Informe Final Lixiviación Por Agitación de Oro y Plata

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

Integrantes Willy Piñones. Lorena Rojas. Loreto Vargas. Asignatura Ingeniería de proyectos. Profesor Víctor Conejeros.

Antofagasta, 21 de Junio de 2013 Universidad Católica del Norte

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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.

Universidad Católica del Norte

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Índice

Introducción ........................................................................................................ 8 1.1

Descripción del problema a resolver............................................................ 8

1.2 Justificación técnica. ........................................................................................... 9 1.3 Objetivos ............................................................................................................... 9 1.3.1 1.3.2

Objetivo general ....................................................................................... 9 Objetivos secundarios ................................................................................ 9

Fundamentos teóricos ...................................................................................... 10 2.1 Cinética de la cianuración del oro .................................................................. 10 2.2 Concentración de oxígeno disuelto ................................................................ 11 2.3 Fluidos Pseudoplasticos .................................................................................. 13 2.3 Caracterización reológica de pulpas cianuradas de Oro. ........................... 15 2.4 Efecto del contenido de sólidos. ..................................................................... 15 2.5 Efecto de tamaño de partícula. ....................................................................... 18 2.6 Efecto en la adición de cal. .............................................................................. 19 2.7 Método de Euler mejorado .............................................................................. 20 Desarrollo ......................................................................................................... 23 3.1 Localización y Accesibilidad ............................................................................ 23 3.2 Mineralización .................................................................................................... 26 3.3 Proceso productivo ........................................................................................... 27 3.3.1 Chancado y Clasificación de Mineral ..................................................... 27 3.3.2 Molienda y Clasificación ........................................................................... 28 3.3.3 Clarificación de Soluciones ...................................................................... 30 3.3.4 Lixiviación .................................................................................................... 31 3.3.5 Circuito de Lavado en Contracorriente................................................... 32 3.3.6 Filtrado de Relave ...................................................................................... 33 3.3.7 Precipitación de la Solución Rica ............................................................ 34 3.3.8 Depósito de Relaves ................................................................................. 37 3.3.9 Fusión de los Precipitados Filtrados ....................................................... 38 3.4 Insumos principales .......................................................................................... 40 Etapa de cierre y abandono ............................................................................. 42 4.1 Línea base .......................................................................................................... 43 4.1.1 Medio Abiótico ............................................................................................ 43 4.1.2 Medio Biótico .............................................................................................. 48 4.1.3 Medio Humano ........................................................................................... 49 Universidad Católica del Norte

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4.2 Residuos Sólidos............................................................................................... 50 4.3 Predicción y evaluación de impactos ambientales ...................................... 51 4.3.1 Actividades del proyecto, identificación de las componentes ambientales relevantes y potenciales fuentes de impacto. ........................... 51 4.3.2 Relevancia de las componentes ambientales. ...................................... 52 4.3 Plan de mitigación de impactos ambientales. .............................................. 57 4.3.1 Geomorfología ............................................................................................ 57 4.3.2 Calidad de aire ........................................................................................... 57 4.3.3 Ruido y Vibraciones. ................................................................................. 58 4.3.4 Agua subterránea. ..................................................................................... 58 4.3.5 Suelos. ......................................................................................................... 59 4.3.6 Flujo Vehicular............................................................................................ 59 4.4 Recursos arqueológicos. ................................................................................. 60 Cronograma proyecto ....................................................................................... 60 Descripción de la innovación ............................................................................ 61 Balance de masa.............................................................................................. 62 7.1 Balance másico de oro ..................................................................................... 63 7.2 Balance másico de plata .................................................................................. 64 Balance de energía .......................................................................................... 65 8.1 Balance de energía eléctrica por etapas ....................................................... 65 8.1.1 Chancado .................................................................................................... 65 8.1.2 Molienda y Clasificación ........................................................................... 65 8.1.3 Clarificación de soluciones ....................................................................... 66 8.1.4 Lixiviación .................................................................................................... 66 8.1.5 Circuito de lavado en contracorriente ..................................................... 66 8.1.6 Filtrado de relave ....................................................................................... 67 8.1.7 Precipitación solución rica ........................................................................ 67 8.1.8 Fusión de precipitados filtrados ............................................................... 68 8.2 Distribución del gasto energético ................................................................... 68 8.3 Balance energético anual ................................................................................ 69 Diagrama de flujos final con proyecto .............................................................. 70 Dimensionamiento de equipos del proceso ...................................................... 72 10.1 Molino ............................................................................................................... 72 10.2 Espesadores ................................................................................................ 78 10.3 Agitadores ........................................................................................................ 80 Justificación para no reemplazar equipos ........................................................ 83 Evaluación económica ..................................................................................... 84 Universidad Católica del Norte

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Simulación del proyecto ................................................................................... 85 Bibliografía ....................................................................................................... 89 Anexos ............................................................................................................. 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

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

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


m2/tpd

m2/tpd %

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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

C

Capacidad de tratamiento

t/h

AR

Agua reactor

t/h

H

Altura

m

D

Diámetro

m


m/s

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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 d D / 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 Universidad Católica del Norte

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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 Universidad Católica del Norte

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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

Reolitas

Peso unitario in situ [t/m3]

2,55

2,19

2,44

Resistencia en compresión no

>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

confinada [MPa]


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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 [m 3] 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 Universidad Católica del Norte

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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

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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 [m 3] 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

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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 [m 3], 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

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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).


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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


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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:


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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 [m 3/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 [m 3] 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


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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

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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

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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

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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-

Líquido

150 [g/t secas]

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

Filtrado

0,35 [kg/t]

Nitrato de Plomo

Lixiviación

190 [g/t secas]

Oxígeno

Lixiviación

2,2 [t/d]

118 Floculante SNF118

diatomeas


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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

Precipitación (mm) Año 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.


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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.


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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.


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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

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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


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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

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• 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

 Rajos y minas

 Rajos y minas

subterránea

subterránea

 Movimiento de tierra  Almacenamiento de Materiales

 Perforación y tronadura

 Depósitos de estériles y de filtrado de relaves

 Construcción de Infraestructura

 Extracción de mineral

 Suministro de agua

 Acopio de mineral

 Campamento

 Chancado y

 Planta de infraestructura

molienda  Disposición de Universidad Católica del Norte

 Depósitos de Página 51

residuos sólidos

estéril y de filtrado de relaves

 Disposición de residuos líquidos  Transporte

 Suministro de agua/acueducto  Campamento

interno/externo  Demanda de mano de obra  Demanda de insumos y

 Disposición de residuos sólidos  Disposición de residuos líquidos

servicios  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:


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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

Relevancia

Justificación

Ambientales Medios Físicos  Calidad del Aire

(4) Moderada

En

las

cercanías

proyecto

no

del

existen

asentamientos humanos ni

otros

componentes

ambientales que puedan verse

afectadas

por

emisiones fugitivas.  Niveles de Ruido (4) Moderada y Vibraciones

En

el

proyecto

no

existen fuentes de ruido y vibraciones industriales o antrópicas y la calidad de ambos componentes.


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Componentes

Relevancia

Justificación

Ambientales Medio Físico  Geomorfología

(5) Moderada

Las

acciones

que

alteren la geomorfología afectarán al patrón de drenaje

superficial,

aunque las lluvias sean escasas y esporádicas.  Calidad del Suelo

(1) Baja

El

suelo

no

es

un

elemento importante en el AI del proyecto por cuanto

no

sustenta

actividades agrícolas o vida

silvestre.

suelos  Escurrimientos

(4) Moderada

Superficiales

Los

no

tienen

aptitudes agrícolas. En el AI del proyecto los escurrimientos superficiales se activan únicamente eventos

durante

de

lluvia

y

escasos esporádicos. El sistema

de

drenaje

natural no se orienta  Calidad del Agua (4) Moderada Subterránea

hacia los depósitos de estéril. El agua subterránea del AI del proyecto presenta un

pH

neutro

con

algunos parámetros que superan la norma NCh Universidad Católica del Norte

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409/of.84. En el área no existen poblaciones o ecosistemas

que

dependan de agua para  Flujos

(5) Moderada

Subterráneos

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

Relevancia

Justificación

Ambientales Medio Ambiente Humano y Medio Construido  Uso de Suelo

(1) Baja

El único uso potencial de los suelos en el AI se limita a la minería.

 Sitios

(4) Moderada

Arqueológicos

En el AI del proyecto se encontró sólo un sitio arqueológico.

Peñón,

que carece de magnitud y valor patrimonial. Universidad Católica del Norte

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(3) Baja  Paisaje

La zona no tiene usos turísticos, recreacionales,

de

planificación urbana, de infraestructura o de otro tipo. Los sectores más elevados presentan un deterioro

visual

producto

de

las

actividades exploratorias.  Socioenconomía

(8) Muy alta

La

componente

socioeconómica gran

tiene

importancia,

debido a que es un indicador de la región y el país. Los accesos al área de  Vialidad

proyecto se encuentran (4) Moderada

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.


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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.


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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,


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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.


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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


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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.


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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. Mineral Ley Au Ley Ag

Alimentación F1

4.274,00 t/d 5,86 g/t 246,86 g/t

Chancado F2 F8 Molienda F3 F5 Separación S-L F4 Lixiviación Agitada

Precipitación

F7

F10

F6 6 CCD

F9 Fusión F12

F13

Escoria F11

Metal Doré

Filtrado F14 F15 Relave

Figura 5: Diagrama de flujo del proyecto s/innovación


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7.1 Balance másico de oro

Acorde al diagrama de flujos anteriormente descrito, se deduce que:

Tabla 8: Balance másico de oro Oro Flujos F1 F2 F3 F4 F5 F6 F7 F8 F9 F10 F11 F12 F13 F14 F15

kg/d 25,20 25,20 33,07 8,27 24,80 8,27 7,87 33,07 24,31 0,50 0,49 23,82 0,40 0,40 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 Oro Molienda 75 Lixiviación 90 Precipitación 98 CCD 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 Plata Flujos F1 F2 F3 F4 F5 F6 F7 F8 F9 F10 F11 F12 F13 F14 F15

kg/d 1.061,50 1.061,50 1.393,04 348,26 1.044,78 348,26 331,54 1.393,04 1.034,33 10,45 20,69 1.013,65 16,72 16,72 27,16

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 Plata Molienda 75 Lixiviación 90 Precipitación 99 CCD 95,2


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Balance de energía 8.1 Balance de energía eléctrica por etapas Para 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



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



Espesador

1

20

20

Bomba

2

10

20

Total

40

Cantidad



Estanque

6

25

150

Bomba

4

10

40

Total

190

8.1.4 Lixiviación Tabla15: Balance energético lixiviación Equipos

8.1.5 Circuito de lavado en contracorriente Tabla 16: Balance energético circuito de lavado en contracorriente Equipos

Cantidad



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



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



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



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

Consumo de energía KWh

3,000 2,500 2,000 1,500 1,000 500 0 Chancado

Molienda y Clasificación

Clasificación de soluciones

Lixiviación

Circuito de espesadores

Filtrado de relave

Precipitación solución rica

Fusión de precipitados filtrados

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

Faena


Suministro

Consumo

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


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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


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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:


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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:

para D = 8’

F3 = 1,0 8 F3 =   D

0.2

|

F3 = 0,914

para D  8’ 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:

 F  F0 RR 80  w I  7  80  F0 F4  RR 80

  

F0 =Tamaño óptimo de alimentación: FO  4000 13/WI Factor F5 = cuando el P80 es menor que 75 m: p  10 .3 F 5  80 1.145  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   2.6 20 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 de E 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:  1 1  E  WI(corregi do) *10 *    P F80   80

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 = E x F (kW) = 1,341  E  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:

  PE D  0.461 1.505  K B J   C  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)

= 4,36510-5

KB (para descarga por parrilla, molienda húmeda)

= 4,91210-5

KB (para descarga por parrilla, molienda seca)

= 5,45610-5

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


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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 0.2

8 F3     D  y repetir todo el caso que D  8’, se debe recalcular el valor 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

f1

1,0

f2

1,2

f3

0,9

f4

1,2

f5

1,0

f6

1,0

Wi Mod

18,6

kW/t

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: Universidad Católica del Norte

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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

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


m/s

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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

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

m/s

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. Universidad Católica del Norte

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De la ec. de %Cp despejamos la capacidad de tratamiento. %Cp =

=

Se obtiene la capacidad para calcular el agua del reactor C = %Cp (C + AR) AR =

Con el cálculo del agua del reactor, podemos obtener el flujo de pulpa que entra al reactor. Flujo pulpa =

+

Con el flujo obtenemos el volumen que posee el agitador

V=

Obteniendo el volumen, podemos obtener el diámetro del agitador y por ende la altura asumiendo la relación de H = 1,5 D D=(

) ^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

%

ρs

2,6

t/m3

ρl

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.


Página 87

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 

Antonio Cesar, “evaluación de circuitos industriales de moliendaclasificación”, septiembre 2007.



Arto Laari, “kinetic modelling of gold leaching and cyanide consumption in intensive cyanidation of refractory gold concentrate”, Marzo 2011.



Andrade Lima, “A lumped kinetic model for gold ore cyanidation”, Julio 2004.



Edwin Barzola, “Efecto de la moliendabilidad en la cinética de la cianuración de un preconcentrado de Au-Cu”, Octubre 2011.



Fernando Concha, “MANUAL DE FILTRACIÓN & SEPARACIÓN”, Abril 2001.



Minera Meridian Limitada, “Optimización Planta El Peñón”, Declaración de impacto ambiental, Marzo del 2009.


Página 89



Young Gie, “On estability of the stady state,thermodynamic stability and corresponding states in Rheology of dense simple fluids”, Abril 1996.



http://www.tonahtiu.com/notas/metodos/Euler_mejorado.htm



Martin Berzosa Jimenez, “Determinación de modelos para evaluar el consumo de potencia en tanques agitados para soluciones pseusoplasticas”, Febrero 2010.



Bern Klein,“ Rheological Measurements on Settling Suspensions: Characterization of a Cyanide Leach Pulp”, Diciembre 2010



Paul Richarson, “The use of viscosity modifier at M.t Gibson gold mine”, Marzo 2009



Sistema de Evaluación de Impacto Ambiental, Declaración de Impacto 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 Universidad Católica del Norte

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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

1,62

L/s

Planta de tratamiento de agua para consumo humano Universidad Católica del Norte

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Consumo total agua de pozos

13,2

L/s

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 Cereales (arroz, maíz, etc) Azucar Carne Cerdo Pollo Mandarina Plátano Zanahoria Lechuga Tomate Palta Queso Manzana Papa Cebolla Lentejas

kg semanal 0,8 0,1 0,5 0,4 0,8 0,4 0,3 0,5 0,5 1,4 0,3 0,3 1 0,5 0,5 0,3

kg mensual 3,2 0,4 2 1,6 3,2 1,6 1,2 2 2 5,6 1,2 1,2 4 2 2 1,2

kg anual 19,2 2,4 12 9,6 19,2 9,6 7,2 12 12 33,6 7,2 7,2 24 12 12 7,2

Gasto [L/kg] 1500 1500 15500 5900 3900 800 840 450 23 186 250 5000 490 900 186 1000

Consumo [L] 28800 3600,0 186000 56640,0 74880 7680 6048 5400 276 6249,6 1800 36000 11760 10800 2232 7200

Alimento

u semanal 2 21 6

u mensual 8 147 42

u anual 48 882 252

Gasto [L/unidad] 200 40 50

Consumo [L] 9600 35280 12600

Total persona Total empleados

Cant. 1 247

Total [L] 502845,60 124202863,20

Total [m3] 502,85 12420,29

Huevo Pan Naranja

Tabla N°21: Consumo bebestible de agua virtual

Consumo bebestibles Bebestible Agua Té Leche Bebida Café

L semanal 10,5 7 1,4 2 2


L mensual 42 28 5,6 8 8

Cant. 1 247

L anual 252 168 33,6 48 48

Total [L] 146496,00 36184512,00

Gasto [L/L] 252 120 1000 309 300

Consumo [L/año] 63504 20160 33600 14832 14400

TOTAL [L]

146496

Total [m3] 146,50 36184,51

Tabla Nº22: Consumo de agua uso directo


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Consumo aseo personal y general

Ducha Lavado cara Lavado de manos

N° día 2 3 9

Lavado dientes Afeitado W.C.

N° día 5 0,5 8

Tiempo [min] Tiempo mensual [min] Tiempo anual [min] 5 300 3600 1 90 1080 0,5 135 1620 N° mensual 150 15 240


N° año 1800 180 2880

Gasto [L] 0,4 0,6 2,5

TOTAL [L]

22104

Cant. 1 247

Total [L] 22104,00 5459688,00

Gasto [L/min] Consumo [L/año] 6,3 11340 5 2700 5 4050 Consumo [L/año] 360 54 3600

Total [m3] 22,10 5459,69

Tabla nº12 Consumo de agua directo de utensilios personales Consumo en utensilios personales Utensilio Camisa Antiácido Pantalon Antiácido Casco Bototos Oberol Parca Guantes Pijama Térmico


Unidad 3 3 1 2 2 1 3 2

Consumo [L/unidad] 7000 10800 1000 8000 10850 12500 1000 6000

TOTAL [L]

119600

Cant. 1 247

Total [L] 119600,00 29541200,00

Gasto [L] 21000 32400 1000 16000 21700 12500 3000 12000

Total [m3] 119,60 29541,20

El consumo total de la huella hídrica de minera El Peñon es de 579360,15 m3/año.


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Informe Final Lixiviación Por Agitación de Oro y Plata

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