝑃𝐻 + 𝑃𝑂𝐻 = 14 (111)

𝑃𝑂𝐻 = − log [𝑂𝐻−1

𝐿 𝑠𝑜𝑙𝑢𝑐𝑖𝑜𝑛] (112)

3. Precipitación de arsénico: La precipitación de arsénico se lleva a cabo a

través de la formación de una matriz de arsénico en hidróxido de sodio.

𝐴𝑠2𝑂3 + 2 𝐶𝑎(𝑂𝐻)2 → 𝐶𝑎(𝐴𝑠𝑂2)2 ∗ 𝐶𝑎(𝑂𝐻)2 + 𝐻2𝑂 (113)

Las etapas anteriormente mencionadas se llevan a cabo en los estanques de

reacción, ajuste y envejecimiento.

Balance de masa zona de reacción:

𝐹𝑒𝑓𝑙𝑢𝑒𝑛𝑡𝑒 𝑃𝐿𝐺 + 𝐹𝑙𝑒𝑐ℎ𝑎𝑑𝑎 𝑛𝑒𝑢𝑡𝑟𝑎𝑙𝑖𝑧𝑎𝑐𝑖ó𝑛 + 𝐹𝑙𝑒𝑐ℎ𝑎𝑑𝑎 𝑎𝑗𝑢𝑠𝑡𝑒 = 𝐹𝑒𝑓𝑙𝑢𝑒𝑛𝑡𝑒 𝑎 𝑒𝑠𝑝𝑒𝑠𝑎𝑑𝑜𝑟 (114)

87

Zona de espesamiento:

Adición de floculante: Con el objetivo de aglomerar los sólidos suspendidos en el

efluente, se agrega un polímero como floculante a una concentración de 10 gr/L

agua.

En el espesador primario se producen dos fases constituidas por:

• Corriente sólida: Compuesta por sulfato de calcio (CaSO4), arsenito de calcio,

polvo en suspensión, polímero y agua. (15% sólidos en suspensión).

• Corriente líquida: Compuesta principalmente de agua (99%) y trióxido de

arsénico remanente.

Balance de masa zona espesamiento:

𝐹𝑒𝑓𝑙𝑢𝑒𝑛𝑡𝑒 𝑒𝑠𝑝𝑒𝑠𝑎𝑑𝑜𝑟 + 𝐹𝑓𝑙𝑜𝑐𝑢𝑙𝑎𝑛𝑡𝑒 = 𝐹𝑒𝑓𝑙𝑢𝑒𝑛𝑡𝑒 𝑎 𝑟𝑒𝑎𝑐𝑡𝑜𝑟 2 + 𝐹𝑒𝑓𝑙𝑢𝑒𝑛𝑡𝑒 𝑎 𝑠𝑒𝑑𝑖𝑚𝑒𝑛𝑡𝑎𝑐𝑖ó𝑛 (115)

Zona de reacción 2:

La corriente líquida proveniente de la zona de espesamiento es neutralizada con

sulfato férrico para formar Arsenito férrico a través de las siguientes reacciones:

• Neutralización con sulfato férrico:

2 𝐶𝑎(𝑂𝐻)2 + 𝐹𝑒2(𝑆𝑂4)3 → 2 𝐹𝑒(𝑂𝐻)3 + 3 𝐶𝑎𝑆𝑂4 (116)

• Precipitación arsénico:

𝐴𝑠2𝑂3 + 2 𝐹𝑒(𝑂𝐻)3 → 2 𝐹𝑒𝐴𝑠𝑂3 + 3 𝐻2𝑂 (117)

Para la zona de reacción 2, el balance de masa queda definido a continuación:

𝐹𝑒𝑓𝑙𝑢𝑒𝑛𝑡𝑒 𝑎 𝑠𝑒𝑑𝑖𝑚𝑒𝑛𝑡𝑎𝑐𝑖𝑜𝑛 + 𝐹𝑠𝑢𝑙𝑓𝑎𝑡𝑜 𝑓𝑒𝑟𝑟𝑖𝑐𝑜 = 𝐹𝑎 𝑒𝑠𝑝𝑒𝑠𝑎𝑑𝑜𝑟 2 (118)

𝑅𝑎𝑧ó𝑛𝐹𝑒

𝐴𝑠= 5 (119)

𝐹𝑎 𝑒𝑠𝑝𝑒𝑠𝑎𝑑𝑜𝑟 2 = 𝐹𝑒𝑓𝑙𝑢𝑒𝑛𝑡𝑒 𝑎 𝑠𝑒𝑑𝑖𝑚𝑒𝑛𝑡𝑎𝑐𝑖𝑜𝑛 2 + 𝐹𝑙í𝑞𝑢𝑖𝑑𝑜 (120)

Zona sedimentación: Formación del queque filtrado

𝐹𝑒𝑓𝑙𝑢𝑒𝑛𝑡𝑒 𝑎 𝑠𝑒𝑑𝑖𝑚𝑒𝑛𝑡𝑎𝑐𝑖𝑜𝑛 + 𝐹𝑒𝑓𝑙𝑢𝑒𝑛𝑡𝑒 𝑎 𝑠𝑒𝑑𝑖𝑚𝑒𝑛𝑡𝑎𝑐𝑖𝑜𝑛 2 = 𝐹𝑠𝑒𝑑𝑖𝑚𝑒𝑛𝑡𝑎𝑑𝑜𝑟 (121)

𝐹𝑠𝑒𝑑𝑖𝑚𝑒𝑛𝑡𝑎𝑑𝑜𝑟 = 𝐹𝑟𝑒𝑠𝑝𝑒𝑙 + 𝐹𝑎𝑔𝑢𝑎 (122)

88

5.5 PFD del modelo.

Figura 55: PFD Modelo Fundición.

Esco

ria

Bo

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CT

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Gas

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PLG

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2

ETP

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ad

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co

89

5.6 Construcción del modelo.

Convertidor Teniente: La construcción del modelo parte con la adición de

concentrado seco de composición conocida a los dos Convertidores Teniente

disponibles en la Fundición. Desde aquí se estiman los requerimientos de oxígeno

y fundente necesarios para llevar a cabo las reacciones de fusión y conversión. Con

los productos obtenidos se forman las tres fases presentes en el horno, las cuales

son: metal blanco, escoria y gases.

El modelo asume que las reacciones de oxidación se producen solo en el

concentrado seco alimentado y que todo el SO2 producido forma la corriente

gaseosa, junto con el oxígeno, nitrógeno y arsénico en fase gaseosa disponible. En

cuanto al metal blanco, el modelo fija la ley de cobre del metal y el arrastre de cobre

en la escoria con el objetivo de conocer la masa de metal y escoria producida. En

esta primera instancia el modelo asume que al convertidor sólo ingresa concentrado

seco, oxígeno y fundente, mientras que en las salidas se consideran metal blanco,

escoria y gases.

Por otra parte, en el modelo se asumen factores de distribución de arsénico

utilizados para la ingeniería de detalle de la PTE.

Con el balance de energía del Convertidor Teniente y fijando la temperatura de cada

fase, es posible estimar el exceso de energía contenido en el horno y por

consiguiente la carga fría requerida para mantener la temperatura en el valor fijado.

Para efectos del modelo, se asume que la carga fría es una alimentación anexa que

ingresando al horno se distribuye entre metal blanco, gas (para el caso del arsénico)

y escoria.

Al modelo HLE se incorporan los retornos líquidos de: escoria CPS, escoria HA y

producto HLE, considerando que sólo reaccionará el cobre metálico disponible y

que los compuestos presentes se distribuirán en metal blanco, escoria y gas (para

el arsénico).

Para el caso del modelo PTE, se considera que el concentrado de escoria retornado

desde la Planta de Tratamiento de escorias actuará como especie de “carga fría” en

el Convertidor Teniente disminuyendo así el uso de carga fría circulante. Al igual

que los otros retornos, el concentrado de escoria se distribuirá en metal blanco,

escoria y gases, sin llevar a cabo alguna reacción.

En el modelo se estima la producción de metal blanco, escoria y gases con las

entradas anteriormente mencionadas, para luego estimar que el arrastre de polvos

a través de los gases de fundición es cercano al 0,42% del concentrado fundido.

Este valor se estimó de acuerdo con la recuperación de polvos de la fundición. Para

este caso, el modelo considera que los polvos arrastrados son formados por metal

blanco y escoria en una razón determinada, con el objetivo de cumplir con la

90

composición química real de los polvos. Además, se considera que una fracción del

arsénico que se encuentra en estado gaseoso es arrastrado hacia los polvos.

Finalmente, debido a que la carga fría utilizada en la planta es una masa circulante

que proviene de fondos de tazas, rechazos y material circulante, el modelo

hipotéticamente produce la misma carga fría desde el metal blanco y escoria de

producción.

Finalmente se obtienen las corrientes de salida que son: metal blanco que es

alimentado al CPS, escoria que se alimenta al Horno de Limpieza de Escorias,

gases que son conducidos a través del Manejo de Gases hacia las Plantas de

Limpieza de Gases, polvos que acompañan a los gases y carga fría.

Figura 56: Construcción CT

Convertidor Peirce Smith: El metal blanco producido en los dos Convertidores

Teniente es alimentado a los CPS’s en cargas de 190 [ton], desde aquí se estima el

número de cargas requeridas para convertir todo el metal blanco. Para efectos del

modelo, se considera que todo el metal blanco producido se procesa durante el día

y que cada carga se procesa durante una cantidad de horas determinadas. Desde

aquí se obtiene el número de horas diarias requeridas para la oxidación de todo el

metal blanco producido y por ende el flujo de oxígeno requerido.

Se considera, que el arrastre de polvos en los gases proviene del metal blanco

durante su carguío y se estima que se encuentra cercano al 0,5% del metal cargado.

Para estimar el flujo y la composición de las corrientes de salida del horno, se fija la

ley de cobre blíster y el arrastre de cobre en escoria, considerando que todos los

óxidos de fierro presentes formarán parte de la escoria. Además, se considera que

debido al bajo nivel de Cu2S remanente, este se disuelve en cobre y azufre.

91

Finalmente, mediante la herramienta solver se calcula el flujo de oxigeno requerido

para cumplir con el porcentaje de oxígeno real en el cobre blíster. Debido a que el

modelo estima un alto contenido de cobre en el blíster (mayor que el real) es que

se considera un arrastre de escoria a blíster cercano al 2%. Desde aquí se estima

la producción de cobre blíster, escoria, polvos y gases de fundición considerando

metal blanco y oxígeno como alimentación.

Con el balance de energía del CPS y fijando la temperatura del blíster, escoria y

gases, se estima el exceso de calor contenido en el horno para luego calcular la

carga fría requerida para mantener la temperatura. El modelo considera, que la

carga fría CPS viene de una alimentación anexa al proceso. Además, se considera

que la carga fría alimentada se distribuirá en metal blanco y escoria.

El modelo calcula la producción de blíster y escoria para luego producir la carga fría

utilizada, con el objetivo de mantener el equilibrio entre cobre producido y cobre

alimentado. Se considera que la carga fría producida proviene de los productos

blíster y escoria de producción.

Finalmente se obtienen las corrientes de salida del horno, las cuales son: Cobre

blíster que es enviado a los Hornos Anódicos, escoria que es retornada a los CT,

polvos y gases de fundición que son conducidos al MAGA CPS.

Figura 57: Construcción CPS

Horno Anódico: El modelo considera que el cobre blíster producido en el CPS es

cargado en su totalidad a los Hornos Anódicos en cargas de 11 tazas.

El modelo considera que antes de las reacciones se produce el proceso de

escoriado en donde todos los óxidos presentes formarán la fase escoria, mientras

que el arsénico se distribuirá entre cobre anódico y escoria de acuerdo con la

distribución fijada. Para cumplir con las especificaciones del cobre anódico, el

modelo estima que la distribución de arsénico es 60% en ánodo y 40% en escoria.

Luego, se produce el proceso de oxidación en donde se utilizan dos factores

definidos como (1) Grado de oxidación que es el porcentaje de conversión de S

Carga Fría

METALBLANCO

Escoria CPS ETAPA 1:

REACCIÓN DEL METAL BLANCO

Gases

Cobre Blíster

ETAPA 2:ADICION DE CARGA FRIA

Oxígeno

ETAPA 3:PRODUCCION DE

CARGA FRIA

Polvos arrastrados

Metal Blanco

Gases

Escoria

As gas

92

disuelto en SO2 y (2) Exceso de oxígeno que representa la cantidad de oxígeno

adicional que se debe inyectar al horno con el objetivo de cumplir con las

especificaciones químicas del cobre al final del proceso.

Se lleva a cabo el proceso de reducción definiendo el grado de reducción como el

porcentaje de conversión de carbono, monóxido de carbono e hidrógeno para así

cumplir con las especificaciones químicas del cobre al final del proceso. Desde aquí

se calcula el flujo de metano requerido en el proceso.

El modelo asume que todos los gases producidos son liberados por chimenea,

mientras que todo el cobre anódico es llevado a moldeo y la escoria anódica es

retornada a los Convertidores Teniente.

Figura 58: Construcción HA

Horno de Limpieza de Escorias: La escoria producida por los dos Convertidores

Teniente es cargada en una razón cercana a 190 toneladas por carga a los Hornos

de Limpieza de Escorias.

Se considera que en el horno solo se produce la reacción de reducción de magnetita

en óxido de fierro en un grado de conversión definido.

Para el cálculo de los flujos de salida del horno se fija la ley de cobre del producto

HLE y la ley de cobre, azufre y arsénico de la escoria de botadero según informes

de mediciones. Además, se considera que el producto HLE estará formado por

sulfuros de cobre y fierro, óxidos de cobre y fierro y trióxido de arsénico. Mientras

que el resto de los componentes formará la escoria de botadero.

Se obtienen las corrientes teóricas de salida del horno, como lo son: producto HLE,

escoria botadero y gases, y para ajustar los flujos a valores reales se estima que el

producto HLE arrastra una fracción de escoria cercana al 10%.

93

Finalmente se obtiene el producto HLE que se retorna a los Convertidores Teniente,

escoria botadero y gases que son emitidos a la atmosfera.

Figura 59: Construcción HLE

Planta de Tratamiento de Escorias: Para el modelo de la Fundición Caletones con

la PTE en operación se considera que toda la escoria producida por los CT es

procesada en esta planta.

Para calcular el flujo de concentrado de escoria y relave producido, se fija la ley de

cobre en ambas corrientes.

Se utiliza la composición mineralógica del concentrado de escoria considerada en

la ingeniería de detalle y luego, se retorna a los Convertidores Teniente. Se

considera que el concentrado de escoria no influye en la producción de gases

debido a que esta depende únicamente del concentrado seco alimentado.

Finalmente, el modelo asume que el resto de los componentes forman el relave final

de la planta.

Figura 60: Construcción PTE

MAGA CT: Los gases producidos por los Convertidores Teniente son conducidos a

través del MAGA CT (independiente para cada horno).

El modelo estima el flujo de gases captados por la campana a través de la eficiencia

de captación de gases, que se encuentra cercana al 97% (el resto se considera

como gas fugitivo), desde aquí se calcula el factor de dilución con aire atmosférico

utilizando la respuesta del balance de energía de la campana en donde se entrega

la temperatura de salida de los gases.

94

Luego, el modelo calcula el flujo de agua Sonic requerido por el enfriador

evaporativo a través del balance de energía del equipo, en donde se calcula el calor

que se necesita transferir para llegar a una temperatura definida.

Finalmente, los gases son conducidos a los precipitadores electrostáticos en donde

se considera una eficiencia cercana al 35%. Este valor se estima en función de la

concentración polvos medida a la salida del precipitador.

Figura 61: Construcción MAGA CT

MAGA CPS: Los gases producidos por los Convertidores Peirce Smith son

conducidos a través del MAGA CPS de cada horno con una eficiencia de captación

de gases cercana al 97%, en donde el 3% restante se consideran gases fugitivos.

El modelo utiliza el flujo de gases producidos por el convertidor en una carga y los

divide por el número de horas de soplado para estimar el flujo horario de gases que

se conducen a través del MAGA CPS. Se calcula el factor de dilución de la campana

en función de la temperatura de salida de los gases.

Luego, a través del balance de energía de cada equipo del sistema de enfriamiento

radiativo (precámara, liras, cámara) se estima la temperatura y el flujo de salida de

los gases, considerando un factor de infiltración de aire en cada sección (debido a

roturas en las conexiones).

Para el caso del CPS 4, el manejo de gases puede ser utilizado con sistema Sonic

en donde se cambia el mecanismo de transferencia de calor en la cámara de

enfriamiento de radiativo a evaporativo. Cuando el sistema Sonic no es utilizado se

considera que la cámara funciona con un mecanismo de transferencia de calor

radiativo.

De acuerdo a lo anterior, se estima el flujo y la temperatura de los gases a la salida

de la cámara.

95

A diferencia del MAGA CT, en donde cada circuito tiene su propio precipitador, el

MAGA de los CPS’s tiene dos precipitadores en paralelo, común para los 4 hornos.

Debido a esto es que los gases de salida de las cámaras de enfriamiento son

conducidos a través de un ducto común hacia los precipitadores electrostáticos.

Figura 62: Construcción MAGA CPS

Debido a que la operación de los CPS’s es batch y que el modelo considera un

número de horas de soplado diarias, el flujo de gases conducidos hacia las PLG’S

se estima en dos situaciones: (1) 1 CPS operando 24 horas/día y (2) 2 CPS’s

operando las horas restantes. Desde aquí se calcula la recuperación de polvos en

las dos situaciones anteriormente mencionadas considerando que una fracción del

día se utiliza un CPS y el resto del día dos CPS’s (como lo indica la figura N° 50).

Figura 63: Gases a PLG.

Polvos Recuperados

Gases Fugitivos

Aire infiltración

Aire dilución

Gases CPS 1

ETAPA 1: CAPTACION

GASES CAMPANA

ETAPA 2: ENFRIAMIENTO

RADIATIVO

ETAPA 3: PP.EE

Gases a PLG

Gases Fugitivos

Aire infiltración

Aire dilución

Gases CPS 2

ETAPA 1: CAPTACION

GASES CAMPANA

ETAPA 2: ENFRIAMIENTO

RADIATIVO

Aire infiltración

330.000,0

350.000,0

370.000,0

390.000,0

410.000,0

430.000,0

450.000,0

0 5 10 15 20 25

Flu

jo g

ases

[N

m3

/h]

hora/día [h]

Gases a PLG

2 CT + 1 CPS

2 CT + 2 CPS's

96

Cabe destacar que para el Manejo de Gases CT y CPS se considera que a 500 °C

existe una conversión de SO2 a SO3 que posteriormente formará el sulfato del

efluente.

Planta de Limpieza de Gases: Debido a que el modelo considera la producción de

gases CPS’s en dos situaciones, las PLG’s funcionan bajo el mismo criterio, sin

embargo, tienen el mismo proceso (Figura N° 50):

• Caso 1: 2 CT + 1 CPS soplando (24 horas/día).

• Caso 2: 2 CT + 2 CPS soplando (N° horas de soplado día – 24 horas/día).

El modelo permite definir la fracción de gases de MAGA CT1, MAGA CT2 y MAGA

CPS que se conduce a cada planta de limpieza de gases.

Se considera que la capacidad de la PLG1 y la PLG2 se encuentran en base seca

y medidas antes del soplador, es decir, en la torre de conversión.

El modelo calcula el flujo de gases en base seca que ingresa a las PLG’s, en ambos

casos, y lo compara con la capacidad de cada planta, cuando este valor supera la

capacidad de la planta, el flujo de gases en exceso es liberado por chimenea.

El modelo considera a la Planta de Limpieza de Gases en 3 zonas: Limpieza (donde

se extraen todas las impurezas y vapor de agua contenido), Conversión (donde se

convierte el SO2 a SO3) y Absorción (formación de ácido sulfúrico).

Se considera que el SO3 formado en el MAGA reacciona con el agua contenida en

los gases debido a la disminución de temperatura en la torre de lavado, en donde

se forma ácido sulfúrico.

Luego, el modelo divide el flujo de gases en dos corrientes: (1) Flujo de gases que

se envía a la torre de secado y que está compuesto de SO2, H2O, N2 y O2 y (2)

Efluente formado por H2SO4, H2O, As2O3 y polvos que es enviado a las Plantas de

Tratamiento de Efluentes.

Para estimar el flujo de agua que arrastra el efluente, se utiliza la capacidad de la

bomba de efluente y el porcentaje de apertura de la válvula con el objetivo de

estimar el flujo total que es transportado hacia las ETP. Luego, considerando que

todo el ácido, arsénico y polvos son arrastrados al efluente la diferencia de flujo

corresponde al agua contenida en esta corriente.

En la torre de secado, se estima que toda el agua contenida en el gas es arrastrada

por ácido concentrado al 98,5% en donde, gracias a esta acción se diluye hasta un

96%. De esta manera, se calcula el flujo de ácido concentrado requerido por la torre

de secado y el flujo de gases seco que se envía a la torre de conversión.

En la torre de conversión, el SO2 contenido en el gas reacciona con oxígeno

formando SO3 con una conversión cercana al 97,5%. En el caso del modelo

Fundición PTE, se considera que la conversión de SO2 a SO3 es cercana al 99,5%

97

debido a que la nueva torre de tratamiento de gases de cola convierte el SO2 no

reaccionado en la torre de conversión, aumentando la recuperación de azufre, sin

embargo, esta torre no está dentro del estudio de este trabajo de título. El 0,05%

del SO2 que no reacciona se emite por chimenea.

Los gases salientes son alimentados a la torre de absorción en donde el SO3

reacciona con agua para formar H2SO4, se considera un factor de conversión

cercano al 99%. El resto de los gases que no reacciona se liberan por chimenea.

Finalmente, el ácido sulfúrico producido se disuelve en agua para obtener una

concentración de ácido igual al 98,5%.

Se calcula la fijación de azufre en ácido en las PLG1 y PLG2 para las dos

situaciones mencionadas. Además, se calcula la fijación en sólidos, es decir, escoria

(relave en modelo PTE), RESPEL y polvos recuperados para finalmente obtener la

captura de azufre en función del azufre alimentado por concentrado seco.

Figura 64: Construcción PLG

Planta de Tratamiento de Efluentes:

Al igual que en las PLG’s, se considera el tratamiento en las dos situaciones

anteriormente definidas. Además, se considera que el efluente generado en la PLG1

es enviado a la ETP1 mientras que el efluente generado por la PLG2 es enviado a

la ETP2.

En la zona de reacción, el modelo considera como primera etapa la neutralización

del efluente a un PH = 7 utilizando lechada de cal (Ca(OH)2) para producir CaSO4

y H2O, luego se adiciona más lechada con el objetivo de ajustar el PH a 11 para

asegurar la precipitación de arsénico. Finalmente se adiciona más lechada de cal

para que reaccione con el As2O3 con una conversión del 98%. Se calcula el

requerimiento de lechada de cal en solución al 16,5%.

98

Luego, se considera que en el estanque de envejecimiento coexisten dos fases: (1)

sólidos en suspensión que contiene el CaSO4, la matriz de arsénico producida y los

polvos en suspensión, (2) líquido formado por el As2O3 que no se convierte, agua e

hidróxidos disueltos con un PH cercano a 11.

En el espesador se agrega floculante en una concentración de 10 g/L de agua para

aglomerar los sólidos suspendidos y producir la separación de estas fases. Desde

aquí se separan dos corrientes: (1) corriente sólida a tanque de sedimentación que

contiene un porcentaje de sólidos definido y agua y (2) corriente líquida que es

enviada al reactor 2. La corriente líquida se neutraliza con sulfato férrico para formar

Fe(OH)3 que posteriormente reaccionará con el As2O3 para formar As(OH)3

precipitado con una conversión definida. Para asegurar la precipitación de arsénico

se considera una relación Fe/As = 5 (valor real utilizado en la planta) y una

concentración de sulfato igual a 60%. La corriente es enviada a un espesador en

donde se considera una separación de sólidos y líquidos, en donde el líquido está

formado por agua y arsénico no reaccionado, mientras que el sólido por el resto de

los componentes. Las corrientes sólidas producidas se juntan para ser alimentadas

al filtro prensa, en esta etapa el modelo considera una humedad del queque filtrado

para estimar las toneladas de RESPEL producido.

Finalmente, se calcula la fijación de arsénico en el RESPEL producido por las dos

plantas, además de la fijación de arsénico en sólidos, es decir, ánodo, escoria

botadero (relave en modelo PTE) y polvos recuperados, para calcular la captura de

arsénico de la planta en función del arsénico alimentado por concentrado seco.

Figura 65: Construcción PTE

99

5.7 Autovalidación del modelo

La autovalidación del modelo se realizó al finalizar la construcción de cada equipo

considerando los siguientes aspectos:

• Balance de masa General: El flujo másico que entra al equipo es igual al flujo

másico que sale del equipo.

• Balance de masa de Azufre.

• Balance de masa de Arsénico.

Luego, para comprobar que toda la masa ingresada al sistema se realiza el balance

de masa general, de azufre y de arsénico en las siguientes zonas:

• FUCO: Considera Convertidor Teniente, Convertidor Peirce Smith, Horno

Anódico, Planta de Tratamiento de Escorias.

• MAGA: Considera MAGA CT y MAGA CPS.

• PLG: Considera PLG 1 y PLG2.

• ETP: Considera ETP1 y ETP2.

Finalmente, el flujo de gases de azufre que se emite por chimenea se asume como

la diferencia entre el azufre que ingresa al Convertidor Teniente y el azufre fijado

tanto en ácido como en sólidos (para el arsénico se calcula de igual manera).

100

6. Resultados.

Debido a la entrada en vigencia de la nueva norma de emisiones que rige a las

Fundiciones Chilenas, el modelo Fundición Caletones se construyó en dos

situaciones:

1. Escenario actual: Con Horno de Limpieza de Escorias (HLE).

2. Escenario futuro: Eliminación de HLE y operación de la nueva Planta de

Tratamiento de Escorias (PTE).

El objetivo de construir el modelo con los HLE, es validar los supuestos definidos en

el punto 7.1, para luego utilizarlos en las construcción del modelo con la nueva

planta de escorias y así predecir la captura de azufre y arsénico en diferentes

condiciones operacionales.

La validación del modelo se realiza con las variables operacionales claves del

proceso.

Para la validación del modelo se considera como condición operacional normal los

días donde el concentrado fundido total se encuentra entre 4.000 y 4.100 toneladas.

Además, la validación será subdivida en 3 rangos de concentración de azufre en el

concentrado fundido igual a:

• 30,6% - 31,6%

• 31,6% - 32,5%

• 32,6% - 33,7%

101

6.1 Validación del modelo.

• Caso 1: Fundido total promedio 4.056,9 [tpd], concentración de azufre

promedio 31,34% y concentración de arsénico igual a 0,15%.

Tabla 8: Validación Modelo Caso 1

VARIABLE UNIDAD MIN MAX PROMEDIO MODELO ERROR

FUNDIDO TOTAL tpd 4.019,11 4.102,55 4.056,94 4056,94 0,00%

CARGA FRIA TOTAL tpd 381,73 639,43 509,91 467,0 -8,41%

FUNDENTE TOTAL tpd 295,27 367,03 325,51 208,8 -35,85%

FLUJO TOBERA Nm3/h 32.419,15 35.433,24 34.067,26 34.464,0 1,16%

FLUJO OXIGENO Nm3/h 9.709,04 10.828,86 10.203,60 10.127,0 -0,75%

METAL BLANCO tpd 1.520,00 2.508,00 1.979,80 1.610,4 -18,66%

ESCORIA CT tpd 4.028,00 4.446,00 4.225,60 2.523,6 -40,28%

% Cu % 26,45 31,70 29,99 28,07 -6,40%

% S % 30,60 31,55 31,14 31,34 0,64%

% Fe % 25,60 27,93 26,72 25,15 -5,88%

% As % 0,16 0,16 0,16 0,15 -6,25%

CARGA CPS tpd 1.710,00 2.090,00 1.843,00 1.610,0 -12,64%

N° CARGA CPS - 9,00 11,00 9,70 8,5 -12,37%

BLISTER tpd 1.159,00 1.539,00 1.343,30 1.108,8 -17,46%

CARGA FRIA CPS tpd 260,00 340,00 304,00 255,5 -15,95%

HORA CPS hra/día 29,38 41,48 35,41 38,10 7,59%

FLUJO CPS Nm3/h 35.322,71 38.454,35 37.156,90 34.881,0 -6,13%

MOLDEADO tpd 399,44 1.948,69 1.115,29 1.082,3 -2,96%

ESCORIA HLE tpd 1.682,93 3.133,02 2.332,12 2.190,1 -6,1%

FLUJO AGUA SONIC m3/día 412,34 585,71 536,51 534,76 -0,33%

Nm3/h PLG1 Nm3/h 162.214,1 173.090,2 168.989,59 168.606,0 -0,23%

% SO2 PLG1 % 6,85 7,65 7,37 8,43 14,37%

Nm3/h PLG2 Nm3/h 258.648,7 271.580,0 266.178,4 263.800,0 -0,89%

% SO2 PLG2 % 8,24 9,11 8,62 7,92 -8,11%

RIL ETP1 m3/h 7,45 10,67 9,18 9,2 0,20%

As ETP1 g/L 4,65 6,37 5,38 9,3 71,88%

SO4 ETP1 g/L 67,75 120,23 85,53 63,3 -25,99%

RIL ETP2 m3/h 8,53 11,22 10,22 10,2 -0,24%

As ETP2 g/L 7,00 14,83 9,37 8,4 -10,37%

SO4 ETP2 g/L 85,17 152,23 115,05 107,6 -6,48%

ACIDO PLG1 ton/día 1.177,50 1.357,80 1.292,45 1.461,4 13,07%

ACIDO PLG2 ton/día 2.282,30 2.477,00 2.370,46 2.147,6 -9,40%

ACIDO TOTAL ton/día 3.532,50 3.791,80 3.662,91 3.554,9 -2,95%

CAPTURA S % 91,56% 99,44% 94,50% 93,46% -1,11%

RESPEL ETP1 tpd 12,8 23,3 18,9 24,8 31,22%

RESPEL ETP2 tpd 42,7 65,2 56,5 41 -27,43%

TOTAL RESPEL tpd 63,8 85,5 75,4 65,8 -12,73%

CAPTURA As % 84,2% 94,9% 91,9% 89,0% -3,14%

FIJACION As RESPEL % 53,3% 65,4% 59,3% 65,6% 10,62%

FIJACION As SOLIDOS

% 28,3% 38,0% 32,0% 23,4% -26,88%

102





FUNDIDO TOTAL tpd 4.001,5 4.102,2 4.051,8 4.051,8 0,00%

CARGA FRIA TOTAL tpd 434,4 868,9 637,5 637,7 0,04%


FLUJO TOBERA Nm3/h 31.753,1 36.897,5 34.789,9 35.506,0 2,06%

FLUJO OXIGENO Nm3/h 9.180,2 11.107,0 10.052,7 10.418,0 3,63%

METAL BLANCO tpd 1.672,0 2.128,0 1.903,5 1.636,4 -14,03%

ESCORIA CT tpd 3.724,0 4.788,0 4.287,1 2.511,2 -41,42%

% Cu % 27,0 30,2 28,7 28,6 -0,48%

% S % 31,6 32,5 32,1 32,2 0,18%

% Fe % 26,4 27,5 27,0 25,8 -4,35%

% As % 0,16 0,16 0,16 0,15 -6,25%

CARGA CPS tpd 1.330,0 2.090,0 1.744,5 1.636,4 -6,20%

N° CARGA CPS - 7,0 11,0 9,2 8,6 -6,34%

BLISTER tpd 969,0 1.463,0 1.271,3 1.127,5 -11,31%


HORA CPS hra/día 28,5 40,5 34,9 38,8 11,14%

NM3/H CPS Nm3/h 33.581,7 39.369,4 37.338,7 34.889,0 -6,56%

MOLDEADO tpd 371,0 1.603,5 1.020,6 1.100,5 7,83%

ESCORIA HLE tpd 1.798,8 2.904,4 2.439,1 2.154,7 -24,15%

SONIC TOTAL m3/día 440,5 615,6 552,4 547,4 -0,90%

Nm3/h PLG1 Nm3/h 152.734,3 173.622,7 166.609,2 172.865,0 3,75%

% SO2 PLG1 % 7,2 8,2 7,5 8,5 11,99%

Nm3/h PLG2 Nm3/h 178.320,7 273.063,0 260.849,0 268.516,8 2,94%

% SO2 PLG2 % 8,4 9,7 9,1 7,9 -12,94%

RIL ETP1 m3/h 8,0 11,1 9,9 10,0 1,49%

As ETP1 g/L 3,4 5,5 4,4 8,8 99,40%

SO4 ETP1 g/L 47,9 100,9 68,8 60,0 -12,83%

RIL ETP2 m3/h 6,6 11,1 9,8 10,0 1,63%

As ETP2 g/L 6,8 9,9 8,4 8,8 5,64%

SO4 ETP2 g/L 76,7 126,8 98,7 108,9 10,35%

ACIDO PLG1 ton/día 1.152,1 1.410,5 1.298,8 1.506,3 15,98%

ACIDO PLG1 ton/día 2.324,2 2.653,5 2.511,9 2.195,7 -12,59%

ACIDO TOTAL ton/día 3.681,9 3.951,2 3.810,7 3.645,5 -4,34%

CAPTURA S % 92,37% 97,41% 94,65% 93,45% -1,27%

RESPEL ETP1 tpd 13,10 22,90 18,50 25,7 38,92%

RESPEL ETP2 tpd 21,20 66,90 53,60 41,9 -21,83%

TOTAL RESPEL tpd 38,9 89,8 72,1 67,5 -6,38%

CAPTURA As % - - 91,90% 91,54% -0,39%

FIJACION RESPEL % - - 59,30% 68% 14,67%

FIJACION SOLIDOS % - - 32,60% 23,50% -27,91%

103





FUNDIDO TOTAL tpd 4.007,9 4.072,8 4.053,8 4.053,8 0,00%

CARGA FRIA TOTAL tpd 601,1 903,2 725,8 735,3 1,31%


FLUJO TOBERA Nm3/h 33.046,1 36.643,8 34.607,3 36.974,0 6,84%

FLUJO OXIGENO Nm3/h 9.252,5 10.612,6 9.826,0 10.765,0 9,56%

METAL BLANCO tpd 1.710,0 2.090,0 1.916,9 1.676,6 -12,54%

ESCORIA CT tpd 3.876,0 4.712,0 4.315,1 2.570,2 -40,44%

% Cu % 26,7 29,0 28,2 29,3 3,73%

% S % 32,6 33,7 33,1 33,2 0,23%

% Fe % 26,8 27,9 27,3 26,7 -2,44%

% As % 0,2 0,2 0,2 0,2 0,00%

CARGA CPS tpd 1.520,0 1.900,0 1.773,3 1.676,6 -5,45%

N° CARGA CPS - 8,0 10,0 9,3 8,8 -5,71%

BLISTER tpd 1.045,0 1.387,0 1.258,2 1.155,7 -8,15%


HORA CPS hra/día 32,9 40,9 34,9 39,7 13,73%

NM3/H CPS Nm3/h 27.884,9 38.768,9 36.250,5 34.888,0 -3,76%

MOLDEADO tpd 399,4 2.427,5 1.271,2 1.128,7 -11,21%

ESCORIA HLE tpd 1.845,8 2.974,6 2.484,8 2.197,7 -9,9%

SONIC TOTAL m3/día 504,4 606,7 561,0 572,9 2,13%

Nm3/h PLG1 Nm3/h 148.801,7 172.758,4 163.916,1 179.587,0 9,56%

% SO2 PLG1 % 7,2 7,9 7,5 8,5 13,26%

Nm3/h PLG2 Nm3/h 262.748,0 271.655,0 267.257,0 275.889,0 3,23%

% SO2 PLG2 % 8,8 9,7 9,3 8,0 -14,35%

RIL ETP1 m3/h 8,5 10,3 9,2 9,4 2,51%

As ETP1 g/L 3,6 7,3 4,7 9,6 102,45%

SO4 ETP1 g/L 49,1 104,3 66,5 65,9 -0,84%

RIL ETP2 m3/h 8,2 12,5 10,8 10,6 -1,82%

As ETP2 g/L 5,7 8,9 7,7 8,6 10,77%

SO4 ETP2 g/L 76,6 105,3 88,5 104,8 18,46%

ACIDO PLG1 ton/día 1.186,6 1.319,5 1.242,0 1.542,6 24,20%

ACIDO PLG1 ton/día 2.407,8 2.648,1 2.543,6 2.254,8 -11,35%

ACIDO TOTAL ton/día 3.652,6 3.874,8 3.785,5 3.797,4 0,31%

CAPTURA S % 89,67% 94,63% 92,76% 93,01% 0,27%

RESPEL ETP1 tpd 12,1 22,3 17 26,3 54,71%

RESPEL ETP2 tpd 32,80 65,20 50,90 42,9 -15,72%

TOTAL RESPEL tpd 53,7 81,1 67,9 69,2 1,91%

CAPTURA As % - - 91,90% 93,50% 1,74%

FIJACION RESPEL % - - 59,30% 69,20% 16,69%

FIJACION SOLIDOS % - - 32,60% 23,90% -26,69%

104

6.2 Sensibilización del modelo

1. Consumo de carga fría en función del concentrado: Según el modelo, a

composición fija de concentrado fundido y temperatura constante de metal blanco

(1.230 °C), escoria y gases (1.240 °C), el consumo de carga fría aumenta a razón

de 0,47 toneladas por tonelada de concentrado fundido.

Figura 66: Resultados Carga Fría CT vs Concentrado Fundido.

2. Consumo de carga fría en función de la temperatura del horno: Como se

observa en la figura, el consumo de carga fría para un flujo de concentrado fundido

CT constante, depende de la temperatura del metal blanco y escoria dentro del

horno. Sin embargo, quien tiene mayor influencia dentro de este parámetro es la

temperatura de escoria (que se considera igual a la temperatura del gas) ya que a

temperatura de metal blanco constante la carga fría disminuye a razón de 3,3

toneladas por cada 5 °C de aumento de la temperatura de escoria. Mientras que a

temperatura de escoria constante la carga fría disminuye 0,2 toneladas por cada 5

°C de aumento de temperatura en el metal blanco.

Figura 67: Carga Fría CT vs Temperatura CT.

0,0

100,0

200,0

300,0

400,0

500,0

600,0

700,0

800,0

900,0

1.800 2.000 2.200 2.400 2.600 2.800 3.000 3.200

[tp

d C

.F]

[tpd concentrado]

Carga Fría CT

C.F

250

270

290

310

330

350

370

390

410

430

1.215 1.220 1.225 1.230 1.235 1.240 1.245 1.250 1.255 1.260

[tp

d]

[Temperatura °C]

Carga Fría CT

T° metal blanco = 1230 °C T° escoria = 1230 °C

105

3. Gas en boca CT a distintas toneladas de concentrado procesadas:

Según el modelo, a composición constante de concentrado fundido el flujo de gases

en boca aumenta a razón de 23,5 Nm3/h por tonelada de concentrado inyectado al

convertidor.

Figura 68: Gas boca CT vs Concentrado Fundido.

4. Gas a PLG en función del concentrado fundido: Como se observa en la

figura, el modelo es capaz de estimar el flujo de gases que se envían a

procesamiento en las PLG’s, además indica el flujo máximo de concentrado que es

posible procesar con el objetivo de no sobrepasar la capacidad de las plantas. En

este caso se consideran 4,5 horas de soplado.

Figura 69: Gas a PLG vs Concentrado Fundido.

5. Captura de azufre: Como se observa en la figura, la captura de azufre y

arsénico se mantiene casi constante hasta aproximadamente las 2.050 toneladas

de concentrado fundido procesadas, luego de este valor la captura comienza a

declinar debido a que los gases producidos por el proceso de fusión y conversión

superan la capacidad total de las Plantas de Limpieza de Gases.

0

10.000

20.000

30.000

40.000

50.000

60.000

70.000

80.000

1.800 2.000 2.200 2.400 2.600 2.800 3.000 3.200

[Nm

3/h

]

[tpd concentrado fundido]

Gas boca CT

Gas boca CT

300.000

350.000

400.000

450.000

500.000

550.000

600.000

1.800 2.000 2.200 2.400 2.600 2.800 3.000 3.200

[Nm

3/h

]

[tpd concentrado fundido por CT]

Gas a PLG

Gas a plantas Capacidad plantas

106

Figura 70: Captura azufre y arsénico vs Concentrado Fundido.

6. Flujo de gas a PLG a distintas concentraciones de azufre en concentrado

fundido:

7. Captura de azufre en función de la eficiencia de captación: Como se observa

en la figura, la captura de azufre aumenta exponencialmente a medida que la

eficiencia de captación aumenta, sin embargo, tiene un límite de captura de

azufre que llega al 93,5% ya que a mayor eficiencia de captura mayor es el flujo

de gases que llega a las PLG’s, superando la capacidad total de las plantas.

0%

10%

20%

30%

40%

50%

60%

70%

80%

90%

100%

1.850 2.050 2.250 2.450 2.650 2.850 3.050 3.250

[%]


Captura azufre y arsénico

Captura azufre Captura arsénico

420.000

430.000

440.000

450.000

460.000

470.000

480.000

490.000

3.750 3.800 3.850 3.900 3.950 4.000 4.050 4.100 4.150 4.200 4.250

[Nm

3/h

]


Flujo de gases a PLG

S = 30% S = 31% S = 32% S = 33%

107

Figura 71: Captura azufre vs Eficiencia de Captura.

8. Captura de arsénico en función de la captación: Al igual que la captura de

azufre, la captura de arsénico se encuentra directamente relacionada con la

eficiencia de captación de gases en campana.

Figura 72: Captura Arsénico vs Eficiencia Captura.

9. Emisiones por chimenea en función de las toneladas de concentrado:

El modelo asume que las torres de conversión de las Plantas de Limpieza de Gases

(PLG’s) son capaces de procesar 452.500 [Nm3/h] de gases en base seca. Cuando

el flujo supera este valor, el exceso de gases es liberado por chimenea. Como se

observa en la figura, a mayor concentrado fundido mayor es la emisión de gases

por chimenea. Se consideran 4 horas de soplado en CPS.

86%

87%

88%

89%

90%

91%

92%

93%

94%

88% 90% 92% 94% 96% 98% 100% 102%

cap

tura

[%

]

eficiencia de captura [%]

Captura S

88%

88%

89%

89%

90%

90%

91%

91%

92%

92%

93%

93%

88% 90% 92% 94% 96% 98% 100% 102%

cap

tura

[%

]

eficiencia de captura [%]

Captura As

108

Figura 73: Emisión Chimenea vs Concentrado Fundido.

10. Captura de azufre en función de las toneladas de concentrado:

Considerando una máxima eficiencia de captura, el modelo indica que a mayor

cantidad de concentrado seco fundido menor es la captura. Esto, debido a que

aumenta el flujo de gases enviado a las PLG’s y por ende el flujo de gases emitidos

por chimenea. Se consideran 4 horas de soplado en CPS.

Como se observa en las figuras, la captura de azufre disminuye tanto en la fijación

en ácido como en la fijación en sólidos. Sin embargo, la fijación en ácido es más

sensible a la captura debido a que depende del flujo de gases que es enviado a las

PLG’s.

0,0

50000,0

100000,0

150000,0

200000,0

250000,0

300000,0

350000,0

400000,0

1700 1900 2100 2300 2500 2700 2900 3100

Emis

ión

[N

m3

/h]

concentrado fundido [tpd]

SO2 a chimenea

SO2 a chimenea

50%

55%

60%

65%

70%

75%

80%

85%

90%

95%

100%

1700 1900 2100 2300 2500 2700 2900 3100

cap

tura

[%

]

[tpd concentrado fundido por CT]

Captura Azufre

Figura 74: Captura de azufre vs Concentrado Fundido.

109

Figura 75: Fijación azufre en ácido vs Concentrado Fundido.

Figura 76: Fijación azufre en sólidos vs concentrado fundido.

11. Captura de arsénico en función de las toneladas de concentrado: Al igual

que en el caso N° 4, la captura de arsénico disminuye a medida que aumenta las

toneladas de concentrado fundido. Esto, debido a que aumenta el flujo de gases

emitidos por chimenea.

Figura 77: Captura de arsénico vs Concentrado Fundido.

50%

55%

60%

65%

70%

75%

80%

85%

90%

95%

100%

1700 1900 2100 2300 2500 2700 2900 3100

cap

tura

[%

]


Fijación de azufre en ácido

0,0%

0,5%

1,0%

1,5%

2,0%

2,5%

3,0%

1700 1900 2100 2300 2500 2700 2900 3100

cap

tura

[%

]


Fijación de azufre en sólidos

40%

50%

60%

70%

80%

90%

100%

1700 1900 2100 2300 2500 2700 2900 3100

cap

tura

[%

]


Captura As

110

Sin embargo, a diferencia de la captura de azufre, la fijación de arsénico en RESPEL

disminuye, mientras que la fijación en sólidos aumenta. Esto es debido a que los

retornos líquidos distribuyen el arsénico tanto en metal blanco como escoria y

gases. Como se menciona anteriormente, a medida que aumentan las toneladas de

concentrado fundido el flujo de gases a las PLG’s aumenta y como consecuencia el

flujo de gases emitidos por chimenea es por esto que la fijación en RESPEL

disminuye, sin embargo, el arsénico disponible para distribuirse entre metal blanco

y escoria aumenta y por ende la fijación en sólidos aumenta.

Figura 78: Fijación en RESPEL vs Concentrado Fundido.

Figura 79: Fijación en sólidos vs Concentrado Fundido.

12. Captura de arsénico en función de la distribución: Como se aprecia en la

figura, el modelo es sumamente sensible a la distribución de arsénico en el gas.

Conservando la razón de distribución de arsénico entre metal blanco y escoria se

obtiene que la fijación de RESPEL aumenta aproximadamente 10% por cada 10

unidades porcentuales de aumento en la distribución en el gas, mientras que la

fijación en sólidos aumenta solo 0,2% aproximadamente por cada 10 unidades

porcentuales.

40%

45%

50%

55%

60%

65%

1700 1900 2100 2300 2500 2700 2900 3100

cap

tura

[%

]


Fijación As en Respel

30%

31%

31%

32%

32%

33%

33%

34%

34%

35%

35%

1700 1900 2100 2300 2500 2700 2900 3100

cap

tura

[%

]


Fijación As en sólidos

111

Figura 80: Captura de arsénico vs Distribución de arsénico.

13. Flujo de agua Sonic en función de la temperatura del gas a la salida del

enfriador: Según el modelo, el flujo de agua utilizado en el sistema Sonic del

enfriador evaporativo, depende del flujo de gas, aire de dilución y temperatura de

salida.

Para un flujo de gas constante, se tiene que el agua Sonic utilizada disminuye a

medida que el aire de dilución y temperatura de salida del enfriador aumentan.

Figura 81: Flujo de agua Sonic vs Temperatura salida Sonic.

14. Temperatura del gas en función de la dilución en campana: Según el

modelo, la temperatura de los gases a la salida de la campana disminuye en función

del aumento de la dilución. Sin embargo, a igual dilución la temperatura de los gases

CPS’s a la salida de la campana es menor que en el caso de los CT’s, esto debido

a que el flujo de gases CPS’s menor que el flujo de gases CT’s.

0%

10%

20%

30%

40%

50%

60%

70%

80%

90%

30% 35% 40% 45% 50% 55% 60% 65% 70% 75%

fija

ció

n [

%]

Distribución As a gas [%]

Captura Arsénico

Fijacion Respel Fijacion solido

200

220

240

260

280

300

320

340

360

380

340 350 360 370 380 390 400 410

[m3

/dia

]

Temperatura [°C]

Flujo de agua Sonic

Infiltración 120% Infiltración 130%

112

Figura 82: Temperatura gas salida campana vs dilución.

15. Captura en función de las horas de soplado: De acuerdo con modelo, la

captura de azufre y arsénico aumenta a medida que aumentan las horas de soplado

por carga de los CPS’s. Esto debido a que la producción de gases de los

Convertidores Peirce Smith está calculada por carga, por lo tanto, es un valor

constante. Lo que cambia, es el flujo por hora que envía el Convertidor a las Plantas

de Limpieza de Gases, por lo que a mayor tiempo de soplado menor es el flujo de

gas por hora transportado. Esto afecta directamente en la emisión de gases por

chimenea.

Figura 83: Captura de azufre vs horas de soplado CPS.

400,0

450,0

500,0

550,0

600,0

650,0

700,0

750,0

80% 90% 100% 110% 120% 130% 140% 150%

tem

per

atu

ra [

°C]

Dilución [%]

Temperatura gas salida campana

Campana CT Campana CPS

91,2%91,4%91,6%91,8%92,0%92,2%92,4%92,6%92,8%93,0%93,2%93,4%

2,5 3,0 3,5 4,0 4,5 5,0 5,5

cap

tura

[%

]

horas de soplado [%]

Captura

Captura de azufre Captura de arsénico

113

6.3 Aplicaciones del modelo

En esta sección del capítulo se evalúan las condiciones de operación del Modelo

PTE para cumplir con la norma de emisiones.

• Condiciones generales mínimas para 4.100 toneladas de concentrado fundido y

composición mineralógica promedio.

Tabla 11: Condiciones Modelo PTE para cumplir con la norma

VARIABLE PARAMETRO UNIDAD

CONCENTRADO FUNDIDO 4.100 tpd

% Cu 28,6 %

% S 32,2 %

% As 0,2 %

SOPLADO CPS 252 min

TEMPERATURA SONIC CT1 400 º C

TEMPERATURA SONIC CT2 400 º C

FLUJO CT1 A PLG1 0 %




FLUJO CPS A PLG1 17 %

FLUJO CPS A PLG2 83 %

CONVERSIÓN 99,5 %

ABSORCIÓN 99,0 %

CAPTURA AZUFRE 95,1 %

CAPTURA ARSÉNICO 95,6 %

• Flujo de concentrado máximo de composición mineralógica promedio y tiempo

de soplado.

Tabla 12: Concentrado Máximo para cumplir con la norma

VARIABLE UNIDAD CASO 1 CASO 2 CASO 3 CASO 3 CASO 5

CONCENTRADO FUNDIDO tpd 3900 4000 4100 4200 4300

AZUFRE CONCENTRADO % 32,18 32,18 32,18 32,18 32,18

ARSÉNICO CONCENTRADO % 0,15 0,15 0,15 0,15 0,15

SOPLADO CPS min 228 240 252 270 306

CAPTURA AZUFRE % 95,0 95,3 95,3 95,1 95,1

CAPTURA ARSÉNICO % 95,6 95,7 95,6 95,4 95,4

• Composición de azufre máxima y tiempo de soplado para 4.100 toneladas de

concentrado fundido.

Tabla 13: Composición de azufre máxima para cumplir la norma



AZUFRE CONCENTRADO % 30,2 31,18 32,19 32,94 33,95

SOPLADO CPS min 228 240 252 276 318

CAPTURA AZUFRE % 95,1 95,3 95,1 95 94,8

114

• Composición de arsénico y tiempo de soplado para 4.100 toneladas de

concentrado fundido.

Tabla 14: Composición de arsénico para cumplir con la norma



ARSÉNICO CONCENTRADO % 0,14 0,15 0,16 0,17 0,18

SOPLADO CPS min 234 234 234 234 234

CAPTURA AZUFRE % 95 95,04 95,09 95,14 95,16

En la tabla Nº 14 se muestra que a medida que aumenta el porcentaje de arsénico

en el concentrado alimentado, la recuperación aumenta. Sin embargo, el modelo

está definido para responder a condiciones operacionales que se encuentran por

debajo de las condiciones de diseño de la planta. En este caso, se evalúa la

concentración de arsénico en el efluente alimentado a las plantas para evaluar cual

el porcentaje de arsénico máximo que es capaz de procesar considerando que el

diseño acepta una concentración máxima de alimentación igual a 11 [g/L] de

arsénico.

Tabla 15: Composición de Arsénico en el efluente con respecto al % de As en alimentación

VARIABLE UNIDAD CASO 1 CASO 2 CASO 3 CASO 4

ARSENICO CONCENTRADO % 0,12 0,16 0,2 0,24

g/L ARSENICO EFLUENTE g/L 6,69 8,43 10,15 11,87

% CAPTURA % 94,86 95,051 95,2 95,35

115

7. Conclusiones.

Con la construcción del “Modelo Fundición Caletones – HLE” es posible estimar la

captura de azufre y arsénico de la fundición con un error promedio cercano a 0,7%

y 0,9% respectivamente.

• De acuerdo con el balance de masa del proceso de conversión del mineral,

el modelo subestima la producción de: metal blanco con un error promedio

cercano al 15%, escoria de botadero con un error promedio cercano al 13,4% y

cobre moldeado con un error promedio igual al 7,3%. Esto se debe

principalmente a que el modelo supone que todo el concentrado procesado en

el día es transformado en cobre moldeado durante el mismo día.

• El balance de masa y energía utilizado en el modelo sobreestima el flujo de

gases enviados a la PLG1 y PLG2 con un error promedio igual al 4,36% y 1,76%

respectivamente. Por otra parte, el modelo sobreestima la concentración de SO2

enviado a la PLG1 con un error promedio cercano al 13,2% mientras que en la

PLG2 se subestima la concentración promedio con un error cercano al 11,8%.

El error asociado a estas variables podría deberse a la fracción de gases de

cada horno que es enviado a las distintas PLG’s como también, la posible

succión de aire en los CPS cuando estos no se encuentran soplando.

• De acuerdo con el balance de masa del proceso de producción de ácido

sulfúrico y RESPEL, el modelo estima que la fijación de azufre en ácido

corresponde a aproximadamente al 90%, mientras que la fijación en sólidos al

2%. Por otra parte, se estima que la fijación de arsénico en RESPEL es cercana

al 60% mientras que la fijación en sólidos es aproximadamente un 30%.

• Finalmente, se concluye que el modelo es una buena estimación para el

cálculo de la captura de azufre y arsénico además de la producción total de ácido

y RESPEL.

De la construcción del “Modelo Fundición Caletones – PTE” se concluye:

• Con la operación de la Planta de Tratamiento de Escorias y Torre de

Tratamiento de Gases de Cola y para un flujo de concentrado fundido igual a

4.200 toneladas por día con una composición de azufre y arsénico igual a 32,2%

y 0,15% respectivamente y 270 minutos de soplado por carga en el CPS, la

captura de azufre aumenta desde un 92,93% a un 95,1%, mientras que la

captura de arsénico aumenta desde un 91,67% a un 95,4%.

116

8. Recomendaciones.

A raíz de lo estudiado y observado en el presente trabajo de título se recomienda:

• Debido a que el modelo Fundición Caletones – PTE es un modelo predictivo

construido en base a la operación actual de la planta, se recomienda validar

las variables estudiadas cuando la Planta de Tratamiento de Escorias entre

en operación.

• Se recomienda estudiar el comportamiento de la nueva torre de tratamiento

de gases de cola con el objetivo de verificar la conversión de las plantas de

ácido.

• Se recomienda actualizar el estudio sobre la distribución de arsénico en los

equipos utilizados en la Fundición.

• Se recomienda considerar el balance térmico de las torres de conversión y

absorción con el objetivo de evaluar otros flujos de servicio que permitan

balancear térmicamente la etapa.

• Se recomienda utilizar el balance de energía tanto de los Convertidores

Teniente como de los Convertidores Peirce Smith para evaluar el uso de

otros servicios de enfriamiento para cada horno.

117

Anexos.

Anexo A: Entalpía estándar de formación.

Entalpía Estándar de Formación

Compuesto kJ/mol

CuFeS2 -194,9

CuS -53,10

Cu5FeS4 -371,6

FeS2 -171,6

FeS -97,80

As2S3 -94,00

FeO -265,0

O2 0,00

Cu2S -83,30

SO2 -296,8

Fe3O4 -1.115

As2O3 -654,7

2Feo*SiO2 -1.477,7

SiO2 -910,8

Cu2O -170,60

Cu 8,028

118

Anexo B: Capacidad Calorífica.

J/molK T1 °K T2 °K A B C D

Cu2S 298,0 375,8 53,4 76,5 -0,1 2,5 375,8 716,8 112,1 -31,0 0,0 0,1 716,8 1.372,0 85,0 1.372,0 1.503,0 90,0

FeS 298,0 410,9 -273,3 779,2 81,2 0,0 410,9 597,8 72,4 597,8 1.460,9 94,6 -83,7 1,4 48,0 1.460,9 1.503,0 62,6

As2O3 298,0 587,9 88,1 72,7 -11,4 587,9 1.503,0 152,7

Fe3O4 298,0 849,9 475,2 -873,7 -120,5 800,7 849,9 1.513,0 49,8 72,5 855,5

SiO2 298,0 846,9 58,1 0,0 -14,3 28,2 846,9 1.078,9 58,9 10,1 0,1 1.078,9 1.513,0 72,7 1,3 -41,3 0,0

*2FeO*SiO2* 298,0 1.513,0 240,0 34,8 -31,7 0,0

Al2O3 298,0 499,9 97,1 39,0 -26,4 499,8 1.199,9 123,0 25,0 -50,2 1.199,9 1.513,0 108,0 16,6

CaO 298,0 1.399,9 57,8 -10,8 -11,5 5,3 1.399,9 1.513,0 20,4 22,3 138,4 -3,1

MoS2 298,0 1.513,0 70,8 8,5 -8,7

MgO 298,0 1.513,0 47,5 4,6 -10,3 -0,3

SO2 298,0 499,9 29,1 37,2 0,1 -2,9 499,9 1.513,0 54,8 3,4 -24,7 -0,2

O2 298,0 699,9 22,1 20,9 1,6 -8,2 699,9 1.199,9 29,8 7,9 -6,2 -2,2 1.199,9 1.513,0 34,9 1,3 -14,1 0,2

N2 298,0 349,9 29,3 -1,6 0,0 3,4 349,9 699,9 27,8 0,6 0,7 5,0 699,9 1.513,0 23,5 12,1 1,2 -3,1

Cu 298,0 399,9 22,0 15,3 -0,7 -14,4 399,9 799,9 26,0 -0,1 -1,7 2,8 801,9 1357,6 44,4 -29,4 -23,8 16,1 1357,0 1503,0 31,4

H2O 288 367,19 186,9 -464,2 -19,6 548,6 367,19 658 186,9 -464,2 -19,6 548,6

119

Anexo C: Dimensiones Convertidor Teniente.

Largo interior 20,986 [m]

Radio interior 2,108 [m]

Espesor capa acero 2 [inch]

Espesor capa asbesto 0,5 [inch]

Espesor refractario manto 15 [inch]

Espesor refractario cabezal 18 [inch]

Área boca gas 10 [m]

Anexo D: Constante de transferencia de calor.

Acero 39 [Kcal/hmK]

Asbesto 0,097 [Kcal/hmK]

Refractario Manto 1,5 [Kcal/hmK]

Refractario Cabeza 1,5 [Kcal/hmK]

Magnetita 1,4 [Kcal/hmK]

Emisividad sup. Radiante 0,5 [-]

Emisividad sup. Radiada 0,85 [-]

Anexo E: Cálculo pérdidas de calor Convertidor Teniente.

• Pérdidas de calor por cabezales:

𝑄𝑐𝑎𝑏𝑒𝑧𝑎𝑙𝑒𝑠 = 𝑈 ∗ 𝐴 ∗ ∆𝑇°

𝐴 = 𝜋 ∗ 𝑟𝑒𝑥𝑡2 = 𝜋 ∗ (𝑟𝑖𝑛𝑡𝑒𝑟𝑖𝑜𝑟 + 𝜀𝑎𝑐𝑒𝑟𝑜 + 𝜀𝑎𝑠𝑏𝑒𝑠𝑡𝑜 + 𝜀𝑟𝑒𝑓𝑟𝑎𝑐𝑡𝑎𝑟𝑖𝑜 𝑚𝑎𝑛𝑡𝑜) = 20,468 [𝑚2]

𝑈 =1

∑ (𝜀𝑘

)𝑖

= 2,288 [𝑘𝑐𝑎𝑙

ℎ ∗ 𝑚2 ∗ °𝐾]

𝑄𝑐𝑎𝑏𝑒𝑧𝑎𝑙 = 768,87 [𝑘𝑐𝑎𝑙

𝑚𝑖𝑛]

• Pérdidas de calor por manto:

𝑄𝑚𝑎𝑛𝑡𝑜 = 𝑈 ∗ 𝐴 ∗ ∆𝑇°

1

𝑈 ∗ 𝐴= ∑ (

𝜀

𝐴 ∗ 𝑘)

𝑖= = 0,0732

𝑄𝑚𝑎𝑛𝑡𝑜 = 13.450,1 [𝑘𝑐𝑎𝑙

𝑚𝑖𝑛]

• Pérdidas por radiación:

𝑄𝑟𝑎𝑑𝑖𝑎𝑐𝑖𝑜𝑛 = 𝜖 ∗ 𝐴 ∗ 𝑓12 ∗ (𝑇𝑟𝑎𝑑𝑖𝑎𝑛𝑡𝑒4 − 𝑇𝑟𝑎𝑑𝑖𝑎𝑑𝑎

4 )

𝐴 = 2 ∗ 𝐿𝑖𝑛𝑡𝑒𝑟𝑖𝑜𝑟 ∗ 𝑟𝑖𝑛𝑡𝑒𝑟𝑖𝑜𝑟 (𝑠𝑢𝑝𝑜𝑛𝑖𝑒𝑛𝑑𝑜 𝑡𝑎𝑟𝑟𝑜 𝑙𝑙𝑒𝑛𝑜 𝑎 𝑙𝑎 𝑚𝑖𝑡𝑎𝑑)

𝑓12 =1

10,4 +

1𝜖𝑟𝑎𝑑𝑖𝑎𝑛𝑡𝑒 − 1 +

𝐴𝑟𝑎𝑑𝑖𝑎𝑛𝑡𝑒

𝐴𝑟𝑎𝑑𝑖𝑎𝑑𝑎∗ (

1𝜖𝑟𝑎𝑑𝑖𝑎𝑛𝑡𝑒 − 1)

= 0,198

𝑄𝑟𝑎𝑑𝑖𝑎𝑐𝑖𝑜𝑛 = 71.214,3 [𝑘𝑐𝑎𝑙

𝑚𝑖𝑛]

120

• Pérdidas totales de calor:

𝑄𝑝é𝑟𝑑𝑖𝑑𝑎𝑠 = 86.202,1 [𝑘𝑐𝑎𝑙

𝑚𝑖𝑛] = 124.131 [

𝑀𝑐𝑎𝑙

𝑑𝑖𝑎]

Anexo F: Dimensiones Convertidor Peirce Smith.

Largo interior 10,1793 [m]

Radio interior 1,9055 [m]

Espesor capa acero 2 [inch]

Espesor capa asbesto 0,5 [inch]

Espesor refractario manto 15 [inch]

Espesor refractario cabezal 18 [inch]

Área boca gas 6 [m]

Anexo G: Constante de transferencia de calor.

Acero 39 [Kcal/hmK]

Asbesto 0,097 [Kcal/hmK]

Refractario Manto 1,5 [Kcal/hmK]

Refractario Cabeza 1,5 [Kcal/hmK]

Magnetita 1,4 [Kcal/hmK]

Emisividad sup. Radiante 0,45 [-]

Emisividad sup. Radiada 0,85 [-]

Anexo H: Cálculo pérdidas de calor Convertidor Peirce Smith.

• Pérdidas de calor por cabezales:

𝑄𝑐𝑎𝑏𝑒𝑧𝑎𝑙𝑒𝑠 = 𝑈 ∗ 𝐴 ∗ ∆𝑇°

𝐴 = 𝜋 ∗ 𝑟𝑒𝑥𝑡2 = 𝜋 ∗ (𝑟𝑖𝑛𝑡𝑒𝑟𝑖𝑜𝑟 + 𝜀𝑎𝑐𝑒𝑟𝑜 + 𝜀𝑎𝑠𝑏𝑒𝑠𝑡𝑜 + 𝜀𝑟𝑒𝑓𝑟𝑎𝑐𝑡𝑎𝑟𝑖𝑜 𝑚𝑎𝑛𝑡𝑜) = 17,349 [𝑚2]

𝑈 =1

∑ (𝜀𝑘

)𝑖

= 2,288 [𝑘𝑐𝑎𝑙

ℎ ∗ 𝑚2 ∗ °𝐾]

𝑄𝑐𝑎𝑏𝑒𝑧𝑎𝑙 = 641,8 [𝑘𝑐𝑎𝑙

𝑚𝑖𝑛]

• Pérdidas de calor por manto:

𝑄𝑚𝑎𝑛𝑡𝑜 = 𝑈 ∗ 𝐴 ∗ ∆𝑇°

1

𝑈 ∗ 𝐴= ∑ (

𝜀

𝐴 ∗ 𝑘)

𝑖= = 0,1668

𝑄𝑚𝑎𝑛𝑡𝑜 = 5.814,1 [𝑘𝑐𝑎𝑙

𝑚𝑖𝑛]

• Pérdidas por radiación:

𝑄𝑟𝑎𝑑𝑖𝑎𝑐𝑖𝑜𝑛 = 𝜖 ∗ 𝐴 ∗ 𝑓12 ∗ (𝑇𝑟𝑎𝑑𝑖𝑎𝑛𝑡𝑒4 − 𝑇𝑟𝑎𝑑𝑖𝑎𝑑𝑎

4 )

𝐴 = 2 ∗ 𝐿𝑖𝑛𝑡𝑒𝑟𝑖𝑜𝑟 ∗ 𝑟𝑖𝑛𝑡𝑒𝑟𝑖𝑜𝑟 (𝑠𝑢𝑝𝑜𝑛𝑖𝑒𝑛𝑑𝑜 𝑡𝑎𝑟𝑟𝑜 𝑙𝑙𝑒𝑛𝑜 𝑎 𝑙𝑎 𝑚𝑖𝑡𝑎𝑑)

121

𝑓12 =1

10,4 +

1𝜖𝑟𝑎𝑑𝑖𝑎𝑛𝑡𝑒 − 1 +

𝐴𝑟𝑎𝑑𝑖𝑎𝑛𝑡𝑒

𝐴𝑟𝑎𝑑𝑖𝑎𝑑𝑎∗ (

1𝜖𝑟𝑎𝑑𝑖𝑎𝑛𝑡𝑒 − 1)

= 0,206

𝑄𝑟𝑎𝑑𝑖𝑎𝑐𝑖𝑜𝑛 = 31.170,3 [𝑘𝑐𝑎𝑙

𝑚𝑖𝑛]

• Pérdidas totales de calor:

𝑄𝑝é𝑟𝑑𝑖𝑑𝑎𝑠 = 38.268 [𝑘𝑐𝑎𝑙

𝑚𝑖𝑛] = 55.105,9 [

𝑀𝑐𝑎𝑙

𝑑𝑖𝑎]

Anexo I: Cálculo transferencia de calor en Campana CT.

Transferencia de calor por agua de servicio:

Agua servicio – Campana MAGA CT

Flujo agua 6.476 l/min

Temperatura entrada 46,16 °C

Temperatura de salida 52,06 °C

Cp agua 75,229 J/mol K

18,055 Cal/mol K

Densidad agua 1000 Kg/m3

𝑄𝑎𝑔𝑢𝑎 𝑠𝑒𝑟𝑣𝑖𝑐𝑖𝑜 = 𝐹𝑎𝑔𝑢𝑎 ∗ 𝑐𝑝 ∗ ∆𝑇

𝑄𝑎𝑔𝑢𝑎 𝑠𝑒𝑟𝑣𝑖𝑐𝑖𝑜 =21.567.496 ∗ 18,055 ∗ (52,06 − 46,16)

106= 2.297,5 [

𝑀𝑐𝑎𝑙

ℎ]

Anexo J: Transferencia de calor por pérdidas de calor en campana:

Dimensiones Campana CT

L1 – L2 4,8 x 9,746 [m2]

L3 5,2 x 9,746 [m2]

L4 5,239 x 5,2 [m2]

L5 5,2 x 4,8 [m2]

Área total 194,99 [m2]

Emisividad (ϵ) 0,7 [-]

Constante de Boltzman (σ) 5,67 x 10-8 J/m2*s*K4

Temperatura superficial 318 °K

Temperatura ambiental 293 °K

𝑄𝑝𝑒𝑟𝑑𝑖𝑑𝑎𝑠 = 𝜖 ∗ 𝜎 ∗ 𝐴 ∗ (𝑇𝑠𝑢𝑝𝑒𝑟𝑓𝑖𝑐𝑖𝑎𝑙 4 − 𝑇𝑎𝑚𝑏𝑖𝑒𝑛𝑡𝑒

4 )

𝑄𝑝𝑒𝑟𝑑𝑖𝑑𝑎𝑠 =0,7 ∗ 5,67𝑥10−8 ∗ 194,99 ∗ (3184 − 2934) ∗ 0,24 ∗ 3600

106= 20 [

𝑀𝑐𝑎𝑙

ℎ]

De aquí se obtiene que:

𝑄 𝑎𝑔𝑢𝑎 𝑠𝑒𝑟𝑣𝑖𝑐𝑖𝑜 ≫≫≫≫≫ 𝑄 𝑝𝑒𝑟𝑑𝑖𝑑𝑎𝑠

122

Anexo K: Simulación del modelo.

La validación del modelo se realiza simulando 100 condiciones operacionales en

donde se comparan con los datos reales obtenidos de la base de datos de la

fundición.

La simulación se hizo bajo las siguientes condiciones operacionales:

• Flujo de concentrado seco alimentado a CT1 y CT2.

• Temperatura de Metal Blanco CT1 y CT2.

• Temperatura de Escoria CT1 y CT2.

• Enriquecimiento Oxígeno CT1 y CT2.

• Temperatura CPS.

• Temperatura salida Sonic CT1 y CT2.

• Flujo de efluente ETP1 y ETP2.

1. Flujo de aire y oxígeno CT: Como se aprecia en la figura, el modelo se

acerca a las condiciones de operación reales del Convertidor Teniente.

Figura 84: Aire y Oxígeno CT1. Real – Modelo.

Figura 85: Aire y Oxigeno CT2. Real – Modelo.

0

5.000

10.000

15.000

20.000

25.000

30.000

35.000

40.000

45.000

0 20 40 60 80 100 120

[Nm

3/h

]

[día]

Aire y Oxígeno CT1

Tobera CT1 real Tobera CT1 modelo Oxigeno CT1 real Oxigeno CT1 modelo

0

5.000

10.000

15.000

20.000

25.000

30.000

35.000

40.000

45.000

0 20 40 60 80 100 120

[Nm

3/h

]

[día]

Aire y Oxígeno CT2

Tobera CT2 real Tobera CT2 modelo Oxigeno CT2 real Oxigeno CT2 modelo

123

2. Carga fría CT: Debido a que el modelo estima el consumo de carga fría de

los Convertidores Teniente en función de la Temperatura de metal blanco, escoria

y gases, existe una diferencia entre carga fría real utilizada y carga fría estimada ya

que la temperatura utilizada en el modelo es un promedio de los datos operacionales

obtenidos. A pesar de esto, se considera que los resultados arrojados por el modelo

se encuentran en un rango aceptable para la planta.

Figura 86: Carga Fría CT1. Real – Modelo.

Figura 87: Carga Fría CT2. Real – Modelo.

3. Metal Blanco CT: En este caso, el modelo difiere bastante con los datos

reales, debido a factores relacionados con los errores de medición realizados en el

proceso, además de retornos que se encuentran subestimados.

La descarga de metal blanco y escoria del Convertidor se hace a través de un pasaje

que va llenando tazas de 400 ft3 y 500 ft3 de capacidad respectivamente.

Desde aquí se arrastran ciertos factores que influyen en el error del modelo como,

por ejemplo:

0

100

200

300

400

500

600

0 20 40 60 80 100 120

[tp

d]

[día]

CARGA FRÍA CT1

CF CT1 real CF CT1 modelo

0

100

200

300

400

500

600

700

0 20 40 60 80 100 120

[tp

d]

[día]

CARGA FRÍA CT2

CF CT2 real CF CT2 modelo

124

• El modelo estima que todo el concentrado seco fundido se transforma en

cobre moldeado durante el día de operación.

• El nivel de llenado de la taza se estima visualmente por el operario.

• La producción de metal blanco y escoria depende de la ley de cobre de

ambos productos.

• Se considera que la masa contenida en una taza de metal blanco y de escoria

equivale a 38 toneladas para ambos casos. Sin embargo, esta depende del

nivel del llenado y además de la densidad del producto, el cual a su vez

depende de la cantidad de magnetita que contiene.

Figura 88: Metal blanco CT. Real – Modelo.

4. Carga Fría CPS: Al igual que en el Convertidor Teniente, el modelo calcula

la carga fría CPS en función de la temperatura de las fases del horno. Los datos

recolectados muestran un promedio de las temperaturas del horno cuando estas se

encuentran por sobre los 1200 °C.

Figura 89: Carga Fría CT. Real – Modelo.

0

500

1000

1500

2000

2500

3000

3900 4000 4100 4200 4300 4400 4500 4600

[tp

d]


Metal Blanco CT

M.B real M.B modelo

0

50

100

150

200

250

300

350

400

0 20 40 60 80 100 120

[tp

d]

[día]

CF CPS

CF CPS real CF CPS modelo

125

5. Soplado CPS: El flujo de soplado CPS depende de la carga de metal blanco

al horno. Debido a que el modelo responde con cierto error con respecto a la

realidad, el error se arrastra a este resultado.

Figura 90: Flujo de aire CPS. Real – Modelo.

El modelo estima las horas de soplado en función del número de cargas y el tiempo

de soplado para cada una de ellas. A diferencia de la realidad, el tiempo de soplado

de los Convertidores Peirce Smith depende de las consideraciones de cada

operador.

Figura 91: Hora soplado CPS. Real – Modelo.

6. Cobre Blíster CPS: Al igual que el metal blanco, el cobre blíster también se

descarga y transporta a través de tazas, en donde el operador es el que estima el

tonelaje en movimiento.

Además, debido a que el Convertidor Peirce Smith trabaja en forma batch, procesa

metal blanco producido en días anteriores, por lo que la comparación diaria que se

hace no es completamente válida.

0

5.000

10.000

15.000

20.000

25.000

30.000

35.000

40.000

45.000

0 20 40 60 80 100 120 140

[Nm

3/h

]

[día]

Flujo de aire CPS

Flujo aire CPS real Flujo aire CPS modelo

0

5

10

15

20

25

30

35

40

45

50

0 20 40 60 80 100 120 140

[ho

ras/

día

]

[día]

Hora soplado

Hora soplado Real Hora soplado modelo

126

Figura 92: Producción cobre blíster. Real – Modelo.

7. Cobre Moldeado: Al igual que el Convertidor Peirce Smith, los anódicos

funcionan forma discontinua procesando cargas de días distintos, por lo que los

datos obtenidos no reflejan la producción diaria en función del concentrado seco

alimentado a los Convertidores Teniente.

Figura 93: Cobre Moldeado. Real – Modelo.

8. Escoria Botadero: La escoria estimada por el modelo difiere con respecto a

la realidad de la planta debido a que arrastra el error que posee el Convertidor

Teniente con respecto a la producción de escoria CT.

0

200

400

600

800

1000

1200

1400

1600

1800

0 20 40 60 80 100 120

[tp

d]

[día]

Cobre Blister

Cobre Blister real Cobre blister modelo

0

500

1.000

1.500

2.000

2.500

3.000

0 20 40 60 80 100 120

[tp

d]

[día]

Cobre moldeado

Moldeado real Moldeado modelo

127

Figura 94: Escoria Botadero. Real – Modelo.

9. Temperatura Campana CT: La temperatura de los gases a la salida de la

campana depende principalmente del flujo de aire de dilución. En este caso el

modelo responde con bastante precisión a la temperatura en cuestión, por lo que

permitiría estimar el porcentaje de dilución de las campanas de los convertidores.

Figura 95: Temperatura Campana CT1. Real – Modelo.

Figura 96: Temperatura campana CT2. Real – Modelo.

0

500

1.000

1.500

2.000

2.500

3.000

3.500

0 20 40 60 80 100 120

[tp

d]

[día]

Escoria Botadero

Escoria botadero real Escoria botadero modelo

0

100

200

300

400

500

600

700

800

0 20 40 60 80 100 120

[tem

per

atu

ra]

[día]

Temperatura salida campana CT1

Real Modelo

0

100

200

300

400

500

600

700

800

900

0 20 40 60 80 100 120 140

[tem

per

atu

ra]

[día]

Temperatura salida campana CT2

Real Modelo

128

10. Flujo de agua Sonic CT: El flujo de agua requerido por el sistema de

enfriamiento evaporativo depende del set point que fije el operador para la

temperatura de los gases a la salida del sistema, de las infiltraciones y de la

temperatura de entrada de los gases al enfriador.

Figura 97: Flujo de agua Sonic CT1. Real – Modelo.

Figura 98: Flujo de agua Sonic CT2. Real – Modelo.

11. Flujo de gas PLG: El modelo responde con bastante precisión al flujo de

gases enviados a cada Planta de Limpieza de Gases.

Figura 99: Flujo de gas a PLG. Real – Modelo.

0

100

200

300

400

500

0 20 40 60 80 100 120 140

[m3 /

dia

]

[día]

Sonic CT1

Real Modelo

0

100

200

300

400

500

600

0 20 40 60 80 100 120 140

[m3 /

dia

]

[día]

Sonic CT2

Real Modelo

100.000

150.000

200.000

250.000

300.000

0 20 40 60 80 100 120 140

[Nm

3/h

]

[día]

Gas PLG

Gas PLG1 real Gas PLG1 modelo Gas PLG2 real Gas PLG2 modelo

129

12. Porcentaje de SO2: Como se observa, el modelo responde con bastante

precisión a la variable seleccionada.

Figura 100: Concentración de SO2 PLG1. Real – Modelo.

Figura 101: Concentración SO2 PLG2. Real – Modelo.

13. Producción de ácido:

Figura 102: Producción de ácido plantas. Real – Modelo.

0,00%

2,00%

4,00%

6,00%

8,00%

10,00%

12,00%

0 20 40 60 80 100 120 140

[%]

[dia]

% SO2 PLG1

% SO2 PLG1 real % SO2 PLG1 modelo

0,00%

2,00%

4,00%

6,00%

8,00%

10,00%

12,00%

0 20 40 60 80 100 120 140

[%]

[dia]

% SO2 PLG2

% SO2 PLG2 real % SO2 PLG2 modelo

3.400

3.500

3.600

3.700

3.800

3.900

4.000

4.100

4.200

0 20 40 60 80 100 120 140

[tp

d]

[día]

Producción total H2SO4

Producción total ácido real Producción total ácido modelo

130

14. Captura de azufre: De acuerdo con la captura de azufre el modelo responde

dentro de un rango aceptable, sin embargo, según el gráfico se puede intuir que la

captura de azufre depende de la eficiencia de captura de gases en las campanas

de los hornos. En el punto 5.3 se evaluará esta situación.

Figura 103: Captura de azufre. Real – Modelo.

15. Producción de Residuo Arsenical:

Figura 104: Residuo arsenical. Real – Modelo.

86%

88%

90%

92%

94%

96%

98%

100%

102%

0 20 40 60 80 100 120

[%]

[día]

Captura de azufre

Real Modelo

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 20 40 60 80 100 120 140

[tp

d]

[día]

Residuo Arsenical

Real Modelo

131

Anexo L: Metodología de uso del modelo.

Construcción del modelo:

La herramienta utilizada para el desarrollo del modelo fue Excel, considerando 20

iteraciones para cada cálculo.

Al abrir el archivo “Modelo Fundición Caletones – PTE”, se encontrará un libro con

23 hojas de cálculo, las cuales se enumeran a continuación:

1. Resumen: Contiene el proceso generalizado de la fundición indicando

valores importantes de cada corriente, por ejemplo; flujo, temperatura,

concentración, producción, etc. Además, se encuentra la fijación total de azufre y

arsénico.

2. CT1 y CT2: Hojas de cálculo independientes entre sí que contiene las

condiciones de operación de los Convertidores Teniente, partiendo de las toneladas

procesadas y su respectiva composición. Cabe destacar que se considera la misma

composición química para el concentrado procesado en ambos convertidores.

3. CPS: Contiene las condiciones de operación del modelo en cuanto a carguío,

horas de soplado, producción, etc. Es importante destacar que para efectos del

modelo se considera que sólo 1 CPS procesa todo el metal blanco producido por

los Convertidores Teniente.

4. HA: Contiene las condiciones de operación de los Hornos Anódicos y se

considera que 1 Horno procesa todo el blíster producido por los CPS’s.

5. PTE: Detalla la composición y flujo del concentrado de escoria producido en

función de la recuperación y leyes de cobre estimadas.

6. MAGA CT1 y MAGA CT2: Detalla información sobre el acondicionamiento

de los gases CT y las características del flujo de gases enviado a las PLG’s.

7. MAGA CPS1, CPS2 y CPS4: Detalla información sobre el acondicionamiento

de los gases CPS’s considerando que las condiciones operativas de los MAGA

CPS1 y CPS2 son similares mientras que la del MAGA CPS4 funciona distinto.

8. Resumen MAGA: Muestra un resumen de las líneas de Manejo de Gases

informando sobre características esenciales para el proceso, como lo son: Flujo de

gas, concentración de SO2, Temperatura y Concentración de Polvos.

9. PLG1 y PLG2: Detalla información sobre la producción de ácido sulfúrico y

formación de efluente.

10. Resumen PLG: Contiene las condiciones operativas de las Plantas de

Limpieza de Gases, muestra la capacidad de cada planta para procesar el gas

enviado y muestra detalladamente la fijación de azufre tanto ácido como en sólidos.

11. ETP1 y ETP2: Entrega información sobre la producción de RESPEL y

requerimientos de reactivos químicos para el procesamiento del efluente producido

por las Plantas de Limpieza de Gases. Además, muestra un detalle de las fijaciones

de arsénico en residuo peligroso y en sólidos.

132

12. Resumen ETP: Muestra los requerimientos de la planta para el

procesamiento de efluentes.

13. Balance de energía CT1, CT2 y CPS: Detalla el balance energético de cada

horno. Esta hoja no es modificable ya que depende de CT1, CT2 y CPS

respectivamente.

14. Iteraciones MAGA: Estima las temperaturas intermedias de las corrientes

asociadas a cada MAGA en función del intercambio de energía que realizan.

A continuación, se detallan las instrucciones de uso del Modelo Fundición

Caletones.

Tanto para el “Modelo fundición Caletones – HLE” como para el “Modelo Fundición

Caletones – PTE”, solo podrán modificarse las celdas que se encuentran en color

rojo.

133

Convertidor Teniente (CT) 1. Base de cálculo: En la celda B3 de la hoja de cálculo CT1 y CT2 es posible

modificar la cantidad de concentrado fundido que procesa cada uno de los

Convertidores de forma independiente.

2. Composición Mineralógica del Concentrado: Tanto para el Convertidor

Teniente Nº 1 y Nº 2 la composición del mineral procesado es la misma y sólo podrá

modificarse en la hoja de cálculo CT1, celdas C13 a C27.

3. Composición Química del Concentrado: Esta tabla no es modificable y

calcula la composición en peso de Cobre, Fierro, Azufre, Arsénico y Sílice en función

del concentrado alimentado.

4. Descomposición del arsénico: Tabla no modificable. Muestra las toneladas

por día de los productos de la descomposición asumiendo que ocurre en un 100%.

5. Fusión y Reacción del Concentrado: Tabla no modificable. Muestra las

toneladas por día de los productos de reacción del concentrado y su respectivo calor

de reacción. En esta sección se asume una conversión del 100%.

6. Fracción de Descomposición: La celda B54 fija la cantidad de Cu2S que es

arrastrada a la escoria mientras que la celda B56 fija la cantidad de FeS que se

oxida a Fe3O4. Estos valores se fijan de forma independiente tanto para CT1 como

para CT2.

7. Reacción de oxidación: Esta tabla no es modificable y muestra las

toneladas por día de producto de reacción además del calor de reacción producido.

8. Formación de escoria: Tabla no modificable. Indica la producción diaria de

fayalita y su correspondiente calor de reacción.

9. Indicadores: En la primera parte de la construcción del modelo CT se

considera que el metal blanco, escoria y gases son producidos sólo por efecto de

las reacciones de oxidación que se producen en el concentrado inyectado. Por lo

tanto, la celda B78 fija la ley de cobre que se desea obtener en el metal blanco

durante esta etapa. Cabe destacar que esta condición es independiente para las

hojas de cálculo CT1 y CT2.

Además, la celda B81 fija la relación Fe/SiO2 en la escoria mientras que la B85 fija

la pureza del fundente. Estos datos determinarán la cantidad cuarzo como fundente

requerido en el proceso. Es importante destacar que estos indicadores son

independientes para el CT1 y CT2.

Las celdas B86, B87 y B88 fijan la distribución de arsénico en las 3 fases del horno,

estas celdas solo podrán ser modificadas en la hoja del cálculo CT1 y regirán para

todo el arsénico que ingrese al convertidor.

10. Metal blanco de concentrado fundido: Tabla no modificable. Muestra la

composición del metal blanco producido sólo por las reacciones del concentrado

fundido. Está construido considerando que sólo contiene sulfuros de cobre y fierro

y óxido de arsénico. Se calcula en base al porcentaje de Cu2S contenido en el metal

blanco (calculado en la celda B55), la ley de cobre fijada en la celda B78 y la

134

distribución de arsénico fijada en la celda B86. El resto de la masa corresponde a

FeS que no se oxidó. Estas condiciones son fijadas sólo para CT1.

11. Escoria de concentrado fundido: Tabla no modificable. Muestra la

composición de la escoria producida sólo por las reacciones del concentrado

fundido. Se construye en función del porcentaje de Cu2S que es arrastrada a la

escoria (fijado en la celda B54), la relación Cu2S/FeS del metal blanco (para estimar

la cantidad de FeS que no reaccionó y se arrastra a la escoria) y considerando que

los óxidos producidos por las reacciones y el resto de los componentes provenientes

del concentrado son arrastrados a la escoria.

12. Balance de masa de concentrado fundido: Tabla no modificable. Balance

general de masa que considera los requerimientos de oxígeno y fundente que se

necesitan para la fusión y oxidación del concentrado definido en la celda B3,

además de los productos de reacción.

13. Aire y Oxígeno: Estima el flujo de aire de soplado en función del

requerimiento de oxígeno para las reacciones de oxidación (celda B111). Considera

el aire de inyección (K127), aire anular (K128), eficiencia del O2 en el baño (C129)

y enriquecimiento (C130) como variables modificables en CT1 y CT2. La pureza del

O2 industrial se define en la celda C129 de la hoja de cálculo CT1.

El coeficiente de oxigeno es una variable no modificable que depende del oxígeno

requerido para llevar a cabo las reacciones definidas en los puntos 5 y 7 y del

concentrado alimentado al Convertidor definido en la celda B6.

14. Gases por boca: Los gases producidos por las reacciones de oxidación

(SO2) se liberan por la boca del convertidor junto con el resto de los gases

inyectados al sistema (oxígeno y nitrógeno provenientes del aire, impureza del

oxígeno industrial y aire g-g definido en la celda B143 de CT1 y CT2).

El modelo considera que parte del As2O3 que se encuentra en los gases se dirige

hacia los polvos que son arrastrados por los mismos gases. Este valor se puede

modificar en la celda K152 sólo en la hoja de cálculo CT1.

15. Balance de energía: El balance de energía de CT1 y CT2 se realiza con el

supuesto de que los reactivos ingresan y reaccionan a 25° C, y con el calor de

reacción liberado (celda N164) se eleva la temperatura de los productos hasta la

temperatura de la fase.

Para efectos del modelo se fija la temperatura de cada fase del convertidor en las

celdas H160, H166 y H179 para cada CT y se calcula el calor requerido por el metal

blanco, escoria y gases (N165, N166, N167).

Las celdas N169 y N170 son variables no modificables que se calculan en la hoja

de cálculo Balance de energía CT, según corresponda.

Desde aquí se calcula el exceso o déficit de calor que contiene el horno (N167) y

con la variable J227 (que estima la energía necesaria para fundir el concentrado de

escoria retornado) definida en el punto 18 se calcula nuevamente la energía neta

del convertidor.

135

16. Composición mineralógica del concentrado de escoria: Tabla no

modificable en CT1 y CT2 ya que viene definida por las condiciones de operación

de la Planta de Tratamiento de Escorias en la hoja de cálculo PTE. Desde la hoja

de cálculo PTE se estima el flujo de concentrado de escoria producido (celda B189),

en función de la recuperación de la planta y las leyes de producto fijadas.

El modelo considera que el concentrado de escoria actúa como carga fría dentro

del Convertidor Teniente y no reacciona dentro de él, por lo tanto, no existe calor de

reacción asociada a este retorno. Además, se asume que el concentrado de escoria

retornado al horno se distribuye entre metal blanco (de concentrado de escoria) y

escoria (de concentrado de escoria) de acuerdo con los componentes definidos en

los puntos 10 y 11.

Por último, se considera que el arsénico que ingresa con el concentrado de escoria

se distribuye según las celdas B86, B87 y B88.

17. Composición química del concentrado de escoria: Tabla no modificable.

Muestra principalmente la ley de cobre que tiene el concentrado de escoria. Esta

tabla se detalla en la hoja de cálculo PTE.

18. Balance de energía concentrado de escoria: Tabla no modificable. En la

celda J227 se muestra la energía requerida para fundir el concentrado de escoria

retornado (celda B189). Este valor es calculado en la hoja de cálculo Balance de

energía CT1 y Balance de energía CT2, según corresponda.

19. Carga fría (CF): La composición mineralógica de la carga fría se define en

las celdas B191 a B200 en la hoja de cálculo CT1. Desde aquí se estima la energía

requerida para fundir una tonelada de carga fría y posteriormente utilizando la celda

N173 (que calcula la energía neta del convertidor) estimar la cantidad de carga fría

requerida en el proceso (celda B247).

El modelo considera que la CF incorporada a los Convertidores Teniente no

reacciona dentro del horno, por lo tanto, no produce calor de reacción y sólo se

utiliza para balancear térmicamente el sistema. Además, se considera que la carga

fría alimentada se distribuye entre metal blanco y escoria considerando los mismos

componentes definidos en los puntos 10 y 11.

Por último, se define que el arsénico proveniente de la carga fría se distribuye entre

metal blanco, escoria y gases de acuerdo con la distribución definida en las celdas

B86, B87 y B88.

20. Retornos líquidos: El modelo considera que la escoria producida en los

CPS’s y Hornos Anódicos es devuelta al Convertidor Teniente en un porcentaje

definido en sus respectivas hojas de cálculo.

Para efectos del modelo estas corrientes sólo aportan masa y cuando ingresan al

horno se distribuyen entre metal blanco y escoria según los componentes definidos

en los puntos 10 y 11.

En la celda B294 se define el porcentaje de arrastre de Cu2O (proveniente de los

retornos) a la escoria formada. Solo se puede modificar en la hoja de cálculo CT1.

136

Se considera también la sobre oxidación de cobre metálico en óxido de cobre y su

posterior reacción con FeS para formar Cu2S y FeO. La reacción de formación de

calcosina incluye como reactivo al Cu2O proveniente de los retornos líquidos.

21. Metal blanco y escoria: Tabla no modificable. Muestra un segundo balance

de metales del proceso considerando los productos formados por las reacciones del

concentrado, la adición de concentrado de escoria, carga fría y retornos líquidos.

22. Arrastre de polvos: El modelo considera que los polvos arrastrados por los

gases del Convertidor Teniente son formados por metal blanco y escoria.

En la celda G411 de la hoja de cálculo CT1 se define el porcentaje de arrastre de

polvos con respecto a los productos metal blanco y escoria del punto 21. La celda

B418 calcula las toneladas por día de polvos que son arrastrados por el convertidor.

Mientras que la celda B411 define la fracción de metal blanco que es arrastrada.

23. Metal blanco y escoria: Tabla no modificable. Muestra un balance

intermedio de metales, considerando los productos del punto 21 y las salidas de

producto del punto 22.

24. Producción de carga fría: En la Fundición de Caletones la carga fría

utilizada en los hornos proviene del material circulante de la planta (fondos de tazas,

ánodos rechazados, etc.) es decir, parte del concentrado fundido que ingresa al

Convertidor.

Para efectos del modelo, la carga fría utilizada en el punto 19 proviene de una

alimentación anexa al concentrado fundido, por lo que es necesario producirla

desde el metal blanco y escoria obtenidos en el punto 23.

En la celda B473 se define el porcentaje de metal blanco que compone la carga fría

a producir, con el objetivo de alcanzar la ley de cobre considerada en la celda E261.

25. Descarga final CT: Tabla no modificable. Muestra la descarga real del

Convertidor considerando concentrado fundido, concentrado de escoria, carga fría

y retornos líquidos que se distribuyen entre metal blanco y escoria, además de

oxígeno y fundente como inputs y metal blanco, escoria, gases, polvos y carga fría

producida como outputs.

26. Balance de masa general: Tabla no modificable. Muestra el balance de

masa general, azufre y arsénico dentro del Convertidor Teniente.

137

Convertidor Peirce Smith (CPS) 1. Metal blanco producto CT: En la celda B6 se fija la masa contenida en una

taza de metal blanco mientras que en la celda B8 se definen las tazas que es capaz

de procesar un Convertidor. De esta manera se obtiene el tonelaje procesado por

carga y por consiguiente la cantidad de cargas diarias (celda B10) necesarias para

procesar todo el metal blanco producido por los CT1 y CT2 (celda B5).

En la celda B12 se define el tiempo de soplado por carga para así calcular las horas

de soplado diarias requeridas para el procesamiento de todo el metal blanco

producido.

2. Carga CPS: El modelo considera que los polvos son arrastrados durante la

alimentación de metal blanco al Convertidor. En la celda L17 se define el porcentaje

de polvos arrastrados con respecto al tonelaje a procesar calculado en la celda B9.

Se obtiene la carga real al convertidor en la celda B26.

3. Fracción de descomposición: La celda B32 fija la cantidad de FeS que se

oxida a magnetita, B34 fija el porcentaje de calcosina que se oxida a cobre metálico,

B35 define cuanta calcosina se oxida a oxido de cobre.

4. Conversión: Tabla no modificable. Muestra las reacciones de oxidación que

experimenta el metal blanco y su respectivo calor de reacción.

5. Indicadores: La celda B51 fija la ley del cobre blíster requerida, mientras que

las celdas B52 a B56 fijan los arrastres de componentes a cada fase.

6. Cobre blíster: Producción de cobre blíster considerando el metal blanco

procesado y el arrastre de polvos a los gases.

Se considera que el Cu2S remanente se disuelve en cobre y azufre siempre cuando

se valor sea menor a 0,8% según lo indica la figura N°33 “Diagrama de equilibrio

Cu-S”.

Se considera que durante el movimiento del cobre blíster hasta los hornos anódicos,

este se oxida en la superficie aumentando el oxígeno disuelto contenido. Por lo

tanto, el modelo ajusta la cantidad de oxígeno disuelto en el cobre blíster en la celda

B67 con el objetivo de alcanzar la composición obtenida mediante análisis químicos.

7. Escoria mazamorra: Tabla no modificable. Muestra la escoria mazamorra

producida por el carguío real al CPS calculado en la celda B26.

8. Arrastre de cobre en blíster: Se considera que durante la descarga del

blíster existe un porcentaje de arrastre de escoria definido en la celda B75.

9. Balance de masa: Tabla no modificable. Muestra un balance previo del

sistema considerando sólo metal blanco y oxigeno como alimentación y blíster,

escoria mazamorra y gases como descarga.

10. Aire y oxígeno: Estima el flujo de aire de soplado en función del

requerimiento de oxígeno para las reacciones de oxidación. Considera eficiencia del

O2 en el baño (celda C120) y enriquecimiento (celda C124) como variables

modificables.

138

El coeficiente de oxigeno es una variable no modificable que depende del oxígeno

requerido para llevar a cabo las reacciones definidas en el punto 4 y la carga real

de metal blanco alimentada al convertidor (celda B26).

11. Gases por boca: Tabla no modificable. Muestra flujo y composición de los

gases obtenidos producto de reacción y de inyección de aire.

12. Balance de energía: El modelo supone que los reactivos (metal blanco a

1240 °C app) liberan energía con el objetivo de disminuir su temperatura hasta los

25°C para luego llevar a cabo la reacción de oxidación, posteriormente se utiliza la

energía liberada en la primera etapa y el calor de reacción para elevar la

temperatura de los productos hasta la temperatura de cada fase.

La temperatura de cada fase se define en las celdas G149, G161 y G170 con el

objetivo de calcular el calor requerido para elevar la temperatura de los productos

desde los 25 °C hasta la definida anteriormente.

En la celda M156 se calcula el calor de fusión-conversión asociado al supuesto

anteriormente descrito (disminución de temperatura, reacción y aumento de

temperatura). Mientras que en la celda C157 se asocian las pérdidas de calor en el

horno.

Finalmente, en la celda M158 se obtiene el exceso o déficit de calor por carga

contenido en el horno.

13. Carga fría (CF): La composición de la carga fría se define en las celdas C182

a C189. De esta manera se estima la energía requerida para fundir una tonelada de

carga fría y posteriormente calcular la carga fría por carga requerida (Celda B179).

El modelo considera que la carga fría alimentada se distribuye entre blíster (de carga

fría) y escoria (de carga fría).

14. Descarga CPS: Tabla no modificable. Muestra blíster y escoria mazamorra

producida en función del carguío de metal (celda B26) y adicionando la carga fría

alimentada (celda B179).

15. Producción de carga fría: En la Fundición de Caletones la carga fría

utilizada en los hornos proviene del material circulante de la planta (fondos de tazas,

ánodos rechazados, etc.) es decir, parte del concentrado fundido que ingresa al

Convertidor.

Para efectos del modelo, la carga fría utilizada en el punto 13 proviene de una

alimentación anexa al metal blanco, por lo que es necesario producirla desde el

metal blanco y escoria obtenidos en el punto 14.

En la celda B270 se define el porcentaje de blíster que compone la carga fría a

producir, con el objetivo de alcanzar la ley de cobre considerada en la celda E191.

16. Descarga final CPS: Tabla no modificable. Muestra la descarga real del CPS

considerando metal blanco, carga fría y oxigeno como inputs y blíster, escoria

mazamorra, polvos y producción de carga fría como outputs.

139

17. Retornos líquidos a CT: Se considera que la escoria mazamorra con un alto

contenido de cobre es devuelta a los Convertidores Tenientes es una razón definida

en la celda B309.

18. Balance de masa general: Tabla no modificable. Muestra el balance general

de masa, azufre y arsénico en el horno.

140

Horno Anódico (HA) 1. Carga horno anódico: En la celda B6 se fija la cantidad de tazas por carga

que procesa un horno anódico.

2. Escoriado: El modelo considera que después del carguío del cobre blíster al

horno anódico se retira totalmente la escoria, la cual está formada por la mayor parte

de óxidos de fierro, sílice, cobre y arsénico.

De acuerdo con la distribución de arsénico, se considera que este se distribuye entre

ánodo y escoria, este valor puede ser fijado en la celda B26.

3. Oxidación: Muestra las reacciones de oxidación que ocurren en esta etapa.

El modelo supone un grado de oxidación de S disuelto a SO2 (celda B40) con el

objetivo de cumplir el análisis químico del proceso al final de la etapa de oxidación.

Por su parte la celda B41 estima el exceso de oxigeno que se debe inyectar al horno

con el objetivo de cumplir el análisis químico del proceso al final de la etapa de

oxidación. Este valor se calcula mediante el complemento de Excel solver,

estableciendo como objetivo la celda F55, con el valor que se desea obtener y

cambiando la celda B41.

4. Reducción: Muestra las reacciones de reducción que ocurren en esta etapa.

El modelo supone un grado de reducción del oxígeno (celda B60) con el objetivo de

cumplir las especificaciones requeridas para el cobre anódico. Este valor se calcula

mediante el complemento de Excel solver, en donde se establece como objetivo la

celda F85, con el valor que se desea obtener, cambiando la celda B60.

5. Requerimiento gas natural: Tabla no modificable. Calcula el requerimiento

de gas natural del proceso en función de la reducción definida en el punto 4.

6. Producto cobre anódico: Tabla no modificable. Muestra la producción de

cobre por carga, su respectiva ley y las especificaciones de azufre, oxígeno y

arsénico.

7. Gases a chimenea: Tabla no modificable. Muestra los gases emitidos por

chimenea.

8. Balance de masa: Tabla no modificable. Muestra el balance general por

carga del horno anódico.

9. Retorno Líquido a CT: La escoria anódica es retornada al CT1 y CT2. En la

celda B117 se establece la razón de flujo que va a cada convertidor.

141

Planta de Tratamiento de Escorias (PTE) 1. Escoria CT: El modelo supone a la PTE como una caja negra en donde

ingresa la escoria producida por ambos Convertidores Tenientes y se obtiene

concentrado de escoria y relave final como productos. No se consideran etapas

intermedias como flotación y espesamiento.

2. Parámetros de diseño flotación: En la celda B28 se define la ley de cobre

del concentrado de escoria, mientras que en la celda B29 se define la ley de cobre

en el relave final. Con las ecuaciones N° 55 y 56 se calcula el flujo de concentrado

de escoria y relave final de las celdas B37 y B38 respectivamente.

3. Balance de masa flotación de escoria: La composición másica del

concentrado de escoria se define en las celdas C46 a C55. Mientras que la

composición del relave final resulta de la resta por componente de la escoria CT

menos el concentrado de escoria.

4. Concentrado de escoria a CT: En la celda B83 se define la razón de flujo

de concentrado de escoria que es devuelto a cada Convertidor teniente. El modelo

considera que el concentrado de escoria vuelve al convertidor a 25°C.

142

Resumen MAGA 1. Parámetros sistema batch CPS: Tabla no modificable. Muestra parámetros

operacionales del CPS que influyen en el manejo de gases CPS.

2. Gases sistema MAGA Convertidor Teniente: Tabla no modificable.

Muestra variables importantes del Manejo de Gases del Convertidor Teniente N° 1

y Convertidor Teniente N° 2.

3. Gases sistema MAGA Convertidor Peirce Smith: Tabla no modificable

salvo celdas B33, B34 y B35 que definen cuál de los CPS’s se encuentra soplando.

En esta sección la cantidad máxima de CPS’s soplando debe ser dos, de acuerdo

al supuesto anteriormente mencionado.

4. Total de gases fugitivos: Tabla no modificable. Muestra la cantidad de

gases fugitivos de todos los convertidores.

143

Manejo de Gases CT (MAGA CT) 1. Gases Convertidor Teniente: Tabla no modificable. Entrega el flujo de

gases del Convertidor Teniente y su respectiva composición. En las celdas J4, J5 y

J6 de la hoja de cálculo MAGA CT1, es posible definir la composición del aire que

será la misma para todas las hojas de cálculo MAGA.

2. Captación de gases por boca: La celda B4 fija la eficiencia de captación

que está relacionada con los gases fugitivos que la campana del horno no es capaz

de captar. Este valor es independiente para cada hoja de cálculo MAGA.

3. Gases en campana: En la celda B24 se define el factor de dilución de los

gases con aire atmosférico, mientras que en la celda L23 se fija la temperatura del

aire de dilución y se considera que tiene las mismas condiciones todas las hojas de

cálculo MAGA.

Con el calor de transferencia obtenido en el punto 4, es posible estimar la

temperatura de los gases a la salida de la campana a través de la hoja de calculo

iteraciones MAGA, utilizando la ecuación N° 62.

4. Transferencia de calor en campana: En esta sección se estima el calor

transferido con el agua de servicio y las pérdidas de calor en la campana. En las

celdas B44, B46 y B47 se fija el flujo de agua de servicio, temperatura de entrada al

sistema y temperatura de salida respectivamente.

En las celdas I44 a I47 se definen las dimensiones de la campana en cuestión.

Además, en las celdas B42, B55 y B56 se define la emisividad de la campana,

temperatura de la carcasa y temperatura ambiente respectivamente.

5. Enfriamiento evaporativo: En la celda J65 es posible definir la razón de

infiltración de aire con respecto a los gases de entrada al enfriador. Este valor es

independiente para cada hoja de cálculo MAGA CT.

La celda E71 indica la energía que el gas necesita transferir con el objetivo de

alcanzar la temperatura de salida fijada en la celda B93 (independiente para cada

MAGA CT).

El sistema Sonic del modelo considera aire industrial proveniente de la Planta de

Oxigeno y Nitrógeno y que tiene condiciones definidas en B80 (para cada hoja de

cálculo MAGA CT), C78, C79 y F78 y agua industrial a una temperatura definida en

la celda F82 en la hoja de cálculo MAGA CT1.

El modelo considera que la Fundición de Caletones se encuentra a 1.500 msnm a

una presión de 0,845 [bar] (celdas L78 y L79 respectivamente). Utilizando la carta

psicrométrica del anexo X se obtiene la temperatura de ebullición del agua en estas

condiciones y además el calor latente asociado. En la J80 se calcula el calor

requerido para evaporar el agua Sonic hasta la temperatura de salida de los gases.

De esta manera, es posible obtener el flujo de agua requerido para las condiciones

del proceso (celda C81).

144

Por otra parte, el modelo considera que, si la temperatura de los gases a la salida

del equipo es menor a la definida en la celda J86 de la hoja de cálculo MAGA CT1,

existe una conversión de SO2 a SO3 definida en la celda J87 de la hoja de cálculo

MAGA CT1. Se considera que este efecto se produce solo 1 vez dentro del sistema

MAGA.

Finalmente, se considera una recuperación de polvos definida en la celda C97 de la

hoja de cálculo MAGA CT1.

6. Precipitadores Electroestáticos: El modelo define una razón de infiltración

de aire en la celda J105 y la temperatura de los gases a la salida del precipitador en

la celda B124, con el objetivo de estimar la transferencia de calor del equipo.

En la celda B131 se define la eficiencia del Precipitador JOY. Para efectos del

modelo, la eficiencia se estimó en función de la cantidad de polvos recuperados por

las rastras del precipitador que se informan mensualmente en el balance de la

fundición.

7. Gases CT a PLG: En la celda D140 es posible definir la razón de infiltración

por ductos en la línea de conexión del MAGA CT con las PLG.

8. Polvos recuperados: Tabla no modificable. Muestra un resumen de los

polvos del MAGA CT.

145

Manejo de Gases CPS (MAGA CPS) Para efectos del modelo, se construyen dos hojas de cálculo iguales entre sí (MAGA

CPS1 y MAGA CPS2), las cuales simulan las condiciones de operación de los

MAGA CPS1, CPS2 y CPS3. Además, se construye una hoja de cálculo MAGA

CPS4 ya que esta construcción tiene condiciones de operación diferente a las

demás.

1. Gases Convertidor Peirce Smith: Tabla no modificable. Muestra el flujo

gases de un Convertidor Peirce Smith en función de los gases producidos por carga

y las horas de soplado del horno.

2. Captación de gases por boca: La celda B18 fija la eficiencia de captación

que está relacionada con los gases fugitivos que la campana del horno no es capaz

de captar.

3. Gases en campana: En la celda B28 se define el factor de dilución de los

gases con aire atmosférico. Este valor es independiente para cada MAGA CPS.

Con el calor de transferencia obtenido en el punto 4, es posible estimar la

temperatura de los gases a la salida de la campana a través de la hoja de cálculo

iteraciones MAGA, utilizando la ecuación N° 79.

4. Transferencia de calor en campana: En esta sección se estima el calor

transferido con el agua de servicio y las pérdidas de calor en la campana. En las

celdas B49, B51 y B52 se fija el flujo de agua de servicio, temperatura de entrada al

sistema y temperatura de salida respectivamente. Estos valores son independientes

para cada MAGA CPS.

En las celdas I56 a I59 se definen las dimensiones de la campana en cuestión, las

que se consideran iguales para MAGA CPS1 y MAGA CPS2. Además, en las celdas

B57, B60 y B61 se define la emisividad de la campana, temperatura de la carcasa

y temperatura ambiente respectivamente (independientes para cada MAGA CPS).

5. Sistema enfriamiento radiativo: El modelo considera que a través del

sistema de enfriamiento radiativo existe un considerable intercambio de calor de

carácter convectivo y radiativo desde el seno del gas hasta las paredes interiores

del equipo.

5.1. Precámara de enfriamiento (MAGA CPS 1 y MAGA CPS2): En la celda J73

es posible definir la razón de infiltración de aire a la precámara de forma

independiente para cada MAGA CPS.

De acuerdo con las pérdidas de calor de la precámara definidas en los puntos 5.1.1

y 5.1.2 se definen las celdas B86, L88 a L91, B101 y B102 para cada MAGA CPS y

considerando la posibilidad de formación de SO3, se estima la temperatura de salida

de la precámara con la ecuación N°89 en la hoja de cálculo iteraciones MAGA.

Por otra parte, se considera una recuperación de polvos en la precámara definida

en la celda C135 independiente para cada MAGA.

146

Precámara de enfriamiento (MAGA CPS4): En la fundición de Caletones la

precámara del MAGA CPS4 cuenta con un sistema sonic que permite enfriar el gas

a través de la evaporación de agua, sin embargo, cuando este sistema no funciona

el enfriamiento del gas se produce por transferencia de calor por convección y

radiación.

En la hoja de cálculo MAGA CPS4 celda B73 es posible definir que tipo de

transferencia utilizará el equipo. En el caso de utilizar el sistema Sonic, el modelo

trabajará de la manera descrita en el punto N° 5 del Manejo de gases CT,

condicionando la celda B148 que entrega la temperatura de los gases a la salida de

la precámara.

5.2. Liras: Se define la razón de infiltración de aire en las liras, además de las

dimensiones del equipo y las temperaturas de las paredes internas asociadas. El

modelo calcula la temperatura de los gases a la salida de las liras en la hoja de

cálculo iteraciones MAGA y la entrega en la celda B198 para MAGA CPS1 y CPS2

y en la celda y B217 para MAGA CPS4.

5.3. Cámara de enfriamiento: Se define la razón de infiltración de aire en la

cámara, además de las dimensiones del equipo y las temperaturas de las paredes

internas asociadas. El modelo calcula la temperatura de los gases a la salida de la

campana en la hoja de cálculo iteraciones MAGA y la entrega en la celda B259 para

MAGA CPS1 y CPS2 y en la celda y B277 para MAGA CPS4.

147

Precipitadores Electroestáticos (PP.EE CPS) Los precipitadores electrostáticos MILJO reciben todo el flujo producido por los

CPS’s, considerando la fracción de tiempo que sopla un CPS y cuando soplan dos.

Desde los precipitadores electrostáticos en adelante el modelo secciona la situación

anteriormente mencionada en caso 1 y caso 2:

Caso 1: Considera la fracción de tiempo en donde sopla un CPS.

Caso 2: Considera la fracción de tiempo en donde soplan dos CPS’s.

1. Gases salida cámara CPS: Tabla no modificable. Considera los

convertidores que se encuentran soplando definidos en la hoja de cálculo resumen

MAGA.

2. Flujo total de gases a PP.EE: En el Manejo de Gases CPS existen dos

precipitadores en paralelo que procesan todo el flujo de gas proveniente de los CPS.

Es por esto que en la celda B64 es posible definir la razón de flujo de gas que es

conducido al PP.EE 1.

3. Flujo de gases salida PP.EE: Tabla no modificable. Sin embargo, en las

celdas U66 y AB66 se fija la infiltración de aire.

4. Recuperación de polvos: En la celda B123 se fija la eficiencia de los

precipitadores. En este caso, el valor se define en función del balance mensual de

la fundición.

5. Gases a PLG: Tabla no modificable. Muestra el flujo de gases real del MAGA

CPS que se dirige a las Plantas de Tratamiento de Gases.

148

Resumen PLG Para la construcción del modelo Resumen PLG, PLG1 y PLG2 se considera el

supuesto definido en la hoja de cálculo Resumen MAGA, figura N° 49.

1. Condiciones de operación: Tabla no modificable. Muestra las condiciones

operativas de los CT’s y CPS’s.

2. Sistema manejo de gases: En la celda B27 se define cual de los CPS’s que

se encuentran soplando (definidos en la hoja de cálculo Resumen MAGA), lo hace

junto con los dos CT’s (caso 1).

3. Gases a planta de limpieza de gases: Las tablas contenidas son

independientes entre caso 1 y caso 2, por lo tanto, cada variable debe ser definida

para ambos.

El modelo permite definir la razón de flujo de gases de cada horno que son

conducidos a la PLG1 en las celdas F40 y F41 (P40 y P41 para el caso 2), mientras

que los gases conducidos a la PLG2 son fijados en la celda G39 (Q39 para caso 2).

Las celdas E46 y E47 definen la capacidad en base seca de cada planta, es decir

el flujo medido después de la torre de secado de cada planta. Las celdas G46, G47

y G48 emiten una alerta de advertencia cuando se supera la capacidad de las

plantas. Cuando esto sucede, el modelo automáticamente libera el exceso de gases

por chimenea en los puntos siguientes.

4. Comportamiento horario: Tabla no modificable. Muestra el flujo de gases

en base seca conducidos a la PLG1 y PLG2 de manera horaria, considerando que

en el caso 2 las primeras horas de soplado se realizan por 2 CT + 2 CPS’s.

Esta tabla se construye con el objetivo de graficar el comportamiento horario del

soplado de hornos.

5. Comportamiento plantas: Tabla no modificable. Muestra flujo en base seca

y composición horaria de los gases que son dirigidos a cada PLG. Esta tabla emite

una alerta de advertencia cuando la capacidad de las plantas se ve superada,

cuando esto sucede se activa la emisión de gases por chimenea y se deben

modificar las razones de flujo de cada horno a las PLG’s para disminuir las

emisiones.

6. Resultados generales:

6.1. Producción de ácido sulfúrico: Tabla no modificable. Muestra la

producción de ácido sulfúrico de cada planta, en ambos casos.

6.2. Recuperación de azufre: Tabla no modificable. Detalla la fijación de

azufre en ácido y en sólidos.

149

Planta de Limpieza de Gases (PLG) 1. Gases de entrada: Tabla no modificable. Datos extraídos del Resumen PLG

para casos 1 y 2. Cabe destacar que el flujo de gases entregado se encuentra en

base húmeda.

2. Zona de limpieza y acondicionamiento de gases: Tabla no modificable. El

modelo considera que los gases ingresan a la zona, la cual se ve como un proceso

completo en donde entra el gas con impurezas y sale hacia la torre de secado libre

de aquellas.

Se considera que el SO3 que se formó en el manejo de gases reacciona con el agua

contenida en el gas formando ácido sulfúrico el cual se disuelve formando los

sulfatos que contiene el efluente. Se asume conversión del 100%.

2.1. Torre de lavado – PP.EE: Tabla no modificable. En esta sección se eliminan

todas las impurezas y parte del agua contenida en el gas.

Se especifica la corriente gaseosa que es dirigida a la torre de secado.

2.2. Efluente a ETP: El efluente dirigido a la Planta de Tratamiento de efluentes

está condicionado por la apertura de la válvula (definida en la celda C60 de la hoja

de cálculo PL1 y PLG2) de la bomba de efluentes. Con este dato, se calcula el flujo

de efluente que la bomba esta dirigiendo a la ETP respectiva.

Debido a que el modelo considera que en el punto 2.1 se extraen todas las

impurezas contenidas en el gas, estas pasan a formar parte del efluente

mencionado. De esta manera, es posible calcular el flujo de agua arrastrada desde

el gas al efluente por diferencia volumétrica entre el flujo total de efluente y el flujo

de impurezas contenidas (base volumétrica).

Con los datos anteriormente obtenidos, es posible estimar la concentración de

arsénico y sulfatos contenidos en el efluente (celdas D74 y D75 respectivamente).

2.3. Torre de secado: En esta sección es posible estimar el flujo de ácido

concentrado requerido para eliminar todo el vapor de agua contenido en el gas. Para

esto, se define la concentración del ácido a la entrada y salida del secador en las

celdas C93 y C94 respectivamente.

2.4. Gases a Conversión: Tabla no modificable. Muestra flujo y composición de

gases a la salida de la torre de secado.

3. Zona de conversión: El modelo considera un factor de conversión de SO2 a

SO3 definido en la celda B112 de la hoja de cálculo PLG1.

4. Zona de reacción: El modelo define un factor de absorción de SO3 a H2SO4

en la celda B129 y la concentración del ácido producido en la celda C145 de la hoja

de cálculo PLG1.

5. Producción diaria PLG: Tabla no modificable. Muestra la producción de

ácido sulfúrico concentrado para el caso 1 y caso 2.

150

Resumen ETP Para la construcción del modelo Resumen ETP, ETP1 y ETP2 se considera el

supuesto definido en la hoja de cálculo Resumen MAGA de acuerdo con la figura

N° 49.

1. Consumo de reactivos: Tabla no modificable. Indica el consumo de los

reactivos utilizados en cada caso.

2. Producto ETP: Tabla no modificable. Indica la producción de RESPEL en

base seca y húmeda.

3. Recuperación de arsénico: Tabla no modificable. Indica la fijación de

arsénico en residuo arsenical y sólidos.

151

Planta de Tratamiento de Efluentes (ETP) 1. Efluente desde PLG: Tabla no modificable. Muestra el flujo y composición

del efluente a tratar.

2. Zona de reacción: El modelo considera las etapas de neutralización, ajuste

de PH y precipitación de arsénico como una etapa. No se considera la precipitación

de otros metales ya que se busca predecir la captura de arsénico y azufre.

En la zona de reacción se considera conversión total del ácido sulfúrico en sulfato

de calcio, con el objetivo de neutralizar el efluente a un PH igual a 7.

En la zona de ajuste de PH se fija el PH requerido en la celda C29 de la hoja de

cálculo ETP1. Este valor debe ser el PH al cual precipita el arsénico contenido en el

efluente.

En la zona de precipitación de arsénico se fija la razón de conversión de trióxido de

arsénico en la celda C33 de la hoja de cálculo ETP1.

2.1. Requerimiento de lechada: Se define el surplus rate como el exceso de

solución de lechada de cal agregada al sistema (celda C42 para ETP1 y ETP2).

Se define la concentración de hidróxido de sodio en solución en la celda I42 de la

hoja de cálculo ETP1. Y la concentración de solidos suspendidos en la solución en

la celda I42. La diferencia entre ambos corresponde a impurezas de la cal.

2.2. Out estanque envejecimiento: Tabla no modificable. El modelo supone que

en esta etapa comienza a haber una separación sólido-líquido. En donde el líquido

se encuentra formado principalmente por agua y trazas de arsénico e hidróxido de

sodio en solución, mientras que la fase sólida la conforma la matriz de arsénico,

sulfato de calcio y polvo en suspensión.

3. Out espesador (Adición de floculante): En la celda C82 se define la

concentración del floculante utilizado. Por su parte, la celda C83 fija el flujo de

floculante a utilizar.

El modelo considera que en el espesador se formarán dos fases: líquida y sólido-

liquida, en donde esta última tiene una concentración de solidos definida en D88 en

la hoja de cálculo ETP1 y ETP2.

Se considera que la corriente sólido-líquida es dirigida al tanque de sedimentación,

mientras que la corriente líquida es dirigida al reactor 2.

4. Precipitación del arsénico – Reactor 2: La corriente líquida que es dirigida

al reactor 2 se neutraliza con sulfato férrico con el objetivo de promover la

precipitación de arsénico. El arsénico contenido en la corriente reacciona con el

Fe(OH)3 con una conversión definida en la celda C136 en la hoja de cálculo ETP1

y ETP2.

Se define la relación Fe/As en la celda D144 con el objetivo de asegurar una correcta

precipitación, y la concentración de sulfato en la celda D145. Estos valores se

definen en la hoja de cálculo ETP1.

Desde aquí se obtienen una corriente líquida que es considera agua de proceso

tratada, mientras que la corriente sólida es dirigida al tanque de sedimentación.

152

5. Tanque de sedimentación (formación del queque): La corriente sólida se

filtra con el objetivo de conseguir un queque de humedad definida en la celda D201

en la hoja de cálculo ETP1 y ETP2.

El modelo asume que todos los sólidos contenidos en la corriente de entrada forman

el queque filtrado.

6. RESPEL producido: Tabla no modificable. Muestra la producción de

RESPEL y el contenido de arsénico y azufre en los casos 1 y 2.

153

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