UNIVERSIDAD CATÓLICA DEL NORTE
FACULTAD DE INGENIERÍA Y CIENCIAS GEOLÓGICAS
Departamento de Ingeniería Metalúrgica y Minas
INFORME FINAL
Lixiviación por agitación de Oro y Plata
IntegrantesWilly Piñones.Lorena Rojas.Loreto Vargas.
AsignaturaIngeniería de proyectos.
ProfesorVíctor Conejeros.
Antofagasta, 21 de Junio de 2013
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Resumen
En el siguiente informe se presenta un proyecto de una planta de lixiviación por agitación de Oro y Plata.
Se muestra una visión general del proyecto, definiendo localización de la planta, mineralogía de la mena a beneficiar, descripción del proceso, principales insumos y su respectivo Estudio de Impacto Ambiental.
En el Estudios de Impacto Ambiental (EIA) se evalúan los principales efectos sobre el medio ambiente en el sector en el cual se encuentra la planta y además de lo ocasionado en sectores poblados aledaños a esta. Se presenta un plan de cierre, actualmente obligatorio para toda faena minera. En él se describen los principales procedimientos a realizar una vez cesado las operaciones de la planta.
Se define una innovación la cual busca mejorar el proceso de lixiviación por agitación que actualmente posee una faena minera.
Se describe la innovación, su funcionamiento y sus ventajas, como esta innovación no tiene un efecto directo en la infraestructura de la planta de lixiviación, no se harán modificaciones de equipos por lo tanto se mantendrá el mismo diagrama de flujo.
Se realizaron balances de masa y energía, para el proceso actual de la planta (sin innovación), además se especifica el consumo energético requerido para cada proceso.
Se da a conocer el dimensionamiento de los equipos para las distintas etapas del proceso.
Se realizaron cálculos para determinar el costo de producción del proceso innovador, basándose en estimaciones de valores existentes en el mercado.
Finalmente se presenta una simulación del proceso mediante el programa computacional visual basic, para desarrollar las ecuaciones que se presentan en estanques agitados de mezcla perfecta de por lo general son de orden 1. Esta simulación se realizó para el proceso con y sin innovación.
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Índice
Introducción.........................................................................................................81.1 Descripción del problema a resolver............................................................81.2 Justificación técnica.............................................................................................91.3 Objetivos................................................................................................................9
1.3.1 Objetivo general........................................................................................91.3.2 Objetivos secundarios.................................................................................9
Fundamentos teóricos.......................................................................................102.1 Cinética de la cianuración del oro...................................................................102.2 Concentración de oxígeno disuelto.................................................................112.3 Fluidos Pseudoplasticos...................................................................................132.3 Caracterización reológica de pulpas cianuradas de Oro.............................152.4 Efecto del contenido de sólidos.......................................................................152.5 Efecto de tamaño de partícula.........................................................................182.6 Efecto en la adición de cal................................................................................192.7 Método de Euler mejorado...............................................................................20
Desarrollo..........................................................................................................233.1 Localización y Accesibilidad.............................................................................233.2 Mineralización.....................................................................................................263.3 Proceso productivo............................................................................................27
3.3.1 Chancado y Clasificación de Mineral......................................................273.3.2 Molienda y Clasificación............................................................................283.3.3 Clarificación de Soluciones.......................................................................303.3.4 Lixiviación.....................................................................................................313.3.5 Circuito de Lavado en Contracorriente...................................................323.3.6 Filtrado de Relave.......................................................................................333.3.7 Precipitación de la Solución Rica.............................................................343.3.8 Depósito de Relaves..................................................................................373.3.9 Fusión de los Precipitados Filtrados........................................................38
3.4 Insumos principales...........................................................................................40Etapa de cierre y abandono..............................................................................42
4.1 Línea base...........................................................................................................434.1.1 Medio Abiótico.............................................................................................434.1.2 Medio Biótico...............................................................................................484.1.3 Medio Humano............................................................................................49
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4.2 Residuos Sólidos...............................................................................................504.3 Predicción y evaluación de impactos ambientales.......................................51
4.3.1 Actividades del proyecto, identificación de las componentes ambientales relevantes y potenciales fuentes de impacto............................514.3.2 Relevancia de las componentes ambientales........................................52
4.3 Plan de mitigación de impactos ambientales................................................574.3.1 Geomorfología.............................................................................................574.3.2 Calidad de aire............................................................................................574.3.3 Ruido y Vibraciones...................................................................................584.3.4 Agua subterránea.......................................................................................584.3.5 Suelos...........................................................................................................594.3.6 Flujo Vehicular............................................................................................59
4.4 Recursos arqueológicos...................................................................................60Cronograma proyecto........................................................................................60Descripción de la innovación.............................................................................61Balance de masa...............................................................................................62
7.1 Balance másico de oro......................................................................................637.2 Balance másico de plata...................................................................................64
Balance de energía...........................................................................................658.1 Balance de energía eléctrica por etapas........................................................65
8.1.1 Chancado.....................................................................................................658.1.2 Molienda y Clasificación............................................................................658.1.3 Clarificación de soluciones........................................................................668.1.4 Lixiviación.....................................................................................................668.1.5 Circuito de lavado en contracorriente......................................................668.1.6 Filtrado de relave........................................................................................678.1.7 Precipitación solución rica.........................................................................678.1.8 Fusión de precipitados filtrados................................................................68
8.2 Distribución del gasto energético....................................................................688.3 Balance energético anual.................................................................................69
Diagrama de flujos final con proyecto...............................................................70Dimensionamiento de equipos del proceso.......................................................72
10.1 Molino................................................................................................................7210.2 Espesadores.................................................................................................78
10.3 Agitadores.........................................................................................................80Justificación para no reemplazar equipos.........................................................83Evaluación económica......................................................................................84
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Simulación del proyecto....................................................................................85Bibliografía........................................................................................................89Anexos..............................................................................................................90
Huella hídrica Minera El Peñón..............................................................................90
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Nomenclatura
ρl Densidad del líquido t/m3
ρs Densidad del sólido t/m3
ρmx Densidad del mineral t/m3
AU Área unitaria del espesador m2/tpd
Cp Porcentaje de sólidos en peso de la pulpa de alimentación %
Cp,u Porcentaje de sólidos en peso de la descarga del espesador %
Df Dilución en la alimentación al espesador
Du Dilución de descarga del espesador
F Flujo másico de sólido de alimentación al espesador t/h
O Flujo másico de agua en el rebose del espesador t/h
t Tiempo h
U Flujo másico de sólido en la descarga del espesador t/h
V Volumen m3
R Velocidad de sedimentación m/s
C Capacidad de tratamiento t/h
AR Agua reactor t/h
H Altura m
D Diámetro m
ρl Densidad del líquido t/m3
ρs Densidad del sólido t/m3
ρmx Densidad del mineral t/m3
AU Área unitaria del espesador m2/tpd
Cp Porcentaje de sólidos en peso de la pulpa de alimentación %
Cp,u Porcentaje de sólidos en peso de la descarga del espesador
Df Dilución en la alimentación al espesador
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Du Dilución de descarga del espesador
F Flujo másico de sólido de alimentación al espesador t/h
O Flujo másico de agua en el rebose del espesador t/h
t Tiempo h
U Flujo másico de sólido en la descarga del espesador t/h
V Volumen m3
R Velocidad de sedimentación m/s
C Capacidad de tratamiento t/h
AR Agua reactor t/h
H Altura m
D Diámetro m
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Introducción
1.1 Descripción del problema a resolver.
El oro se encuentra ampliamente esparcido en la naturaleza pero a muy bajas
concentraciones, como Oro metálico libre o diseminado en la matriz de otras
partículas de mineral, excepto en el caso de los telururos.
Uno de los métodos actualmente más utilizados para la extracción de oro y
plata es el de cianuración, que consiste en la disolución de los metales
preciosos de un mineral molido en una solución alcalina diluida de cianuro. A
pesar de los problemas ambientales que presenta el uso del cianuro y de la
gran cantidad de investigaciones sobre otros procesos de disolución menos
contaminante, actualmente, se sigue utilizando ampliamente debido a su bajo
costo y a su simplicidad.
La principal razón para la aplicación de agitación mecánica en la cianuración
de oro y plata es para asegurar que toda el área superficial disponible para la
transferencia de masa sea utilizada. La evaluación del coeficiente de
transferencia de masa solido-liquido, kSL, a menudo ha sido interpretado por la
disolución de sólido. Este coeficiente depende de la homogeneidad, que es
función de la configuración geométricas (tipo de rotor, relación entre el tamaño
del rotor y el tamaño del estanque o dD / dT, locación del rotor o X/ dT ),
parámetros de operación (velocidad del rotor, potencia de entrada) y
propiedades físicas de las partículas y fluidos (viscosidad, diferencia de
densidades solido-liquido, tamaño y forma de las partículas).
Las pulpas cianuradas de Oro y Plata poseen un comportamiento
pseudoplástico con tensión de fluencia. La adición de la cal, necesaria para
mantener el pH alcalino evitando la formación de HCN, lo que afecta la
dispersión de la pulpa aumentando el esfuerzo requerido para la fluidez de la
pulpa
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1.2 Justificación técnica.
La dispersión de la pulpa se obtiene mediante la acción mecánica de los
agitadores y la adición del agente dispersante NALCO 9762, el que cumple la
función de reducir las fuerzas de atracción entre las partículas, disminuyendo la
viscosidad y el límite de fluencia.
1.3 Objetivos
1.3.1 Objetivo general
Desarrollar una innovación a la etapa de lixiviación por agitación de Oro
y Plata, que resulte una aplicación exitosa en la mejora de la eficiencia
del proceso.
1.3.2 Objetivos secundarios
Caracterizar física, química y mineralógicamente la mena a
beneficiar.
Describir los procesos productivos de la planta sometida a
innovación.
Indicar localización de la planta e insumos principales.
Presentar Estudio de Impacto Ambiental de la planta con su
respectivo plan de cierre.
Elaborar y presentar balance de masa y energía.
Dimensionamiento de equipo del proceso.
Evaluación económica del proceso a reemplazar.
Simulación del proceso.
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Fundamentos teóricos
2.1 Cinética de la cianuración del oro
La disolución del oro por cianuración, es un proceso de corrosión
electroquímico con reacción heterogénea, ocurrido en la interfase del área
anódica y catódica.
La corriente anódica está limitada por la difusión del CN - a la superficie.
Mientras que la corriente catódica está limitada por la velocidad de difusión del
oxígeno. Donde la velocidad de difusión del oxígeno y del ión cianuro es
directamente proporcional a la concentración de ellos en la solución y al
aumento en la agitación para un estado estacionario.
Ccorrosión = Kia = KIc
O sea, la velocidad de disolución del oro es directamente proporcional a la
corriente de corrosión o densidad de corriente.
En base a diferentes estudios, se puede establecer que la velocidad de
disolución del oro puede estar controlado por:
Velocidad difusión del oxígeno por capa límite.
Velocidad difusión del cianuro.
Pasivasión de la superficie del oro.
Cuando el proceso está controlado por difusión, la relación de concentraciones
CN- a O2 es importante.
A bajas concentraciones de cianuro, la velocidad de disolución depende
solamente de ella.
A bajas concentraciones de oxígeno, la velocidad será proporcional a la
concentración de oxígeno e independiente a la concentración.
La velocidad limite teórica se alcanza cuando (CN-)/(O2)=6
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Las reacciones que se generan dentro de la celda electroquímica (Habashi
1966) en el proceso de disolución del oro por el cianuro y el oxígeno son las
siguientes:
Área catódica
O2 + 2H2O + 2e H2O2 +2OH- (Ec. 1)
Área anódica
Au Au+ + e
Au+ + 2CN- Au(CN)2- + e (Ec. 2)
De estas dos reacciones se llega a la conclusión que el oro se disuelve por las
siguientes reacciones:
Ecuación de Boonstra:
2Au + 4CN- + O2 + 2H2O 2Au(CN)2- + H2O2 + 2OH (Ec. 3)
Ecuación de Elsner:
4Au + 8CN- + O2 +2H2O 4Au(CN)2- + 4OH (Ec. 4)
Considerando la reacción general de disolución del oro (Ec. 3), es evidente que
un mol de oro requiere la mitad de un mol de oxígeno y dos moles de cianuro
para la disolución; dependiendo de la efectividad de la reducción del peróxido
de hidrógeno; y la reacción principal es un proceso de dos electrones.
2.2 Concentración de oxígeno disuelto
La concentración de oxígeno disuelto depende principalmente del contenido de
oxígeno de la fase del gas en contacto con la pulpa o solución lixiviada,
temperatura y altitud. En la práctica, existen dos métodos para incrementar la
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concentración de oxígeno disuelto por encima de la condición saturada de
equilibrio:
Operación bajo presión, utilizando el aire como oxidante
Uso de oxígeno puro, aire enriquecido con oxígeno, peróxido de hidrógeno u
otras fuentes de oxígeno para complementar o remplazar el aire en la fase
gaseosa.
Ambos métodos son costosos y frecuentemente solo pueden justificarse para el
tratamiento de minerales que contienen cantidades importantes de especies
consumidoras de oxígeno.
Se ha sugerido que las altas concentraciones de oxígeno disuelto (p.e. >20
mg/L) pueden causar la pasivación de la superficie del oro debido a la
formación de capas de óxido. En algunas condiciones, se ha demostrado que
la pasivación puede producirse en concentraciones de oxígeno disuelto tan
bajas de hasta 7 mg/L en sistemas pobremente agitados. No obstante, se
considera poco probable en la práctica, debido al alto potencial de solución que
se requeriría; además, existe poca evidencia de esto en la mayoría de
investigaciones y experiencias prácticas en el área.
Se han propuesto una serie de oxidantes alternativos para incrementar la
cinética de la disolución del oro en las soluciones cianuradas alcalinas,
incluyendo oxidantes sólidos como los peróxidos de bario, sodio, potasio, calcio
y manganeso (cada uno con diferente solubilidad y contenido de oxígeno),
clorato de potasio, permanganato de potasio, bicromato de potasio y
ferricianuro de potasio. En general, el alto costo de estos reactivos impide su
uso.
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2.3 Fluidos Pseudoplasticos
Debido que nuestro fluido es no newtoniano o pseudoplásticos es necesario
analizar detalladamente como influye en nuestro proceso. Los fluidos no
newtonianos se caracterizan porque su viscosidad varía con el esfuerzo
cortante aplicado (Chhabra & Richardson, 1999; Puig, 2004).
Esto origina dificultades para hacer una medición de la viscosidad de la
solución en el momento en que se está agitando a determinada velocidad. Está
dificultad fue resuelta en 1957 por Metzner y Otto quienes desarrollaron un
método para tal fin. Estos autores establecieron que en primera instancia, se
deben determinar modelos de viscosidad para flujo laminar y turbulento.
A partir de estos modelos, la viscosidad absoluta (μ) del fluido newtoniano se
cambia a viscosidad aparente (μa) para un fluido no newtoniano. En estos
procesos es importante determinar la potencia que se requiere al agitar un
fluido para efectos de diseño, dimensionamiento del equipo y para
consideraciones económicas.
Gráfico Nº 1: Representación de un fluido no newtoniano
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Para estimar la potencia, es preciso disponer de una correlación empírica de la
potencia o del número de potencia en función de otras variables del sistema.
Tal correlación se establece por análisis adimensional en función de los
parámetros geométricos del tanque y del impulsor, además de parámetros
como la viscosidad (μ), la densidad del líquido (ρ) y las revoluciones por
segundo. El número de potencia es función del número de Reynolds (Re) y del
número de Froude (Fr).
Np=f(Re,Fr)
Donde:
Np=Pn/ρ* N3 *d5 número de Potencia
Re= ρ* N *d2/µ número de Reynolds
Fr= N2 *d/g número de Froude
En los siguientes gráficos se representa la evolución de la potencia neta con la
viscosidad aparente para zona laminar y turbulento basados en dicho paper:
Gráfico Nº2: Evolución de la potencia neta con la viscosidad aparente para
zona laminar.
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Gráfico Nº3: Evolución de la potencia neta con la viscosidad aparente para la
zona turbulenta
2.3 Caracterización reológica de pulpas cianuradas de Oro.
B. Klein y J.S. Laskowski caracterizaron pulpas de lixiviación cianurada con una
ley de oro y plata de 20 y 4,525 g/t respectivamente, provenientes del depósito
de Lunnoe, situada en el noreste de Rusia. Los datos reológicos obtenidos
fueron modelados determinándose el efecto del % sólidos, tamaño de partícula
y pH (adición Ca(OH)2). El modelo de ajuste elegido a la curva de esfuerzo de
corte vs velocidad de deformación es la ecuación de Casson
. (5)
2.4 Efecto del contenido de sólidos.
Los resultados muestran que la tensión de fluencia y los coeficientes de
viscosidad aumentan casi exponencialmente sobre un contenido de 50%
sólidos.
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Gráfico 4: Tensión de fluencia y viscosidad de Casson v/s contenido de
sólidos.
Durante un proceso, la viscosidad aparente de una suspensión dependerá de
la velocidad de deformación como se indica en Eq. [2]:
(6)
Sustituyendo Casson Eq (5) en Eq. (6):
(7)
Como era de esperar para una suspensión pseudoplástica, la gráfico 4 muestra
que la viscosidad aparente a una alta velocidad de deformación es
significativamente menor que a una baja velocidad de deformación.
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Gráfico 5: Viscosidad aparente v/s contenido de sólidos.
Las interacciones de partículas que forman una estructura y producen una
tensión de fluencia afectan la viscosidad aparente más que las interacciones
que resultan en la disipación viscosa de la energía de corte Los resultados
revelan que las interacciones estructurales se hacen más significativas con el
aumento del % de sólido.
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2.5 Efecto de tamaño de partícula.
El efecto del tamaño de partícula se determinó mediante la realización de
pruebas en las suspensiones con tamaños de partícula que van desde p80 de
62 a 42 µm. La pulpa se llevó a 50% de sólidos y el pH se ajustó a 9,5 con cal.
Gráfico 6: Tensión de fluencia y viscosidad de Casson v/s p80.
El gráfico 6 muestra que la tensión de fluencia Casson aumenta con la
disminución del tamaño de partícula. A la inversa, la viscosidad de Casson
disminuye al disminuir el tamaño de partícula. El aumento de la tensión de
fluencia con la disminución de tamaño de las partículas puede ser explicada
por las interacciones interpartículas que son más evidentes con la disminución
del tamaño de partícula.
El comportamiento de las lamas se determina principalmente por fuerzas
superficiales pudiendo causar una red caracterizada por la tensión de fluencia.
La molienda más fina aumentará la proporción de estas partículas coloidales y
de ese modo aumentando la tensión de fluencia.
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2.6 Efecto en la adición de cal.
Para determinar el efecto de la adición de cal, las mediciones reológicas se
realizaron en muestras de pulpa con 50 % de sólidos, p80 de 76 µm y a un
intervalo de pH de 9,0 a 11,6.
Gráfico 7: Tensión de fluencia y viscosidad de Casson v/s pH.
El gráfico 7 muestra añadiendo cal para modificar el pH 9,0 a 9,7 casi no tuvo
efecto sobre los valores de los dos coeficientes. A un pH de 11,6, sin embargo,
la tensión de fluencia y la viscosidad términos tuvieron valores mucho más
altos.
Cuando se añade cal, los iones Ca2+ adsorbidos pueden reducir el potencial
zeta y hacer que las partículas se coagulen. Hoffert y Poling añadieron cal a
colas con sílices encontrando que el potencial zeta de las partículas se redujo a
cero entre pH 11 a 12.
Pruebas de sedimentación confirmaron que a pH más alto que 11, la velocidad
de sedimentación de la suspensión probada aumenta bruscamente. Este
resultado puede ser explicado por la coagulación, lo que se traduce en un
aumento de tensión de fluencia y la viscosidad.
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Gráfico 8: Viscosidad aparente v/s pH
El gráfico 8 muestra que un cizallamiento a una velocidad mayor disminuyó la
viscosidad aparente significativamente. El gráfico también muestra que la
diferencia entre la viscosidad aparente a bajas y altas velocidades de corte
aumenta con el pH. Por lo tanto a pH alto, las propiedades pseudoplásticas de
la pulpa serán más significativas.
2.7 Método de Euler mejorado
Para realizar nuestra simulación fue necesario utilizar el método de Euler
mejorado para poder calcular las ecuaciones diferenciales que rigen nuestro
proceso. En el método de Euler se tomó como válida para todo el intervalo la
derivada encontrada en un extremo del gráfico 9. Para obtener una exactitud
razonable se utiliza un intervalo muy pequeño, a cambio de un error de
redondeo mayor (ya que se realizarán más cálculos).
El método de Euler modificado trata de evitar este problema utilizando un valor
promedio de la derivada tomada en los dos extremos del intervalo en lugar de
la derivada tomada en un solo extremo.
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Gráfico Nº9: Método de Euler.
La fórmula es la siguiente:
(8)
Donde:
(9)
Para entender esta fórmula, analicemos el primer paso de la aproximación, con
base en la siguiente gráfica:
Gráfico N°10: Pendientes promedios
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En la gráfica 10, vemos que la pendiente promedio m corresponde a la
pendiente de la recta bisectriz de la recta tangente a la curva en el punto de la
condición inicial y la “recta tangente” a la curva en el punto (x1, y1) donde y1 es
la aproximación obtenida con la primera fórmula de Euler. Finalmente, esta
recta bisectriz se traslada paralelamente hasta el punto de la condición inicial, y
se considera el valor de esta recta en el punto x = x1 como la aproximación de
Euler mejorada.
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Desarrollo
3.1 Localización y Accesibilidad
Minera El Peñón se localiza en la comuna de Antofagasta, Provincia de
Antofagasta, Segunda Región, aproximadamente a 160 km al sureste de la
ciudad. El acceso a la faena se realiza a través de la Ruta B-475, que une la
ciudad de Antofagasta con la Mina La Escondida y Zaldívar. En el kilómetro
102 de esta ruta, se produce una bifurcación al sur, dando origen a una vía de
40 km, con estabilizado de bishufita, que permite el acceso final a la planta.
También es posible acceder a través de un camino de tierra que empalma con
la Ruta 5 Norte en el km 1.258, aproximadamente 150 km. al sur de
Antofagasta, a una distancia de 40-50 km. La altitud de la Planta varía entre los
1.600 y 1.700 m.s.n.m.
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Figura N°1: Ubicación del proyecto.
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Figura N°2: Plano general del proyecto.
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3.2 Mineralización
Debido a su baja reactividad química, el oro se presenta en la naturaleza en un
limitado número de especies mineralógicas, siendo el oro nativo su principal y
común forma de presentación. Mineralógicamente, el oro y la plata se presenta
en el mineral de El Peñón como electrum, oro nativo (Auº), plata nativa (Agº),
sulfosales de plata, y haluros de plata como por ejemplo la Cerargirita (AgCl),
además se encuentra ganga de predominantemente cuarzo, adularia,
carbonato, y arcilla. Electrum es la forma más común de metales preciosos en
el depósito, se encuentran dos fases de electrum están presentes: una primera
fase, que contiene aproximadamente 55% a 65% de oro, y una fase
secundaria, que ha resultado de los procesos supergénicos que han removido
la plata y que consisten típicamente de más del 95% de oro. Minerales de
sulfuro son relativamente raros, en orden de abundancia se encuentran la Pirita
(FeS2), Galena (PbS), Esfalerita (ZnS), Calcosina (Cu2S) y Covelina (CuS).
Las leyes de cabeza de oro y plata son 5,86 y 246,56 [g/t] respectivamente.
Tabla N°1: Propiedades geomecánicas para unidades litológicas del Peñón
Indicadores Litologías
Dacitas Tobas ReolitasPeso unitario in situ [t/m3] 2,55 2,19 2,44
Resistencia en compresión no confinada [MPa]
>120 >90 >100
Módulo de deformación [GPa] 50 30 35
Razón de poisson 0,19 0,11 0,17
Resistencia a la tracción [Mpa] 13 9 10
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3.3 Proceso productivo
3.3.1 Chancado y Clasificación de Mineral
El mineral proveniente de la mina es cargado a la tolva de alimentación del
chancador (20BIN01) a través de un cargador frontal modelo CAT 988H de 7
[m3] de capacidad y eventualmente a través de la descarga directa de
camiones provenientes de la mina. El área de chancado primario está diseñada
para tratar 250 toneladas de mineral hora. El material es clasificado en una
parrilla (20SCS01) de acero al carbono con 600 milímetros de abertura, con
objeto de evitar el ingreso de mineral de sobre tamaño (>600 [mm]) que
puedan dañar las instalaciones.
El material clasificado por la parrilla pasa a una tolva (20BIN01) de hormigón
armado con una capacidad de 100 toneladas de carga viva. La provisión de
mineral desde la tolva al chancador se efectúa a través de un alimentador de
velocidad variable tipo Apron feeder (20FDA01), cuyas dimensiones son 6129
[mm] de largo por 1500 [mm] de ancho, pudiendo transportar 250 toneladas por
hora, dispone además, de un transportador (20CVR01), para colectar de
material fino que pasa a través de los elementos metálicos de la oruga y que
descarga directamente sobre la correa transportadora de material chancado
(20CVR02).
El chancador tiene dimensiones nominales de 950x1250 mm y produce un
material con granulometría de 80% bajo 63.5 [mm]. La emisión de polvo de
esta tarea es controlada a través de un sistema de colección de polvos
(20DEX01). La correa de descarga del chancador (20CVR02) transporta el
mineral al acopio de alimentación del molino (silo de mineral), sobre esta correa
transportadora se encuentra una cinta electromagnética autolimpiante
(20MGT01) para la remoción y colección del acero proveniente de la mina,
posee además un detector de metales (20MDT01), de modo que todo material
metálico no extraído por el primero, es detectado por el segundo, accionando
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automáticamente la detención de la correa, para permitir el retiro del elemento
por el operador del área.
La tolva de acopio de material chancado (20BIN02) tiene una capacidad
nominal de 1.500 toneladas y permite acumular carga de amortiguamiento para
la alimentación del circuito de molienda, entregando alimentación estable al
molino, además, la tolva posee un colector de polvos ubicado en su parte
superior.
El mineral almacenado es conducido por una correa transportadora Mill feeder-
(20FDB01) de velocidad variable, con capacidad nominal de 200 [t/h], hacia un
chute de traspaso que descarga sobre la correa (20CVR03) que alimenta al
Molino SAG.
3.3.2 Molienda y Clasificación
Al molino SAG (30MLS01) ingresa mineral chancado desde la correa de
alimentación (20CVR03), además de la solución de molienda necesaria para
lograr la concentración de pulpa dentro del molino y solución de cianuro de
sodio como agente lixiviante. La solución de molienda es almacenada en el
estanque de solución de molienda (30TNK02) de 318 [m3] de capacidad, para
la distribución de la solución se emplea una de dos bombas centrífugas
(30PPC05-09) de 220 [m3/h] de caudal y 40 [m] de descarga, mientras la otra
permanece en stand-by.
El molino SAG (30MLS01) opera en circuito cerrado con una batería de
hidrociclones y carga circulante de 350%. Las dimensiones del molino son:
4,72 [m] de diámetro x 7,77 [m] de largo (15.5’x27’), con un motor Teco Elec. &
Mach. Co. Ltd., con potencia nominal 2600 [kW] y corriente nominal de 560
amperes con variador de velocidad. Los pebbles o scats son descargados del
molino por el tromel a una correa transportadora (30CVR01), que lo conduce
hacia un chute de traspaso tipo pantalón, con una opción normal de descarga
sobre una siguiente correa transportadora (30CVR02), depositando el pebbles
sobre una tolva de almacenamiento del chancador pebbles. Los pebbles se
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mezclan con el mineral proveniente de la tova de acopio de material chancado
(20BIN02) y son recirculados al circuito de molienda. Alternativamente los
pebbles se pueden depositar, sobre una losa de concreto, para ser
transportados por medio de un camión al chancador primario, para ser
reprocesados.
La carga de bolas al molino se realiza con un monorriel eléctrico (30HST01) en
maxi sacos de una y media tonelada de capacidad. La descarga del molino es
bombeada desde el pozo o sump (30SMP02) a un distribuidor de alimentación
de la batería de hidrociclones (30DBR01), por una bomba (30PPC01/02) con
velocidad variable, una de ellas operando y la otra en stand-by, con caudales
de 750 [m3/h] y 31 [m] de altura de descarga. La concentración de la pulpa
alimentada al circuito de hidrociclones es controlada por la densidad medida en
línea, a través de un densímetro nuclear.
El circuito de clasificación está compuesto por seis hidrociclones (30CYC01-06)
de 380 milímetros de diámetro. La operación de los ciclones se configura con
cuatro en operación y dos en stand-by. El rebalse (overflow) genera una pulpa
con concentración entre 30 - 40% de sólidos y un tamaño de partículas de P80
180 micrones. El overflow (rebalse) es alimentado a un limpiador de pulpa o
linear Screen previo a su ingreso al estanque de repulpeo del espesador de
molienda (32THK01). El sobretamaño de los ciclones (underflow) es recirculado
al molino. Los derrames del área son bombeados al sump de descarga del
molino (30SMP02) por una bomba de piso (30PPS01) dispuesta en el área.
En el espesador (32THK01) se dosifica floculante para favorecer la decantación
de sólidos. El underflow del espesador, con una concentración nominal de 50%
en sólidos, es bombeado por una bomba de descarga de pulpa del espesador
(32PPC01/02) al primer estanque de lixiviación (40AGT05). El espesador
posee, en la descarga, dos bombas de velocidad variable, una de ellas
operando y la otra stand-by, con caudales de 250 [m3/h] de diseño y 31 [m] de
altura de descarga. La velocidad es controlada en base a la densidad de la
pulpa medida en línea a través de un densímetro nuclear. La solución clara del
rebalse del espesador de molienda se denomina “solución rica no clarificada” y
Universidad Católica del Norte Página 29
es enviada, por gravedad, hacia un estanque dispuesto en el área de
clarificación para disminuir su contenido de partículas en suspensión.
3.3.3 Clarificación de Soluciones
El overflow del espesador de molienda, cuyo contenido de oro disuelto le
confiere el carácter de solución rica, se envía al estanque de solución sin
clarificar (60TNK01) que está dispuesto para almacenar 158 [m3] de solución.
Desde allí dos bombas (60PPC01; y 14), una en servicio y otra stand-by,
envían la solución a 4 filtros clarificadores, cuya función es la clarificación de
las soluciones a una concentración de sólidos de 5 [ppm] como máximo.
Los filtros trabajan en ciclos, ya que una vez lograda la saturación de la tela por
la torta de sólidos retenidos, se deben lavar usando solución estéril,
proveniente de precipitación, mediante un sistema de toberas interiores, y la
rotación constante de las hojas o placas. Para un filtrado eficiente se alimenta
un reactivo como medio de filtración de soluciones, el cual se agrega en dos
etapas:
i. Una etapa, para formar una pre-capa de aproximadamente 1.6 [mm]
(1/16”) antes de iniciar el ciclo de filtrado, cuyo objetivo es obtener
soluciones claras desde el principio y facilitar la posterior descarga de
torta. La pre-capa se genera alimentando al filtro una lechada de perlita
a través de una bomba centrífuga (60PPC11).
ii. En la otra etapa, se adiciona el reactivo junto con la solución a clarificar
(Body Feed), a través de dos bombas peristálticas (60PPD01 y 02) una
trabajando y otra stand-by, de tal forma de mantener la porosidad de la
torta durante el ciclo de clarificación, prolongando el tiempo de duración,
antes de que se sature la tela filtrante.
Las soluciones clarificadas son conducidas hacia el estanque de solución rica
clarificada (60TNK02), para la posterior etapa de precipitación con Zinc (Zn).
Universidad Católica del Norte Página 30
3.3.4 Lixiviación
La disolución del Oro y la Plata comienza en el molino SAG, donde es
agregado el agente lixiviante (Cianuro de Sodio), alcanzando una extracción de
alrededor de 75% y posteriormente el proceso de disolución continúa en los
seis reactores o estanques de lixiviación en serie.
El underflow proveniente del espesador de molienda, con un rango de 45 a
55% de sólidos, es lixiviado en 6 estanques con una capacidad de 7.279 [m3],
con agitadores mecánicos y en ambiente cianurado, mantenido por la adición
de cianuro en el área de molienda y alternativamente en los estanque de
lixiviación. Además se agrega oxígeno que favorece la cinética de disolución
del metal, homogeneizándolo con la pulpa a través de bombas de recirculación
(40PPC03) que impulsan la pulpa a un mezclador de oxigeno tipo Fillblast. El
oxígeno es suministrado, desde el estanque de almacenamiento de oxígeno
líquido, con el fin de mantener una concentración de 9 [ppm] de oxígeno
disuelto en solución.
Estos estanques son unidades en series, donde la descarga de uno alimenta al
siguiente en forma continua. Los estanques poseen alturas diferentes que
permiten el desplazamiento de la pulpa por gravedad entre las unidades. La
carga de los estanques se realiza mediante un tubo que llega al fondo del
estanque, evitando cortocircuitos y logrando el mayor aprovechamiento del
tiempo de residencia. La alimentación recibida al primer estanque (40TNK05),
desplaza un volumen equivalente de pulpa hacia el segundo estanque
(40TNK00), luego pasa al tercer estanque (40TNK01) y así sucesivamente
hasta llegar al estanque último (40TNK04). La descarga de este último es
enviada al primer espesador (50THK00) del circuito CCD, en condiciones
normales.
Por otra parte, todos los estanques tienen la posibilidad de ser by-paseados a
través de un canal común que los conecta a todos ellos, pudiendo cerrar la
alimentación y la descarga para by-pasearlos. La alimentación al circuito tiene
la alternativa de ser recibida en el estanque segundo (40TNK00) o en el
Universidad Católica del Norte Página 31
estanque tercero (40TNK01). La descarga del área de lixiviación desde el
estanque cuarto (40TNK04) es enviada, en una condición de operación normal,
al espesador CCD0 (30THK01), o alternativamente al espesador CCD 1
(50THK01), si el espesador CCD0 está fuera de servicio.
3.3.5 Circuito de Lavado en Contracorriente
La pulpa lixiviada, proveniente del último estanque de lixiviación (40TNK04),
conteniendo una concentración de sólidos de 45 a 55%, ingresa, por gravedad,
al circuito de lavado en contra corriente, compuesto por 4 espesadores de
lavado en contracorriente (CCD) de alta capacidad (Hi Capacity), cuyo objetivo
es lavar la pulpa y recuperar la solución enriquecida con los metales disueltos y
cianuro. El rebalse del espesador CCD0 (30THK01) es enviado, por gravedad,
al estanque de solución de molienda, y la descarga del espesador CCD3
(50THK03) es bombeada, al área de filtrado para separar la fase sólida de la
fase líquida para recuperar las soluciones impregnadas en la pulpa dejando el
relave con aproximadamente un 20% de humedad.
La alimentación del espesador CCD0 (30THK01) proviene del estanque
40TNK04 por gravedad, el flujo inferior (underflow) del espesador CCD0
(30THK01) alimenta al espesador CCD1 (50THK01) mediante bombas de
velocidad variable (30PPC03-04). El flujo de descarga dependerá
fundamentalmente de la concentración de sólidos en la pulpa, ya que la
velocidad de las bombas está controlada por un lazo de densidad.
El underflow del espesador CCD1 (50THK01) alimenta al espesador CCD2
(50THK02) mediante bombas de velocidad variable (50PPC01-02), luego el
flujo inferior del espesador CCD2 (50THK02) alimenta mediante bombas de
velocidad variable (50PPC03-04), al espesador CCD3 (50THK03) y la descarga
del flujo inferior del espesador CCD3 (50THK03) alimenta al estanque (Surge
Tank) de amortiguación de filtrado mediante bombas de velocidad variable
(50PPC05-06).
Universidad Católica del Norte Página 32
El espesador CCD3 (50THK03) o el espesador CCD2 (50THK02)
alternativamente, reciben las soluciones filtradas desde los filtros de banda,
todos los espesadores pueden ser by-paseados totalmente. Los derrames del
área son colectados y enviados por una bomba de piso (50PPS01), al
espesador CCD2 (50THK02) o espesador CCD3 (50THK03).
3.3.6 Filtrado de Relave
El área de filtrado tiene como objetivo separar la fase sólida de la fase líquida
para descargar un relave con un contenido de humedad de alrededor de un
20%. Es deseable que el líquido contenido en la humedad tenga una mínima
concentración de los metales disueltos y de cianuro.
La pulpa es bombeada hacia cuatro filtros de bandas (55FTV01-04) por medio
de bombas centrífugas (55PPC01; 02; 03 y 07) a cuatro estanques agitadores
(55TNK02-05) respectivos, una por cada filtro. El alimentador asegura siempre
la distribución homogénea del relave a todo el ancho de la tela filtrante,
permitiendo un lavado y drenaje uniforme. En una condición de operación
normal de filtrado se distinguen las siguientes zonas formación, lavado, secado,
descarga y lavado de tela. Las que se detallan a continuación:
i. Zona de formación: es el área visible de la tela desde el rodillo de
alimentación hasta donde no es visible la pulpa en la banda. La
velocidad de flujo deberá ser tal para que todo el ancho de la banda
sea cubierto por un lecho uniforme de material.
ii. Zona de lavado: es el área de la banda que sigue a la zona de formación
donde el líquido de lavado en el filtro forma una tapa cubriendo el
queque del filtro. El líquido de lavado debe inundar el queque
desplazando los residuos y lavando el queque filtrado.
iii. Zona de secado: Es el área de la banda que sigue a la zona de lavado
en donde el queque es secado por última vez. En la zona de secado no
Universidad Católica del Norte Página 33
debería haber zonas húmedas visibles y durante la última etapa de
secado el aire debe atravesar el queque. Para realizar el sacado de las
zonas, se aplica vació en toda el área del filtro, por medio de una bomba
de vacío (55PPV01-04), en cada uno de los cuatro filtros de
bandas (55FTP01-04). Las soluciones que se generan del filtrado, son
bombeadas a través de bombas centrifugas (55PPC04; 05; 06 y 08),
retornándolas al circuito de lavado en contra corriente, específicamente
al espesador CCD3 (50THK03) ó espesador CCD2 (50THK02).
iv. Zona de descarga: En la zona de descarga la tela del filtro es separada
del transportador de correa desviándose sobre el rodillo de la banda
para quebrar el queque y producir su posterior descarga deslizándose el
queque a través del rodillo en un ángulo de 90°. En éste punto es donde
el queque y la tela son separados por gravedad, cayendo el material a
una correa transportadora (55CVR01) para ser descargado a una loza
de hormigón.
v. Zona de lavado de tela: La tela retorna hacia el comienzo del filtro y
pasa a través de una cortina de agua de lavado a alta presión,
producida por dos manifold con aspersores, con el objeto de remover
cualquier sólido adherido a la tela. El lavado con agua por medio de
spray, alrededor de 40 [m3/h] por filtro, prolonga la vida de la tela
minimizando la colmatación. La solución del lavado de las telas es
tomada por las bombas de piso (55PPS01; 02; 03 y 06) y retornada al
circuito de lavado contra corriente, específicamente al espesador CCD3
(50THK03).
3.3.7 Precipitación de la Solución Rica
En una condición de operación normal de precipitación se distinguen las
siguientes etapas:
Universidad Católica del Norte Página 34
i. Desaireado: Se extrae el aire presente en la solución clarificada
mediante la circulación del fluido a través de una torre desaireadora.
ii. Precipitación con Zinc: Se precipita Oro y Plata, mediante reacción
química por adición de zinc a la solución desaireada.
iii. Filtración: Se filtran los precipitados de oro, plata y zinc, obtenidos en la
etapa de precipitación. El proceso realizado en el área es el siguiente:
La solución rica clarificada con un flujo de 260 [m3/h], es desaireada antes de
ingresar a la precipitación con Zinc, la que es realizada en la torre Merril Crowe.
La torre de desaireación (60RCV01) es un reactor de 10.4 [m3] de capacidad,
de 2,0 [m] de diámetro y 6,5 [m] de altura, en ella se realiza un vacío a través
de la bomba 60PPV01, con lo que se consigue una disminución de la
solubilidad del oxígeno molecular (O2) disuelto presente en la solución rica,
obteniéndose así una solución rica desaireada, con una concentración menor a
1 [g/t] de O2. La solución desairada que sale de la torre, es alimentada a los
filtros prensas 60FTP04; 05 y 06 con una bomba unión 60PPC05, y a los filtros
prensas 60FTP08 y 09, con la bomba unión 60PPC, el flujo total alimentado a
los filtros es de 240 [m3/h]. En operación normal están en servicio los 3 filtros.
La preparación de pulpa de Zinc es realizada en 1 estanques de cono
(60TNK07). En el cono, se mezcla el polvo de Zinc con solución estéril
proveniente del estanque Barren, esto mediante un agitador, formando una
lechada de Zinc. El polvo de Zinc es alimentado a los conos, a través de una
correa de velocidad variable controlada automáticamente, en base al
requerimiento, según leyes de la solución. La solución estéril es alimentada al
cono a través de un vaso comunicante, la cual proviene desde la salida de los
filtros de prensa. La lechada de zinc, es alimentada con tres bombas
peristálticas (60PPD03 y 09), a la línea de solución rica desaireada que
provienen de la torre de Merril Crowe. El contacto de la pulpa de Zinc con la
solución rica, provoca la precipitación de los elementos Oro, Plata y algunas
otras impurezas. La dosificación de Zinc es realizada manualmente por el
Universidad Católica del Norte Página 35
operador desde la sala de control, según los resultados químicos de las
soluciones ricas y estériles reportadas cada 2 horas por el laboratorio químico.
La etapa de filtración donde se realiza la separación sólido liquido es realizada
en 5 filtros prensas (60FTP04-05-06-08 y 09), permaneciendo 2 en stand-by.
Antes de alimentar un filtro con la solución proveniente de la precipitación, se
recirculan 2 [m3] de pulpa de 37.5 [g/L] de arcilla (66% de celite 545 y 33%
celite 7F), durante 15 minutos, la que es preparada con agua proveniente de
los pozos de la planta, esto tiene por objetivo formar una capa inicial sobre las
telas de los filtros, evitando así, que estas telas se tapen en forma rápida
debido a la granulometría muy fina del Zinc sin disolver. Esta pulpa de arcilla,
es preparada en el estanque de precoat, acondicionada y transferida
posteriormente hacia los filtros a través de la bomba una bomba centrifuga.
Luego de la formación de la capa inicial en el filtro, se procede a pasar la
solución proveniente de la precipitación, paralelamente, se alimenta al filtro una
pulpa de arcilla con 12.5 [g/L] de arcilla (100% celite 545), a la cual se le llama
body feed, teniendo como objetivo que la capa inicial de diatamea formada no
se tape con el polvo de Zinc sin reaccionar. La solución saliente del filtro, es
transferido hacia el estanque de solución estéril. El filtro será alimentado, hasta
que alcance una presión de 450 [kPa], posteriormente se corta la alimentación
y es sometido a un flujo de aire a presión, durante 4 horas, con el fin de
disminuir la humedad del queque, aproximadamente 30%, antes de su
descarga.
Para la descarga de un filtro, este es abierto y el queque es despegado de la
tela utilizando una espátula, el queque es cargado en unas bandejas, las que
posteriormente son enviadas a los hornos de calcinación. Las telas de las
placas del filtro descargado, son lavadas con una hidrolavadora, la que utiliza
agua de los pozos, posteriormente el filtro es cerrado, con el fin de que inicie un
nuevo ciclo. El agua del lavado de telas, contiene pequeñas cantidades de
precipitado, por lo que es recuperado con la bomba de piso (60PPD03), y
transferido hacia un estanque de fibra, para su envío hacia un filtro de prensa
pequeño, en donde se recupera el precipitado. Los filtros operan en forma
Universidad Católica del Norte Página 36
independiente y bajo las condiciones actuales un ciclo dura aproximadamente 3
días.
3.3.8 Depósito de Relaves
El proceso conforme a depositación de relaves en el tranque, comienza con la
descarga del material filtrado, correspondiente a un queque entre 18 a 20 % de
humedad, el cual es enviado al acopio de relaves a través de una correa
transportadora de relaves (55CVR01) que cuenta con un pesómetro
(55WIB01), un muestreador de relave húmedo (55SAM01) y un chute
(55CHU04) de descarga y distribución al lugar de acopio. El acopio de relave
está conformado por una loza de hormigón y un muro de contención como
protección de la correa, la capacidad es de 2,500 toneladas de relave y cuenta
con una bomba de piso (55PPS04) para colectar soluciones y aguas de
limpieza que son reciclada al área de filtrado. El relave acopiado, es cargado
sobre un camión de 50 toneladas, a través de un cargador frontal (CAT 966 o
CAT988) y transportado al depósito de relaves. Una vez descargado este es
esparcido en capas de 15 centímetros por medio de una motoniveladora, de tal
manera de exponer la superficie del relave con impregnación de solución
cianurada a los rayos UV para favorecer su degradación. La degradación del
cianuro, completa el proceso, acá el relave es removido por medio de un arado
de discos y regado con agua industrial tres veces al día para conseguir la
degradación del cianuro contenido en la solución que acompaña al sólido
(impregnación); este proceso de aireación y regado se repite por 72 horas,
proceso con el que se obtiene un relave con concentraciones de cianuro menor
a 2 [g/t]. Cumplidas las setenta y dos horas de tratamiento de relaves, habiendo
alcanzado la concentración de cianuro residual de 2 [g/t] y una vez seco, se
deposita sobre este una segunda capa de material de 15 centímetros y así
sucesivamente hasta completar cuatro capas de alrededor de 60 centímetros
para finalmente compactar, por medio de un rodillo de 10 toneladas.
El manejo del depósito de relaves, obedece a un programa de depósito,
degradación de cianuro y compactación del relave, para lograr un área de
Universidad Católica del Norte Página 37
depósito mecánicamente estable, libre de contaminación y con caminos de
acceso que permitan la circulación de vehículos involucrados en la operación.
El manejo del depósito de relaves incluye un programa monitoreo mensual de
cianuro que permita ser auditado en cualquier momento de la vida útil del
tranque.
3.3.9 Fusión de los Precipitados Filtrados
El proceso del área de Fusión contempla tres operaciones principales:
i. Calcinación: Donde se reduce la humedad, obteniendo un sólido llamado
calcina.
ii. Fusión/Refinación: Donde funden los precipitados, moldeando barras de
metal Doré.
iii. Tratamiento de Escorias: Recirculación a planta de procesos.
Los precipitados obtenidos de los filtros prensa, se depositan en bandejas con
capacidad aproximada de 100 [kg] de precipitado con una humedad de 30%,
para luego ser transportadas por una grúa horquilla hacia las 4 unidades de
hornos de calcinación (70FRN01), con el objetivo principal de eliminar la
humedad. Cada horno de calcinación es cargado con ocho bandejas,
manteniéndose a una temperatura de 538°C durante 20 horas
aproximadamente, bajo condiciones de vacío, llamando al sólido obtenido de
los hornos de calcinación, calcina, el cual es la alimentación al horno de fusión.
El agua de sello de las bombas de vacío se recolectan en el sumidero
(70SMP01), desde donde es bombeada por medio de la bomba sumergible
(70PPS01), hacia el sumidero de agua de enfriamiento de la torre
desaireadora.
La etapa de fusión, comprende un horno de reverbero (70FNR03), el que utiliza
gas licuado y aire/oxígeno, para alcanzar la temperatura deseada de 1220°C.
Universidad Católica del Norte Página 38
La calcina en bandejas (75 [kg] de sólido en cada una de ellas), es
transportada con grúa horquilla hacia el horno de fusión y cargada en ella a
través de un alimentador de tornillo, siendo la carga de 8 bandejas en forma
continua, adicionándose paralelamente fundente a una razón de 125 [kg/t].
Luego de unas 2 horas, la masa agregada al horno se funde, obteniéndose así
espacio útil en el horno, procediendo a recargar nuevamente otras 8 bandejas
de calcina con su respectivo fundente, luego de otras 2 horas, si es posible se
recargan otras 8 bandejas de calcina, con el retiro previo de cierta cantidad de
escoria del horno. La masa fundida se encuentra formada por 2 fases, la parte
superior la escoria, que es de menor densidad (2.5 [g/L]) y funde a 850°C,
formada por sílice, el fundente agregado e impurezas como Cu, Fe, Zn, y otras;
la fase inferior es el doré, el cual es de mayor densidad (15 [g/L]) y funde a
1000°C, compuesto principalmente de Ag y Au, con pequeñas cantidades de
impurezas. La escoria es vertida y retirada en unos envases cónicos, los que
son de material de acero con una capacidad de 50 [kg].
El doré es colado en lingoteras con capacidad de 165 [kg]. La colada de
escoria y doré, es realizada girando el horno cilíndrico, hasta que se vierta el
material respectivo. El fundente, está compuesto de 66% de NaOH y 33% de
Borax (Na2B4O7), cuyo objetivo, es disminuir la temperatura de fusión y
viscosidad de la escoria, además de aumentar la capacidad de recolección de
impurezas en la escoria. Las emisiones provenientes del horno de refinación
son colectadas por una campana y pasadas a través de un filtro de manga de
alta temperatura para recuperar las partículas de metales preciosos contenidas
en los gases, luego pasará a través de un lavador de gases (scrubber), con
solución básica para neutralizar los gases tóxicos. La solución proveniente del
lavado de gases será filtrada para recuperar las partículas de metal precioso y
la solución de descarte será bombeada al circuito de molienda.
La escoria solidificada, es recirculada a la etapa de chancado de la planta, con
el fin de recuperar la Ag y Au atrapada. En cuanto al doré, estos son retirados
de las lingoteras y cargadas con la grúa horquilla hacia la limpiadora de barra,
con capacidad de 8 barras y permanecen en este equipo durante 2 horas, con
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el fin de sacarle la escoria adherida. Las barras son retiradas y almacenadas
en la bóveda, para su posterior pesaje y embarque.
Figura N°3: Diagrama de Flujo del proyecto
3.4 Insumos principales
Los principales insumos y reactivos utilizados son, agua, energía, bolas de
molienda, floculante, cianuro, cal, zinc en polvo, ayuda filtrante, nitrato de
plomo y oxígeno.
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Tabla N°2: Insumos Principales
Insumo Proceso Cantidad
Agua Todo el proceso 12 - 13 [L/s]
Energía Todo el proceso 5,5 [Mw/h]
Bolas de Molienda Conminución-Molienda 29% volumen de molino
Floculante SNF-118
Líquido 150 [g/t secas]
Floculante SNF-118
Espesador 150 [g/t secas]
Cianuro (NaCN) Lixiviación 1,9 [kg/t secas ]
Cal (CaO) Control de pH 1 [kg/t secas]
Zinc en Polvo Precipitación 1,2 [kg/kg de precipitado]
Tierra de diatomeas
Filtrado 0,35 [kg/t]
Nitrato de Plomo Lixiviación 190 [g/t secas]
Oxígeno Lixiviación 2,2 [t/d]
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Etapa de cierre y abandono
El plan de cierre y abandono contempla las siguientes acciones:
a) Retirar todos los equipos de proceso, en la medida que éstos no
se requieran para proyectos posteriores.
b) Reacondicionamiento con los propios materiales de relleno, los
terrenos alterados con rellenos o cortes para el emplazamiento de
edificios, piscinas de proceso e instalaciones.
c) Instalación de señalética de prevención dentro del área del
proyecto.
d) En relación a la condición de abandono de los rajos y mina
subterránea del proyecto, la configuración final corresponderá a la
del último año de explotación. La empresa analizará la seguridad
final de los rajos y mina subterránea, y adoptará las medidas
técnicas que corresponda para otorgar estabilidad de largo plazo
a los bancos de seguridad de cada uno de los rajos y el sellado
de todas las entradas a las labores subterráneas.
e) La empresa instalará las señalizaciones pertinentes tendientes a
prevenir sobre posibles riesgos de ingreso a los rajos y mina
subterránea.
f) Adicionalmente se contempla la instalación de un Museo
Fotográfico que de testimonio de la actividad realizada en el área,
de modo que los visitantes queden informados del tipo de
proyecto que se desarrolló.
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4.1 Línea base
4.1.1 Medio Abiótico
4.1.1.1 Clima y Meteorología
El área de El Peñón se encuentra localizada en la franja intermedia de la
Región de Antofagasta, donde se desarrolla el subtipo climático desértico
interior, caracterizado por una aridez extrema, ausencia total de humedad, y
fuerte amplitud térmica entre el día y la noche. De acuerdo con los
antecedentes aportados por la Estación Meteorológica Baquedano (MOP:
Dirección General de Aguas Coordenadas 7.422.970 N, 411.374 E, altitud 1032
msnm), se observa que las precipitaciones anuales varían entre 0 y 3 mm. Los
valores medios de temperatura oscilan entre 18°C en el mes de Enero y 11°C
en el mes de Julio, siendo enero y febrero los meses más cálidos. Respecto de
las precipitaciones, en la siguiente tabla, se presenta la información existente
para esta estación.
Tabla N°3: Precipitaciones en la zona
AñoPrecipitación (mm)
1986 0,6
1987 3,6
1988 0
1989 0
1990 0
1991 17,5
1992 0
1993 0
1994 0
1999 0
2000 1
2001 0
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2002 3
2003 0
2004 0
2005 10
2006 3
2007 Sin información
2008 0
2009 0
2010 Sin información
4.1.1.2 Calidad del aire
Las concentraciones históricas de MP-10, en promedio, alcanza los 65
μg/m3N. En la tabla siguiente se muestran los promedios anuales desde el
año 2003.
Tabla N°4: Concentraciones anuales
Año Promedio anual
(μg/m3N)
2003 81
2004 65
2005 76
2006 54
2007 57
2008 47
2009 77
2010 65
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4.1.1.3 Geología
A nivel regional, el área de la faena El Peñón se encuentra circunscrita en una
zona dominada geológicamente por depósitos detríticos cuaternarios y
neógenos y rocas esencialmente volcánicas, asignadas a la Formación
Augusta Victoria de edad paleocena-eocena. Específicamente, el yacimiento El
Peñón está asociado a la formación Augusta Victoria de amplia distribución en
la depresión central de la región de Antofagasta. Esta formación se dispone
regionalmente en una faja de una amplitud máxima de unos 60 km, y en la
clara orientación NNE.
La unidad se distribuye a lo largo de la Depresión Intermedia y en el extremo
Norte de la Cordillera Domeyko. Escasos afloramientos se exponen entre la
Sierra de Argomedo y la Sierra de Varas. Esta formación constituye un
complejo ígneo, compuesto por lavas, tobas, brechas y aglomerados
volcánicos, cuya litología varía desde basáltica a riolítica y por cuerpos
subvolcánicos, domos y pequeños “stocks” de amplia gama composicional
desde gabros a pórfidos cuarcíferos, siendo los domos principalmente
dacíticos. La unidad incluye, además, conglomerados, areniscas y flujos de
ignimbritas. El espesor estimado de esta formación, de disposición
prácticamente horizontal es de 500 m aproximadamente.
En tanto, a nivel local, el área de emplazamiento de Mina El Peñón se
encuentra constituida por rocas pertenecientes a la formación Augusta
Victoria, asignada al Cretácico Superior-Eoceno (Paleógeno). Se trata de un
complejo ígneo que puede ser subdividido en dos unidades designadas Dacitas
Dominador y Riolitas Peñón. La primera unidad está constituida por dacitas y
flujos tobáceos andesiticos y dacitas y flujos lávicos andesíticos. Estas rocas
afloran al Oeste y en contacto con la falla NNE de la zona estructural El
Peñón. La segunda unidad aparece en afloramientos dispuestos en dirección
NNE y está separada de la primera por brechas intrusivas, hidromagmáticas y
tectónicas.
Universidad Católica del Norte Página 45
4.1.1.4 Geomorfología
La Faena Minera El Peñón, se ubica en la Pampa El Peñón, que corresponde a
una planicie inclinada, localizada en el Desierto de Atacama, en forma
colindante con la Precordillera de Domeyko. Entre la Pampa El Peñón, por el
este, y la Pampa Providencia, por el oeste, se despliega una línea de cumbres
de orientación NE, cuya elevación promedio es del orden de 1.900 m.s.n.m.
Las zonas intermedias dejadas por esta serranía, están ocupadas por las
pampas. Las laderas de los sectores elevados presentan una red de drenaje
notoriamente inscrita, generando quebradas importantes en el área, mientras
que en las zonas de acumulación de sedimentos el escurrimiento superficial se
pierde debido a la alta porosidad del material lo que hace que el agua se
absorba.
4.1.1.5 Suelo
Las condiciones desérticas extremas e hiperáridas existentes en el área de
estudio no han permitido el desarrollo de procesos pedogenéticos importantes.
Los suelos no presentan los perfiles típicos ni la diferenciación entre horizontes,
estableciéndose sus características de acuerdo al tamaño del regolito, su
origen, disposición, compactación, presencia de sales, etc.; la mayoría de los
procesos son de carácter geológico. Tampoco presentan características
agrológicas debido a que las limitantes físico-químicas reinantes en el desierto
no permiten la generación de materia orgánica. Los suelos del área de
influencia del proyecto, corresponden a los denominados Entisoles, es decir,
suelos sin desarrollo, provenientes de la evolución de materiales aluvionales y
coluviales, sobre los cuales se han desarrollado procesos de erosión difusa,
tanto eólica, como pluvial, aunque en menor medida. De acuerdo a las
características de los suelos de El Peñón, estos se ubican en la clase VIII del
sistema de clasificación de CIREN CORFO. En esa clase, se incluyen todos
aquellos terrenos con muy serias limitaciones en cuanto a su topografía,
suelos, pendientes, clima, erosión, etc., que determinan que no sea posible
darles un uso agrícola, ganadero o forestal.
Universidad Católica del Norte Página 46
4.1.1.6 Hidrología
La cuenca hidrográfica en la cual se encuentra inserta la Faena es de tipo
arreica, es decir, no presenta escurrimientos superficiales. Dicha cuenca tiene
su origen en la Cordillera de Domeyko, limitando al Sur con la cuenca exorreica
Quebrada de Taltal, al Oeste con cuencas costeras y al Este con las cuencas
del salar de Atacama y salar de Punta Negra. Las quebradas, de lechos secos,
escurren siguiendo las pendientes naturales del terreno y no constituyen una
verdadera red de drenaje. En sectores topográficamente deprimidos pueden
organizarse redes que expresan localmente el endorreísmo del escurrimiento
superficial. Las altas temperaturas diurnas registradas en este lugar y la
sequedad del clima hacen que los cursos de agua que se generan durante
eventuales lluvias se evaporan rápidamente o bien se infiltren en el suelo.
4.1.1.7 Hidrogeología
El Peñón está ubicado en una zona de clima desértico con un promedio anual
de precipitaciones inferior a 10 mm y una tasa de evaporación media anual
cercana a los 3.000 mm. En consecuencia, el potencial de recarga por
infiltración de las precipitaciones es muy bajo, por lo que se estima que es
probable que el agua presente en el sector de la mina sea de naturaleza fósil.
El agua subterránea, presente en el área de la mina, está incluida en las
fracturas y discontinuidades del macizo rocoso, el que corresponde a un medio
fisurado. Las aguas subterráneas muestreadas se caracterizan por un pH
ligeramente básico (pH entre 7,76 y 7,9). Los contenidos de sales y de metales
son bajos y no presentan problemas de índole bacteriológica.
El Campo de Pozos, del cual se extrae agua, se ubica en la Cuenca de la
Pampa Buenos Aires, vinculada a la Quebrada del Profeta. Esta cuenca, limita
al Oeste con la cuenca Rosario, y al Norte con la sub-cuenca Pampa
Providencia-Loreto. Es necesario destacar que la cuenca Pampa Buenos Aires
y la cuenca Aguas Blancas, no tienen límites comunes, por lo que no son
cuencas hidrogeológicas vecinas, en consecuencia la extracción de aguas
desde los pozos de la pampa Buenos Aires, no está relacionada con la Cuenca
Aguas Blancas, no afectando el sistema hidrogeológico de Vega.
Universidad Católica del Norte Página 47
4.1.1.8 Sismología
Mina El Peñón cuenta con un estudio de peligro sísmico, realizado por la
empresa Geotécnica Consultores en agosto del 1998. A continuación se
presenten los aspectos más relevantes de dicho informe:
La máxima magnitud probable que puede ser liberada como energía sísmica,
se considera un valor de Ms igual 8,8 que corresponde al sismo ocurrido en el
año 1877, con una distancia hipocentral desde la zona del proyecto de 400 Km.
4.1.2 Medio Biótico
4.1.2.1 Vegetación y Flora
Biogeográficamente, el área de la Mina El Peñón, se encuentra dentro de la
provincia del desierto del dominio andino patagónico del reino Neotropical. En
términos fitogeográficos se encuentra en la zona xeromórfica, que se extiende
desde el extremo Norte del país hasta el río Petorca. El área en la cual se ubica
la Mina El Peñón se encuentra en la región del Desierto, subregión del Desierto
Absoluto, donde debido a las condiciones climáticas de extrema sequedad, la
vida vegetal natural está ausente.
4.1.2.2 Fauna Terrestre
Minera Meridian ha realizado estudios y monitoreo en el área de El Peñón, en
busca tanto de evidencias directas como indirectas para el reconocimiento de
la fauna presente en el área. La presencia del Zorro Culpeo (Pseudalopex
culpaeus) ha sido determinada a través de huellas en las diversas campañas.
La búsqueda de evidencias indirectas de la presencia de guanacos en el área
ha resultado infructuosa, lo que estaría relacionado con la inexistencia de
vegetación natural y de disponibilidad de agua. Un micromamífero fue
identificado en estos estudios históricos. Corresponde al lauchón orejudo
(Phyllotis xantophygus) En el caso de las aves, ocasionalmente se ve la
presencia de dos especies, la gaviota garuma y el chincol. Las únicas especies
descritas en campañas han sido la golondrina de dorso negro, bandurillas de
Universidad Católica del Norte Página 48
las piedras y la golondrina negra. Como medida precautoria Minera Meridian
cuenta en el área Planta con un sistema de alerta disuasivo de aves, el cual se
compone del canto de aves depredadoras, situación que ahuyenta las especies
descritas del área. En total, en el área de estudio se han registrado ocho
especies de vertebrados (dos especies de mamíferos, cinco especies de aves y
una especie de reptil). Dos de estas están clasificadas en alguna categoría de
conservación según Glade (1993); es así como, la gaviota garuma (Larus
modestus) está en la categoría “Vulnerable” y el zorro culpeo (Pseudalopex
culpaeus) en la categoría “Inadecuadamente conocido”. Las otras especies
determinadas para la zona que incluyen el lauchón orejudo (Phyllotis
xanthopygus), el chincol (Zonotrichia capensis), la bandurrilla de las piedras
(Upecarthia andeacola), golondrina negra (Progma modesta) y la golondrina de
dorso negro (Pygochelidon cyanoleuca), no tienen antecedentes de tener
problemas de conservación.
4.1.3 Medio Humano
4.1.3.1 Asentamientos Humanos y población
A excepción del campamento para personal propio contratistas y
subcontratistas, que trabaja para la Mina El Peñón, el área de la faena minera
no se localiza próximo a algún centro poblado que pudiera verse afectado por
las actuales actividades desarrolladas y tampoco por las posteriores
actividades de cierre, siendo el sector denominado Posada Rosario, situado a
una distancia de 50 Km al Noroeste, la localidad más cercana.
4.1.3.2 Paisaje
El área del proyecto se emplaza en el sector Oeste de la Pampa El Peñón,
delimitada por cerros y serranía que corresponden a estribaciones de la
Cordillera de Domeyko, que le otorga a la zona el sello característico de un
gran anfiteatro, con una clara visión de amplitud. En El Peñón no existen zonas
con valor turístico o paisajístico, ni áreas que hayan sido declaradas zona o
Universidad Católica del Norte Página 49
centro de interés turístico nacional, según lo dispuesto en el Decreto Ley Nº
1.224 de 1975.
4.1.3.3. Patrimonio Histórico Arqueológico.
En el área de intervención directa del proyecto no existen indicios de restos
arqueológicos. En el área de influencia indirecta de las faenas de la Mina, se
han identificado cuatro sitios relevantes de arqueología industrial, que
corresponden a las instalaciones salitreras del Complejo Dominador y la mina
aledaña.
4.1.3.4 Proximidad de Población Recurso o Área Protegida.
En torno al área donde se desarrolla el proceso, no se localiza población,
recursos o áreas protegidas que pudieran verse afectada por el mismo.
4.1.3.5 Existencia de Zona Latente o Saturada.
En el área de la Mina El Peñón, no existen zonas que hayan sido declaradas
en estado de latencia o saturación.
4.1.3.6 Instrumentos de Planificación Territorial.
En cuanto a los instrumentos de planificación territorial, no existe yuxtaposición
del área del proyecto respecto de la zonificación y regulaciones específicas que
de ellos se desprende.
4.2 Residuos Sólidos
Para el manejo temporal y definitivo de residuos, Mina El Peñón dispone de
cuatro tipo de instalaciones, las que se encuentran ubicadas a 1 km. al Sur de
la Planta. Las instalaciones existentes son:
• Patio de Tránsito para Residuos Industriales Peligrosos.
• Rellenos de Seguridad para Residuos Peligrosos.
• Patio de Tránsito para Residuos Industriales No Peligrosos.
Universidad Católica del Norte Página 50
• Rellenos de Residuos Domésticos e Industriales asimilables a Domésticos.
Los Patios de Tránsito son empleados como recintos para la disposición
temporal de residuos no peligrosos y peligrosos, respectivamente. Tanto el
Relleno de Seguridad como el Relleno de Residuos Domésticos, son usados
para la disposición final de Residuos Peligrosos y Residuos Domésticos e
Industriales Asimilables a Domésticos, respectivamente.
La disposición transitoria y final tanto de los Residuos Industriales como de los
Residuos Domésticos fue evaluada ambientalmente en la DIA “Infraestructura
para la Disposición de Residuos Faena El Peñón”, calificada en forma favorable
por la COREMA II Región según consta en la Resolución Exenta N° 0229 de
fecha 04 de Octubre de 2002.
4.3 Predicción y evaluación de impactos ambientales
4.3.1 Actividades del proyecto, identificación de las componentes ambientales relevantes y potenciales fuentes de impacto.
Tabla N°5: Identificaciones ambientales
Etapa de Construcción Etapa de operación Etapa de abandono
Movimiento de tierra
Rajos y minas
subterránea
Rajos y minas
subterránea
Almacenamiento de Materiales
Perforación y
tronadura
Depósitos de
estériles y de
filtrado de relaves
Construcción de Infraestructura
Extracción de
mineral
Planta de
infraestructura
Suministro de agua
Acopio de mineral
Campamento Chancado y
molienda
Universidad Católica del Norte Página 51
Disposición de residuos sólidos
Depósitos de
estéril y de filtrado
de relaves
Disposición de residuos líquidos
Suministro de
agua/acueducto
Transporte interno/externo
Campamento
Demanda de mano de obra
Disposición de
residuos sólidos
Demanda de insumos y servicios
Disposición de
residuos líquidos
Transporte
interno/externo
Demanda de
mano de obra
Demanda de
insumos y
servicios
4.3.2 Relevancia de las componentes ambientales.
La relevancia de las componentes ambientales se clasifica en función del valor
ambiental de cada componente potencialmente afectada por las distintas obras
y actividades del proyecto. Esta calificación de los componentes ambientales
se realiza en función de su estado actual o condición de línea de base.
La metodología utiliza una escala de 1 a 10 (de menor a mayor relevancia) de
acuerdo a:
Universidad Católica del Norte Página 52
Tabla N° 6: Relevancia del impacto ambiental
1 – 3 Relevancia Baja
4 - 5 Relevancia Moderada
6 - 7 Relevancia Alta
8 - 10 Relevancia Muy Alta
Tabla N° 7: Componentes ambientales
Componentes Ambientales
Relevancia Justificación
Medios Físicos
Calidad del Aire
Niveles de Ruido
y Vibraciones
(4) Moderada
(4) Moderada
En las cercanías del
proyecto no existen
asentamientos humanos
ni otros componentes
ambientales que puedan
verse afectadas por
emisiones fugitivas.
En el proyecto no
existen fuentes de ruido
y vibraciones industriales
o antrópicas y la calidad
de ambos componentes.
Universidad Católica del Norte Página 53
Componentes Ambientales
Relevancia Justificación
Medio Físico
Geomorfología
Calidad del Suelo
Escurrimientos
Superficiales
Calidad del Agua
Subterránea
(5) Moderada
(1) Baja
(4) Moderada
(4) Moderada
Las acciones que
alteren la geomorfología
afectarán al patrón de
drenaje superficial,
aunque las lluvias sean
escasas y esporádicas.
El suelo no es un
elemento importante en
el AI del proyecto por
cuanto no sustenta
actividades agrícolas o
vida silvestre. Los
suelos no tienen
aptitudes agrícolas.
En el AI del proyecto los
escurrimientos
superficiales se activan
únicamente durante
eventos de lluvia y
escasos esporádicos. El
sistema de drenaje
natural no se orienta
hacia los depósitos de
estéril.
El agua subterránea del
AI del proyecto presenta
un pH neutro con
algunos parámetros que
superan la norma NCh
409/of.84. En el área no
Universidad Católica del Norte Página 54
Flujos
Subterráneos
(5) Moderada
existen poblaciones o
ecosistemas que
dependan de agua para
su consumo u otro tipo
de actividad.
Escasas Lluvias, baja
infiltración y por ende
muy bajo potencial de
recarga de agua
subterránea, alta
evaporación. Los
acuíferos existentes no
tienen uso alternativo ni
soportan cursos
superficiales o
ecosistemas.
Componentes Ambientales
Relevancia Justificación
Medio Ambiente Humano
y Medio Construido
Uso de Suelo
Sitios
Arqueológicos
(1) Baja
(4) Moderada
(3) Baja
El único uso potencial
de los suelos en el AI se
limita a la minería.
En el AI del proyecto se
encontró sólo un sitio
arqueológico. Peñón,
que carece de magnitud
y valor patrimonial.
La zona no tiene usos
Universidad Católica del Norte Página 55
Paisaje
Socioenconomía
Vialidad
(8) Muy alta
(4) Moderada
turísticos,
recreacionales, de
planificación urbana, de
infraestructura o de otro
tipo. Los sectores más
elevados presentan un
deterioro visual
producto de las
actividades
exploratorias.
La componente
socioeconómica tiene
gran importancia,
debido a que es un
indicador de la región y
el país.
Los accesos al área de
proyecto se encuentran
en buenas condiciones
de mantención. La vía
de ingreso al área del
proyecto desde la ruta 6
será mejorada por el
proponente. Las rutas
no presentan
actualmente problemas.
Universidad Católica del Norte Página 56
4.3 Plan de mitigación de impactos ambientales.
4.3.1 Geomorfología
Considerando que las mayores alteraciones morfológicas corresponden a la
necesidad de desarrollar rajos y depositar estériles y relaves, se estima que no
es posible adoptar medidas de mitigación o restauración significativas del
impacto sobre la geomorfología. Sin embargo, el proyecto contempla adoptar
medidas de prevención de riesgos de derrumbes y erosión en todas las obras
que requieran, especialmente durante las etapas de operación y abandono.
Las medidas de restauración y recomposición están directamente relacionadas
con el plan de abandono de la explotación minera.
4.3.2 Calidad de aire
Para la reducción de emisiones de polvo originadas en los procesos y caminos,
el proyecto contempla aplicar las siguientes medidas:
Sistemas de supresión de polvo mediante captadores de polvo,
scrubber o combinaciones de ellos en el circuito de chancado.
Confinación de las correas transportadoras mediante cubiertas y
rociadores, especialmente antes de los puntos de transferencia.
Humidificación periódica del stock pile para minimizar emisiones a
la atmósfera.
Riego de caminos internos de área de la planta y mina, y de las
rutas de los depósitos de estéril cuando se requiera, o bien su
estabilización con boshifita.
Tránsito de vehículos a velocidad reducida.
Limpieza periódica de las instalaciones para retirar material
particulado acumulado.
Universidad Católica del Norte Página 57
Dado que el proceso de molienda es húmedo no se generarán
emisiones de polvo.
4.3.3 Ruido y Vibraciones.
Los impactos generados por aumentos en los niveles de ruido y vibraciones se
controlarán básicamente a través de un plan adecuado de ejecución de
tronaduras con arreglo a la legislación vigente.
4.3.4 Agua subterránea.
Se contempla minimizar la captación de agua subterránea mediante las
siguientes medidas:
Recirculación de todos los líquidos de proceso para usarlos en el
tratamiento, sin descargas al ambiente, con el objetivo de eliminar
descargas de líquidos al ambiente y reducir el consumo de agua
fresca.
Filtración de los relaves lo que permitirá recuperar agua y
recircularla al proceso. Se estima que la cantidad de agua se
producirá con este procedimiento será de aproximadamente 35 L/s.
Las aguas bombeadas desde la mina subterránea serán utilizadas
en la planta de proceso y/o el riego de caminos internos.
El agua utilizada en el lavado de equipos será reciclada tanto como
sea posible.
Con el fin de evitar de contener infiltraciones las zonas de plantas
en que se utilicen soluciones líquidas contarán con pavimentación,
diques y pretiles de hormigón a fin de contener derrames. Tal es el
caso de los circuitos de molienda, lixiviación por agitación,
Universidad Católica del Norte Página 58
precipitación con zinc, fundición y los estanques de
almacenamiento y mezclado de agentes químicos.
Con el fin de retener y recuperar los líquidos e impedir la infiltración
al subsuelo, cada zona de retención contará con inclinaciones
hacia una cámara de captación, para poder bombear el líquido
hacia el mismo circuito donde se derramó.
4.3.5 Suelos.
Las medidas de mitigación asociadas al suelo consisten básicamente en utilizar
los terrenos estrictamente necesarios para las obras, evitando afectar sectores
adicionales adyacentes. En ese sentido las operaciones de El Peñón se
limitarán a las áreas preestablecidas en los diseños, manteniéndose un grado
de protección y control sobre las áreas adyacentes. Se prohibirá el tránsito
vehicular fuera de los caminos definidos para uso común; se delimitarán los
sectores de almacenamiento de materiales y clasificación de residuos; entre
otras medidas.
4.3.6 Flujo Vehicular.
Para evitar la proliferación de caminos y disminuir emisiones de
polvo, se realizará una planificación y un control de caminos y rutas
internas de tránsito de vehículos livianos y pesados.
Con el objetivo de disminuir el ruido, polvo y riesgo de accidentes
se instalarán señales reglamentarias de velocidad máxima.
Se realizarán inspecciones y controles periódicos de las vías de
acceso para asegurar el cumplimiento de reglamentos internos.
Universidad Católica del Norte Página 59
4.4 Recursos arqueológicos.
Aunque las prospecciones arqueológicas efectuadas en el impacto ambiental
(AI) del proyecto no revelan la presencia de sitios, elementos o artefactos de
interés cultural relevante, en caso de presentarse algún hallazgo durante la
construcción y operación del proyecto se procederá de acuerdo a la legislación
vigente en relación a esta materia.
Cronograma proyecto
Figura 4: Cronograma del proyecto
Universidad Católica del Norte Página 60
Descripción de la innovación
La adición del agente dispersante NALCO 9762 en la etapa de lixiviación por
agitación tiene como principal función reducir las fuerzas de atracción entre las
partículas, disminuyendo la viscosidad y el límite de fluencia. Estas cualidades
del dispersante proporcionan diferentes beneficios metalúrgicos en nuestro
proceso:
Disminuye la viscosidad para no forzar el rotor del agitador por ende
disminuye la potencia.
Aumenta la cinética de disolución.
Aumenta la extracción de oro y plata en la etapa de lixiviación.
Aumenta la velocidad de sedimentación en el circuito de lavado
contracorriente.
NALCO 9762 es un dispersante biodegradable.
No afecta al proceso de precipitación debido a que el producto
permanece en la fase sólida de la pulpa y no en la solución rica.
Universidad Católica del Norte Página 61
Balance de masa
El balance de masa se realizará por etapas y para ello se utilizará el esquema de la Figura 3 que se muestra a continuación. Se realiza balance de masas de oro y de plata, acorde a las extracciones obtenidas.
6
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Alimentación
Chancado
F1
F2
Molienda
F3
Separación S-L
F4
Lixiviación Agitada
F6
CCD
Filtrado
F13
F14
Relave
F15
Precipitación
Fusión
Metal Doré
Escoria
F8
F5
F7
F9
F12F11
F10
Mineral 4.274,00 t/dLey Au 5,86 g/tLey Ag 246,86 g/t
Figura 5: Diagrama de flujo del proyecto s/innovación
Universidad Católica del Norte Página 63
7.1 Balance másico de oro
Acorde al diagrama de flujos anteriormente descrito, se deduce que:
Tabla 8: Balance másico de oro
OroFlujos kg/d
F1 25,20F2 25,20F3 33,07F4 8,27F5 24,80F6 8,27F7 7,87F8 33,07F9 24,31
F10 0,50F11 0,49F12 23,82F13 0,40F14 0,40F15 0,89
Balance másico de oro:
F1= F15 + F11 + F12
F1= 0,89 + 0,49 + 23,82 = 25,20 [kg/d]
Los datos calculados anteriormente se basaron en:
Tabla 9: Condiciones del balance másico para el oro
Extracción OroMolienda 75Lixiviación 90
Precipitación 98CCD 95,2
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7.2 Balance másico de plata
De igual manera que el balance anterior, se obtiene:
Tabla10: Balance másico de plata
Balance másico de plata:
F1= F15 + F11 + F12
F1= 27,16 + 20,69 + 1.013,65 [kg/d]
Los datos calculados anteriormente se basaron en:
Tabla11: Condiciones del balance másico para la plata
Extracción PlataMolienda 75Lixiviación 90
Precipitación 99CCD 95,2
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PlataFlujos kg/d
F1 1.061,50F2 1.061,50F3 1.393,04F4 348,26F5 1.044,78F6 348,26F7 331,54F8 1.393,04F9 1.034,33F10 10,45F11 20,69F12 1.013,65F13 16,72F14 16,72F15 27,16
Balance de energía
8.1 Balance de energía eléctrica por etapasPara realizar el balance de energía se necesita conocer la potencia de
los equipos utilizados en todo el proceso productivo. En las tablas se muestra
el cálculo de la energía que consumen los equipos principales del proyecto,
divididos por etapas productivas.
8.1.1 Chancado
Tabla12: Balance energético Chancado
Equipos Cantidad
Energía unitaria (kWh)
Energía total (kWh)
Chancador primario 1 500 500
Chancador secundario 1 155 155
Correa transportadora 4 30 120
Harneros 5 6 30
Total 805
8.1.2 Molienda y Clasificación
Tabla 13: Balance energético Molienda y Clasificación
Equipos Cantidad
Energía unitaria (kWh)
Energía total (kWh)
Molino 1 2.600 2.600
Hidrociclón 6 8 45
Bomba 6 10 60
Total 2.705
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8.1.3 Clarificación de soluciones
Tabla 14: Balance energético Clarificación de soluciones
Equipos Cantidad
Energía unitaria (kWh)
Energía total (kWh)
Espesador 1 20 20
Bomba 2 10 20
Total 40
8.1.4 Lixiviación
Tabla15: Balance energético lixiviación
Equipos Cantidad
Energía unitaria (kWh)
Energía total (kWh)
Estanque 6 25 150
Bomba 4 10 40
Total 190
8.1.5 Circuito de lavado en contracorriente
Tabla 16: Balance energético circuito de lavado en contracorriente
Equipos Cantidad
Energía unitaria (kWh)
Energía total (kWh)
Espesador 4 15 60
Bomba 8 10 80
Total 140
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8.1.6 Filtrado de relave
Tabla 17: Balance energético filtrado de relave
Equipos Cantidad
Energía unitaria (kWh)
Energía total (kWh)
Filtro banda 4 150 600
Bomba 6 15 90
Total 690
8.1.7 Precipitación solución rica
Tabla 18: Balance energético Precipitación solución rica
Equipos Cantidad
Energía unitaria (kWh)
Energía total (kWh)
Reactor 1 400 400
Filtro prensa 5 180 900
Estanque 1 2 2
Correa transportadora 1 5 5
Bomba 8 10 80
Total 1.387
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8.1.8 Fusión de precipitados filtrados
Tabla 19: Balance energético Fusión de precipitados filtrados
Equipos Cantidad
Energía unitaria (kWh)
Energía total (kWh)
Horno de calcinación 4 100 400
Horno reverbero 1 500 500
Filtro manga 1 60 60
Lavador de gases 1 50 50
Total 1.010
8.2 Distribución del gasto energético
0
500
1,000
1,500
2,000
2,500
3,000
Chancado Molienda y Clasificación Clasificación de soluciones
Lixiviación Circuito de espesadores Filtrado de relave
Precipitación solución rica Fusión de precipitados filtrados
Cons
umo
de e
nerg
ía K
Wh
Gráfico N°11: Distribución del gasto energético de la faena.
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8.3 Balance energético anual
Tabla 20: Balance energético general
Energía eléctrica MW
Suministro Consumo
Faena 50,859 44,756
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Diagrama de flujos final con proyecto
La innovación que se presenta no tiene influencia alguna en la modificación de la etapa de lixiviación por agitación, por ende el diagrama de flujo es el mismo que se presenta en el primer avance y es el actual que posee minera El Peñón.
Figura 6: Diagrama de flujo con innovación
Universidad Católica del Norte Página 71
El diagrama final de la faena se mantiene en su forma original, representando las etapas principales de:
Chancado Molienda Clasificación de soluciones Lixiviación por agitación Precipitación de solución rica Fusión de precipitados filtrados
Universidad Católica del Norte Página 72
Dimensionamiento de equipos del proceso
10.1 Molino
Para el diseño del molino se utilizará el Método de Bond, el cual tiene como
objetivo seleccionar el diámetro y largo de un molino para producir cierta
cantidad de toneladas por hora de un material con un porcentaje menor que un
tamaño dado. Se debe especificar además el tamaño de las bolas de la recarga
y la potencia del molino.
Etapa 1. En primer lugar se debe determinar el Índice de trabajo (base) a través
de un Test Estándar de Laboratorio.
Índice de trabajo (base) es de 18,9.
Etapa 2. Para operación en que no se cumplen las condiciones estándar
(molino de bolas tipo descarga por rebalse, de 8’ de diámetro interno útil,
moliendo en húmedo y en circuito cerrado) deben considerarse los siguientes
factores de corrección:
Factor F1 (Molienda en seco)
Factor F2 (Molino en Circuito Abierto)
Factor F3 (Factor eficiencia por diámetro del molino)
Factor F4 (Alimentación demasiada gruesa)
Factor F5 (Sobremolienda de finos = P80 75 m.)
Factor F6 (Baja Razón de reducción RR en el molino).
Los valores de cada uno de los parámetros es el siguiente:
Universidad Católica del Norte Página 73
a) Factor F1: F1 = 1,0
b) Factor F2 =Tamaño control producto
Tabla 13: % Pasante y Factor 2
% pasante F2
50 1,035
60 1,05
70 1,10
80 1,20
90 1,40
92 1,46
95 1,57
98 1,70
Factor F3 = es un hecho generalmente aceptado que la eficiencia cambia con
el diámetro útil del molino de la forma siguiente:
F3 = 1,0 para D = 8’
F3 = ( 8D )
0 .2|
para D 8’
F3 = 0,914 para D 12.5’
Para un proceso de cálculo, se recomienda suponer F3 = 1,0 en la primera
iteración y recalcular sucesivamente.
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Factor F4 = cuando la alimentación es más gruesa que un cierto óptimo,
entonces se debe multiplicar el índice de trabajo (WI) por el factor F4:
F4=
RR 80+(w I−7) (F80−F0F0 )
RR 80
F0 =Tamaño óptimo de alimentación: FO=4000√13/W I
Factor F5 = cuando el P80 es menor que 75 m:
F5=p80+10 .31 .145×p80
Factor F6 = cuando RR80 6 (generalmente ocurre una remolienda de
concentración y relaves), se usa el factor F6:
F6=20 (RR 80−1.35 )+2 .620 (RR 80−1.35 )
Etapa 3. El valor corregido del índice de trabajo Wi (corr) se calcula desde:
WI (corr) = WI (base) F1x F2 x F3 x F4 x F5 x F6
Etapa 4. Cálculo del consumo específico deE para ir de F80 P80. Para
determinar la energía específica necesaria para reducir el material de dureza
Wi, desde un F80 hasta un P80 y según las condiciones dadas, se recurre a:
E=WI (corregido )*10*( 1√P80
−1
√F80 )Etapa 5. Se especifica la capacidad deseada de tratamiento del circuito cerrado
de molienda/clasificación que hace viable el proyecto, es decir, el flujo másico F
(t/h).
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Etapa 6. Cálculo de la Potencia Mecánica requerida. Se determina la potencia
mecánica necesaria para realizar la conminución deseada según:
PM = x F (kW) = 1,341 F (HP)
Esta es la potencia mecánica requerida en el eje del piñón del molino e incluye
las siguientes componentes: pérdidas de eficiencia en rodamientos, engranajes
y el piñón; pero NO incluye las pérdidas de eficiencia en el motor y otros
componentes accesorios, tales como: reductores de velocidad, pérdidas por
transmisión, etc.
Etapa 7. Calcular la potencia eléctrica suponiendo una cierta eficiencia (%). Normalmente se considera un valor de = 95%. Entonces:
PE = (PM/)
Etapa 8. Una vez que se tiene el valor de PE (HP), se puede calcular las
dimensiones del molino de bolas industrial, usando la ecuación:
D=[ PE
K B ( J )0. 461 (ϕC )1 .505 (L/D ) ]1/3 . 5
Dónde: J está en (%), L y D en pies y C en (%). KB es un factor de
proporcionalidad toma los siguientes valores:
KB (para descarga por rebalse, molienda húmeda) = 4,36510-5
KB (para descarga por parrilla, molienda húmeda) = 4,91210-5
KB (para descarga por parrilla, molienda seca) = 5,45610-5
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En el caso que D 20’, se aconseja instalar más de un molino. En el caso en
que se eligen “n” molinos en paralelo, se debe calcular primero la potencia
eléctrica que requiere cada molino (PE/N) y recalcar el diámetro para cada
molino usando la ecuación (10).
Etapa 9. Una vez que se tiene D, se calcula L a partir de la razón (L/D). En el
caso que D 8’, se debe recalcular el valor
F3=( 8D )0 .2
y repetir todo el proceso, desde el punto (4) hasta el punto (9), hasta que el proceso iterativo tienda a una diferencia de 1 a 2 % entre los valores calculados de D de las dos últimas iteraciones.
Etapa 10. Una vez calculados los valores teóricos de L y D, se eligen desde
catálogos los equipos que tengan los valores de L y D más cercanos a los
obtenidos. Esto implica recalcular la potencia PE (HP) desde la ecuación (10)
usando los valores de L y D seleccionados.
Finalmente y debido a que los fabricantes utilizan especificaciones de potencia
estándar se debe elegir aquel motor inmediatamente superior a la calculada por
la ecuación (10), finalizando el proceso.
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La tabla muestra los resultados obtenidos en la etapa de molienda.
Tabla 14: Resultados Molienda
Resultado molienda
E 16,0 kW/t
F 179,2 t/h
PM 2.875,0 kW
PE 2.731,3 kW
F0 3.787,5 µm
F80 63.500,0 µm
P80 195,0 µm
RR80 325,6
Wi 14,5 kW/t
f1 1,0
f2 1,2
f3 0,9
f4 1,2
f5 1,0
f6 1,0
Wi Mod 18,6 kW/t
Con los datos de la tabla anterior se obtiene el diámetro y la altura del molino.
Tabla 15: Diámetro y largo del molino
D 15,5 Pie = 4,7 m
L 27,0 Pie = 8,2 m
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10.2 Espesadores
El diseño de un nuevo espesador o la capacidad de un espesador existente se
calculan para el funcionamiento en el estado estacionario. Desde 1912 a la
fecha se ha desarrollado numerosos métodos de diseño de espesadores, los
que pueden ser clasificados dependiendo de los fundamentos utilizados para
su desarrollo. Podemos distinguir métodos basados en balances
macroscópicos, en el proceso batch de Kynch, en el proceso continuo de
Kynch y en el método fenomenológico. Cada uno de estos métodos tiene las
limitaciones impuestas por la teoría que le sirvió de base.
El método a utilizar es basado en balances macroscópicos llamado el método
de Mishler.
Consideremos un espesador en el estado estacionario con un flujo másico de
sólidos en la alimentación dado por F, una concentración de alimentación de Df
expresada como dilución, esto es, la razón de masa de líquido a masa de
sólido, un flujo másico de descarga D , una concentración de descarga de Dd y
un flujo másico de rebalse de O . Un balance de sólidos y agua da:
Sólidos: F=D
Líquido: F*Df = D*Dd + O
Despejando el flujo másico de agua O y transformándolo en flujo volumétrico
Qo se obtiene:
Qo= F(Df-Dd)/ρl
Según Mishler el caudal de agua QO en un espesador continuo debe ser igual
al producto de la velocidad de agua formada en una columna de sedimentación
por su área S, para una suspensión de la misma concentración que la
alimentación. Como la velocidad de aparición de agua en la columna es igual a
la velocidad de descenso de la interface agua-suspensión, R, la expresión
anterior se puede escribir en la forma:
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S= F (Df-Dd) / ρl R
Por último se determina el área unitaria:
A.U= (Df-Dd)/ ρl R
En la siguiente tabla se encuentra un resumen de los resultados obtenidos para
el espesador de molienda:
Tabla 15: Resultados espesador de molienda
Espesador (Molienda)
ρ liquido 1 t/m3
ρ solido 2,6 t/m3
F 4300 t/d
Cp alimentación 0,38
Cp descarga 0,5
R 0,00014100 m/s
Cv alimentación 0,19
Cv descarga 0,28
Df 1,63
Dd 1
A.U 0,052 m2 d/t
S 222,9 m2
D 16,85 m
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Luego para determinar los parámetros para los espesadores del circuito de
lavado contra corriente se utilizó el mismo procedimiento obteniendo como
resultado:
Tabla 16: Datos iniciales y resultados obtenidos de los espedores CCD
Circuito Lavado Contra Corriente (CCD)
ρl 1 t/m3
ρs 2,6 t/m3
F 4.300 t/d
Cp alimentación 0,5
Cp descarga 0,55
R 0,00014100 m/s
Cv alimentación 0,28
Cv descarga 0,32
Df 1
Dd 1
A.U 0,01 m2 d/t
S 64,2 m2
D 9,04 m
10.3 Agitadores
Para el diseño de los agitadores se utilizará la teoría de cinética de reactores
que es la que más se ajusta a la etapa de lixiviación por cianuración.
Puntualmente el método utilizado es para reactores de mezcla perfecta
ordenados en serie y con reacción, en este caso, la reacción de lixiviación del
oro mediante el ión cianuro.
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De la ec. de %Cp despejamos la capacidad de tratamiento.
%Cp =Ms
Ms+Ml = C
C+AR
Se obtiene la capacidad para calcular el agua del reactor
C = %Cp (C + AR)
AR = C−C∗%Cp%Cp
Con el cálculo del agua del reactor, podemos obtener el flujo de pulpa que
entra al reactor.
Flujo pulpa = C
ρmx + ARρl
Con el flujo obtenemos el volumen que posee el agitador
V = tiempo∗flujo pulpa
N ° reactores
Obteniendo el volumen, podemos obtener el diámetro del agitador y por ende la
altura asumiendo la relación de H = 1,5 D
D = ( V∗4π ) ^3
Con las formulas mostradas anteriormente y con los siguientes datos iniciales,
podemos obtener el diámetro de nuestros agitadores mecánicos.
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Tabla 17: Datos iniciales de lixiviación por agitación
Datos Iniciales
Capacidad 179,17 t/h
N° estanque 6
% Cp 50 %
ρ s 2,6 t/m3
ρ l 1 t/m3
Tiempo lixiviación 24 h
Se obtuvieron los siguientes resultados:
Tabla 18: Diámetro y altura de los agitadores mecánicos
Resultados
Agua Reactor 179,17 t/h
Flujo de pulpa 248,08 m3/h
Volumen 992,31 m3
Diámetro 10,81 m
Altura 16,21 m
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Justificación para no reemplazar equipos
Debido a que la innovación presentada es un dispersante llamado NALCO
9762, no se requiere reemplazar equipos o procesos, ya que este dispersante
se va adicionar en forma directa a la etapa de lixiviación por agitación,
provocando una baja en la viscosidad de la pulpa, un aumento en la extracción
de aproximadamente del 3%.
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Evaluación económica
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Simulación del proyecto
Para desarrollar la simulación y las ecuaciones que posee un estanque agitado
de mezcla perfecta de orden 1, se tuvo que elaborar a través del método de
Euler mejorado, ya que este método nos permite ejecutar ecuaciones
diferenciales complejas, a continuación se muestra el procedimiento de la
elaboración de esta macro en el programa Visual Basic.
Primero se plantean todas las variables fijas a utilizar
Se le asignan celdas para que los valores aparezcan en la hoja de Excel.
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Y por ultimo se plantean las ecuaciones que se desean desarrollar, las cuales
nos permitian ver los resultados en la hoja excel
Luego en el Excel se pulsa el botón inicio, lo cual nos abre una ventana para incorporar nuestros valores iniciales.
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Cuando terminamos de colocar los datos apretamos el teclado ENTER
nuevamente e inmediatamente nos entrega los valores de las concentraciones
de cianuro y del metal en solución.
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Conclusión
Las dimensiones del molino fue de un diámetro de 4,7m y una longitud
de 8,2 m, para obtener este resultado se utilizó el método de Bond.
Para dimensionar los espesadores se utilizó el método de Mishler, para
el caso del espesador (molienda) se obtuvo un diámetro de 18,85 m y
para el espesador del circuito contra corriente se obtuvo un diámetro de
9,04 m.
Para el diseño de los agitadores se utilizó la teoría de cinética de
reactores obteniendo un diámetro de 10,81m y una altura de 16,71m.
La innovación propuesta no presenta ningún cambio de equipos o
proceso debido a que nuestra innovación es un dispersante que se
adiciona directamente a la etapa de lixiviación por agitación.
Aunque en este estudio se presenta 400 g/t como la dosificación óptima
de reactivo, esta debe ser estudiada con pruebas de lixiviación que
representen el ambiente oxidante en el que se desenvuelve.
La innovación propuesta aporta preliminarmente a la mejora en la
eficiencia del proceso, sin embargo son fundamentales las pruebas
metalúrgicas y un estudio reológico de la pulpa a tratar antes de
implementarla definitivamente
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Bibliografía
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Ambiental, Explotación Sector Fortuna Mina El Peñón, Marzo, 2.007.
www.seia.cl
Evaluación de Impacto Ambiental, Proyecto El Peñón, Diciembre, 1.997
www.seia.cl
Annual Information form for The Fiscal Year Ended December 31, 2.011,
Yamana Gold, Marzo, 2.012
Anexos
Huella hídrica Minera El Peñón
La huella hídrica es el indicador de agua usada directa o indirectamente (agua
virtual) en el proceso para producir bienes o servicios. Agua de uso directo se
refiere al agua que consumimos cuando nos duchamos, afeitamos, lavar los
platos, lavar la ropa, lavado de dientes, etc. En el caso del agua virtual nos
referimos al agua de uso indirecto como por ejemplo los alimentos, ropa, etc.
Existes tres tipos de colores de huella hídrica: Huella hídrica azul es el
volumen de agua dulce consumida de los recursos hídricos del planeta (aguas
superficiales y subterráneas), huella hídrica verde es el agua de lluvia que se
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acumula en el suelo para producir los bienes y servicios consumidos por el
individuo o comunidad y la Huella hídrica gris es el agua que necesitamos para
asimilar los contaminantes hasta las concentraciones que consideramos
ambientalmente tolerable.
En el caso particular de la minera El Peñon, si bien esta cuenta con un circuito
cerrado, es decir recirculación de aguas en su proceso productivo, se debe
cumplir con ciertos requisitos para el uso eficiente de las aguas, el cual debe
ser regulado por la DGA (Dirección General de Aguas), esta institución es la
encargada de promover la gestión y administración del recurso hídrico.
El agua Industrial Durante el año 2008 y primer mes del año 2009 los
requerimientos de agua de la planta han sido de 16,9 [L/s] en promedio (este
valor incluye el consumo de agua Potable, lo cual corresponde a
aproximadamente a 3,7 [L/s]. Un 60 % de los requerimientos de agua de la
planta provienen de los pozos de extracción de aguas subterráneas de Minera
Meridian y un 40 % es extraído de las minas.
A excepción del campamento donde se emplazan las instalaciones del
personal (contratistas y subcontratistas) que trabaja para la Mina El Peñón, el
área de la faena minera no se localiza próximo a algún centro poblado que
pudiera verse afectado por las actuales actividades desarrolladas. Tampoco
por las posteriores actividades de cierre, siendo la población del Rosario,
situada a una distancia de 50 km al NorOeste de la localidad más cercana.
Tabla Nº19: Consumo de agua de planta
CONSUMO AGUA
Degradación de cianuro 40-100 L/t
Aguas de infiltración 8 - 22,4 L/s
Planta de tratamiento de agua para
consumo humano
1,62 L/s
Consumo total agua de pozos 13,2 L/s
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Consumo agua potable 3,7 L/s
Consumo agua planta 13,2 L/s
Capacidad de procesamiento 4200 t/d
Oro 300000 oz/año
Plata 4000000 oz/año
Producción total anual 121,9 t
Degradación de cianuro 8533 L
Consumo de Agua 495.754.453 L
Consumo de Agua 495.754,45 m3
Tabla 20: Consumo de agua virtual
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Alimento kg semanal kg mensual kg anual Gasto [L/kg] Consumo [L]Cereales (arroz, maíz, etc) 0,8 3,2 19,2 1500 28800Azucar 0,1 0,4 2,4 1500 3600,0Carne 0,5 2 12 15500 186000Cerdo 0,4 1,6 9,6 5900 56640,0Pollo 0,8 3,2 19,2 3900 74880Mandarina 0,4 1,6 9,6 800 7680Plátano 0,3 1,2 7,2 840 6048Zanahoria 0,5 2 12 450 5400Lechuga 0,5 2 12 23 276Tomate 1,4 5,6 33,6 186 6249,6Palta 0,3 1,2 7,2 250 1800Queso 0,3 1,2 7,2 5000 36000Manzana 1 4 24 490 11760Papa 0,5 2 12 900 10800Cebolla 0,5 2 12 186 2232Lentejas 0,3 1,2 7,2 1000 7200
Alimento u semanal u mensual u anual Gasto [L/unidad] Consumo [L]Huevo 2 8 48 200 9600Pan 21 147 882 40 35280Naranja 6 42 252 50 12600
Cant. Total [L] Total [m3]Total persona 1 502845,60 502,85Total empleados 247 124202863,20 12420,29
Tabla N°21: Consumo bebestible de agua virtual
Bebestible L semanal L mensual L anual Gasto [L/L] Consumo [L/año]Agua 10,5 42 252 252 63504Té 7 28 168 120 20160Leche 1,4 5,6 33,6 1000 33600Bebida 2 8 48 309 14832Café 2 8 48 300 14400
TOTAL [L] 146496
Cant. Total [L] Total [m3]Total persona 1 146496,00 146,50Total empleados 247 36184512,00 36184,51
Consumo bebestibles
Tabla Nº22: Consumo de agua uso directo
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N° día Tiempo [min] Tiempo mensual [min] Tiempo anual [min] Gasto [L/min] Consumo [L/año]Ducha 2 5 300 3600 6,3 11340Lavado cara 3 1 90 1080 5 2700Lavado de manos 9 0,5 135 1620 5 4050
N° día N° mensual N° año Gasto [L] Consumo [L/año]Lavado dientes 5 150 1800 0,4 360Afeitado 0,5 15 180 0,6 54W.C. 8 240 2880 2,5 3600
TOTAL [L] 22104
Cant. Total [L] Total [m3]Total persona 1 22104,00 22,10Total empleados 247 5459688,00 5459,69
Consumo aseo personal y general
Tabla nº12 Consumo de agua directo de utensilios personales
Utensilio Unidad Consumo [L/unidad] Gasto [L]Camisa Antiácido 3 7000 21000Pantalon Antiácido 3 10800 32400Casco 1 1000 1000Bototos 2 8000 16000Oberol 2 10850 21700Parca 1 12500 12500Guantes 3 1000 3000Pijama Térmico 2 6000 12000
TOTAL [L] 119600
Cant. Total [L] Total [m3]Total persona 1 119600,00 119,60Total empleados 247 29541200,00 29541,20
Consumo en utensilios personales
El consumo total de la huella hídrica de minera El Peñon es de 579360,15
m3/año.
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