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

IntegrantesWilly Piñones.Lorena Rojas.Loreto Vargas.

AsignaturaIngeniería de proyectos.

ProfesorVíctor Conejeros.

Antofagasta, 21 de Junio de 2013

Universidad Católica del Norte Página 1

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.


Índice

Introducción.........................................................................................................81.1 Descripción del problema a resolver............................................................81.2 Justificación técnica.............................................................................................91.3 Objetivos................................................................................................................9

1.3.1 Objetivo general........................................................................................91.3.2 Objetivos secundarios.................................................................................9

Fundamentos teóricos.......................................................................................102.1 Cinética de la cianuración del oro...................................................................102.2 Concentración de oxígeno disuelto.................................................................112.3 Fluidos Pseudoplasticos...................................................................................132.3 Caracterización reológica de pulpas cianuradas de Oro.............................152.4 Efecto del contenido de sólidos.......................................................................152.5 Efecto de tamaño de partícula.........................................................................182.6 Efecto en la adición de cal................................................................................192.7 Método de Euler mejorado...............................................................................20

Desarrollo..........................................................................................................233.1 Localización y Accesibilidad.............................................................................233.2 Mineralización.....................................................................................................263.3 Proceso productivo............................................................................................27

3.3.1 Chancado y Clasificación de Mineral......................................................273.3.2 Molienda y Clasificación............................................................................283.3.3 Clarificación de Soluciones.......................................................................303.3.4 Lixiviación.....................................................................................................313.3.5 Circuito de Lavado en Contracorriente...................................................323.3.6 Filtrado de Relave.......................................................................................333.3.7 Precipitación de la Solución Rica.............................................................343.3.8 Depósito de Relaves..................................................................................373.3.9 Fusión de los Precipitados Filtrados........................................................38

3.4 Insumos principales...........................................................................................40Etapa de cierre y abandono..............................................................................42

4.1 Línea base...........................................................................................................434.1.1 Medio Abiótico.............................................................................................434.1.2 Medio Biótico...............................................................................................484.1.3 Medio Humano............................................................................................49


4.2 Residuos Sólidos...............................................................................................504.3 Predicción y evaluación de impactos ambientales.......................................51

4.3.1 Actividades del proyecto, identificación de las componentes ambientales relevantes y potenciales fuentes de impacto............................514.3.2 Relevancia de las componentes ambientales........................................52

4.3 Plan de mitigación de impactos ambientales................................................574.3.1 Geomorfología.............................................................................................574.3.2 Calidad de aire............................................................................................574.3.3 Ruido y Vibraciones...................................................................................584.3.4 Agua subterránea.......................................................................................584.3.5 Suelos...........................................................................................................594.3.6 Flujo Vehicular............................................................................................59

4.4 Recursos arqueológicos...................................................................................60Cronograma proyecto........................................................................................60Descripción de la innovación.............................................................................61Balance de masa...............................................................................................62

7.1 Balance másico de oro......................................................................................637.2 Balance másico de plata...................................................................................64

Balance de energía...........................................................................................658.1 Balance de energía eléctrica por etapas........................................................65

8.1.1 Chancado.....................................................................................................658.1.2 Molienda y Clasificación............................................................................658.1.3 Clarificación de soluciones........................................................................668.1.4 Lixiviación.....................................................................................................668.1.5 Circuito de lavado en contracorriente......................................................668.1.6 Filtrado de relave........................................................................................678.1.7 Precipitación solución rica.........................................................................678.1.8 Fusión de precipitados filtrados................................................................68

8.2 Distribución del gasto energético....................................................................688.3 Balance energético anual.................................................................................69

Diagrama de flujos final con proyecto...............................................................70Dimensionamiento de equipos del proceso.......................................................72

10.1 Molino................................................................................................................7210.2 Espesadores.................................................................................................78

10.3 Agitadores.........................................................................................................80Justificación para no reemplazar equipos.........................................................83Evaluación económica......................................................................................84


Simulación del proyecto....................................................................................85Bibliografía........................................................................................................89Anexos..............................................................................................................90

Huella hídrica Minera El Peñón..............................................................................90


Nomenclatura

ρl Densidad del líquido t/m3

ρs Densidad del sólido t/m3

ρmx Densidad del mineral t/m3

AU Área unitaria del espesador m2/tpd

Cp Porcentaje de sólidos en peso de la pulpa de alimentación %

Cp,u Porcentaje de sólidos en peso de la descarga del espesador %

Df Dilución en la alimentación al espesador

Du Dilución de descarga del espesador

F Flujo másico de sólido de alimentación al espesador t/h

O Flujo másico de agua en el rebose del espesador t/h

t Tiempo h

U Flujo másico de sólido en la descarga del espesador t/h

V Volumen m3

R Velocidad de sedimentación m/s

C Capacidad de tratamiento t/h

AR Agua reactor t/h

H Altura m

D Diámetro m

ρl Densidad del líquido t/m3

ρs Densidad del sólido t/m3

ρmx Densidad del mineral t/m3

AU Área unitaria del espesador m2/tpd

Cp Porcentaje de sólidos en peso de la pulpa de alimentación %

Cp,u Porcentaje de sólidos en peso de la descarga del espesador

Df Dilución en la alimentación al espesador


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


Introducción

1.1 Descripción del problema a resolver.

El oro se encuentra ampliamente esparcido en la naturaleza pero a muy bajas

concentraciones, como Oro metálico libre o diseminado en la matriz de otras

partículas de mineral, excepto en el caso de los telururos.

Uno de los métodos actualmente más utilizados para la extracción de oro y

plata es el de cianuración, que consiste en la disolución de los metales

preciosos de un mineral molido en una solución alcalina diluida de cianuro. A

pesar de los problemas ambientales que presenta el uso del cianuro y de la

gran cantidad de investigaciones sobre otros procesos de disolución menos

contaminante, actualmente, se sigue utilizando ampliamente debido a su bajo

costo y a su simplicidad.

La principal razón para la aplicación de agitación mecánica en la cianuración

de oro y plata es para asegurar que toda el área superficial disponible para la

transferencia de masa sea utilizada. La evaluación del coeficiente de

transferencia de masa solido-liquido, kSL, a menudo ha sido interpretado por la

disolución de sólido. Este coeficiente depende de la homogeneidad, que es

función de la configuración geométricas (tipo de rotor, relación entre el tamaño

del rotor y el tamaño del estanque o dD / dT, locación del rotor o X/ dT ),

parámetros de operación (velocidad del rotor, potencia de entrada) y

propiedades físicas de las partículas y fluidos (viscosidad, diferencia de

densidades solido-liquido, tamaño y forma de las partículas).

Las pulpas cianuradas de Oro y Plata poseen un comportamiento

pseudoplástico con tensión de fluencia. La adición de la cal, necesaria para

mantener el pH alcalino evitando la formación de HCN, lo que afecta la

dispersión de la pulpa aumentando el esfuerzo requerido para la fluidez de la

pulpa


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.


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


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


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.


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


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.


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.


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.


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.


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.


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.


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.


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


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.


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.


Figura N°1: Ubicación del proyecto.


Figura N°2: Plano general del proyecto.


3.2 Mineralización

Debido a su baja reactividad química, el oro se presenta en la naturaleza en un

limitado número de especies mineralógicas, siendo el oro nativo su principal y

común forma de presentación. Mineralógicamente, el oro y la plata se presenta

en el mineral de El Peñón como electrum, oro nativo (Auº), plata nativa (Agº),

sulfosales de plata, y haluros de plata como por ejemplo la Cerargirita (AgCl),

además se encuentra ganga de predominantemente cuarzo, adularia,

carbonato, y arcilla. Electrum es la forma más común de metales preciosos en

el depósito, se encuentran dos fases de electrum están presentes: una primera

fase, que contiene aproximadamente 55% a 65% de oro, y una fase

secundaria, que ha resultado de los procesos supergénicos que han removido

la plata y que consisten típicamente de más del 95% de oro. Minerales de

sulfuro son relativamente raros, en orden de abundancia se encuentran la Pirita

(FeS2), Galena (PbS), Esfalerita (ZnS), Calcosina (Cu2S) y Covelina (CuS).

Las leyes de cabeza de oro y plata son 5,86 y 246,56 [g/t] respectivamente.

Tabla N°1: Propiedades geomecánicas para unidades litológicas del Peñón

Indicadores Litologías

Dacitas Tobas ReolitasPeso unitario in situ [t/m3] 2,55 2,19 2,44

Resistencia en compresión no confinada [MPa]

>120 >90 >100

Módulo de deformación [GPa] 50 30 35

Razón de poisson 0,19 0,11 0,17

Resistencia a la tracción [Mpa] 13 9 10


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


automáticamente la detención de la correa, para permitir el retiro del elemento

por el operador del área.

La tolva de acopio de material chancado (20BIN02) tiene una capacidad

nominal de 1.500 toneladas y permite acumular carga de amortiguamiento para

la alimentación del circuito de molienda, entregando alimentación estable al

molino, además, la tolva posee un colector de polvos ubicado en su parte

superior.

El mineral almacenado es conducido por una correa transportadora Mill feeder-

(20FDB01) de velocidad variable, con capacidad nominal de 200 [t/h], hacia un

chute de traspaso que descarga sobre la correa (20CVR03) que alimenta al

Molino SAG.

3.3.2 Molienda y Clasificación

Al molino SAG (30MLS01) ingresa mineral chancado desde la correa de

alimentación (20CVR03), además de la solución de molienda necesaria para

lograr la concentración de pulpa dentro del molino y solución de cianuro de

sodio como agente lixiviante. La solución de molienda es almacenada en el

estanque de solución de molienda (30TNK02) de 318 [m3] de capacidad, para

la distribución de la solución se emplea una de dos bombas centrífugas

(30PPC05-09) de 220 [m3/h] de caudal y 40 [m] de descarga, mientras la otra

permanece en stand-by.

El molino SAG (30MLS01) opera en circuito cerrado con una batería de

hidrociclones y carga circulante de 350%. Las dimensiones del molino son:

4,72 [m] de diámetro x 7,77 [m] de largo (15.5’x27’), con un motor Teco Elec. &

Mach. Co. Ltd., con potencia nominal 2600 [kW] y corriente nominal de 560

amperes con variador de velocidad. Los pebbles o scats son descargados del

molino por el tromel a una correa transportadora (30CVR01), que lo conduce

hacia un chute de traspaso tipo pantalón, con una opción normal de descarga

sobre una siguiente correa transportadora (30CVR02), depositando el pebbles

sobre una tolva de almacenamiento del chancador pebbles. Los pebbles se


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


es enviada, por gravedad, hacia un estanque dispuesto en el área de

clarificación para disminuir su contenido de partículas en suspensión.

3.3.3 Clarificación de Soluciones

El overflow del espesador de molienda, cuyo contenido de oro disuelto le

confiere el carácter de solución rica, se envía al estanque de solución sin

clarificar (60TNK01) que está dispuesto para almacenar 158 [m3] de solución.

Desde allí dos bombas (60PPC01; y 14), una en servicio y otra stand-by,

envían la solución a 4 filtros clarificadores, cuya función es la clarificación de

las soluciones a una concentración de sólidos de 5 [ppm] como máximo.

Los filtros trabajan en ciclos, ya que una vez lograda la saturación de la tela por

la torta de sólidos retenidos, se deben lavar usando solución estéril,

proveniente de precipitación, mediante un sistema de toberas interiores, y la

rotación constante de las hojas o placas. Para un filtrado eficiente se alimenta

un reactivo como medio de filtración de soluciones, el cual se agrega en dos

etapas:

i. Una etapa, para formar una pre-capa de aproximadamente 1.6 [mm]

(1/16”) antes de iniciar el ciclo de filtrado, cuyo objetivo es obtener

soluciones claras desde el principio y facilitar la posterior descarga de

torta. La pre-capa se genera alimentando al filtro una lechada de perlita

a través de una bomba centrífuga (60PPC11).

ii. En la otra etapa, se adiciona el reactivo junto con la solución a clarificar

(Body Feed), a través de dos bombas peristálticas (60PPD01 y 02) una

trabajando y otra stand-by, de tal forma de mantener la porosidad de la

torta durante el ciclo de clarificación, prolongando el tiempo de duración,

antes de que se sature la tela filtrante.

Las soluciones clarificadas son conducidas hacia el estanque de solución rica

clarificada (60TNK02), para la posterior etapa de precipitación con Zinc (Zn).


3.3.4 Lixiviación

La disolución del Oro y la Plata comienza en el molino SAG, donde es

agregado el agente lixiviante (Cianuro de Sodio), alcanzando una extracción de

alrededor de 75% y posteriormente el proceso de disolución continúa en los

seis reactores o estanques de lixiviación en serie.

El underflow proveniente del espesador de molienda, con un rango de 45 a

55% de sólidos, es lixiviado en 6 estanques con una capacidad de 7.279 [m3],

con agitadores mecánicos y en ambiente cianurado, mantenido por la adición

de cianuro en el área de molienda y alternativamente en los estanque de

lixiviación. Además se agrega oxígeno que favorece la cinética de disolución

del metal, homogeneizándolo con la pulpa a través de bombas de recirculación

(40PPC03) que impulsan la pulpa a un mezclador de oxigeno tipo Fillblast. El

oxígeno es suministrado, desde el estanque de almacenamiento de oxígeno

líquido, con el fin de mantener una concentración de 9 [ppm] de oxígeno

disuelto en solución.

Estos estanques son unidades en series, donde la descarga de uno alimenta al

siguiente en forma continua. Los estanques poseen alturas diferentes que

permiten el desplazamiento de la pulpa por gravedad entre las unidades. La

carga de los estanques se realiza mediante un tubo que llega al fondo del

estanque, evitando cortocircuitos y logrando el mayor aprovechamiento del

tiempo de residencia. La alimentación recibida al primer estanque (40TNK05),

desplaza un volumen equivalente de pulpa hacia el segundo estanque

(40TNK00), luego pasa al tercer estanque (40TNK01) y así sucesivamente

hasta llegar al estanque último (40TNK04). La descarga de este último es

enviada al primer espesador (50THK00) del circuito CCD, en condiciones

normales.

Por otra parte, todos los estanques tienen la posibilidad de ser by-paseados a

través de un canal común que los conecta a todos ellos, pudiendo cerrar la

alimentación y la descarga para by-pasearlos. La alimentación al circuito tiene

la alternativa de ser recibida en el estanque segundo (40TNK00) o en el


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).


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


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:


i. Desaireado: Se extrae el aire presente en la solución clarificada

mediante la circulación del fluido a través de una torre desaireadora.

ii. Precipitación con Zinc: Se precipita Oro y Plata, mediante reacción

química por adición de zinc a la solución desaireada.

iii. Filtración: Se filtran los precipitados de oro, plata y zinc, obtenidos en la

etapa de precipitación. El proceso realizado en el área es el siguiente:

La solución rica clarificada con un flujo de 260 [m3/h], es desaireada antes de

ingresar a la precipitación con Zinc, la que es realizada en la torre Merril Crowe.

La torre de desaireación (60RCV01) es un reactor de 10.4 [m3] de capacidad,

de 2,0 [m] de diámetro y 6,5 [m] de altura, en ella se realiza un vacío a través

de la bomba 60PPV01, con lo que se consigue una disminución de la

solubilidad del oxígeno molecular (O2) disuelto presente en la solución rica,

obteniéndose así una solución rica desaireada, con una concentración menor a

1 [g/t] de O2. La solución desairada que sale de la torre, es alimentada a los

filtros prensas 60FTP04; 05 y 06 con una bomba unión 60PPC05, y a los filtros

prensas 60FTP08 y 09, con la bomba unión 60PPC, el flujo total alimentado a

los filtros es de 240 [m3/h]. En operación normal están en servicio los 3 filtros.

La preparación de pulpa de Zinc es realizada en 1 estanques de cono

(60TNK07). En el cono, se mezcla el polvo de Zinc con solución estéril

proveniente del estanque Barren, esto mediante un agitador, formando una

lechada de Zinc. El polvo de Zinc es alimentado a los conos, a través de una

correa de velocidad variable controlada automáticamente, en base al

requerimiento, según leyes de la solución. La solución estéril es alimentada al

cono a través de un vaso comunicante, la cual proviene desde la salida de los

filtros de prensa. La lechada de zinc, es alimentada con tres bombas

peristálticas (60PPD03 y 09), a la línea de solución rica desaireada que

provienen de la torre de Merril Crowe. El contacto de la pulpa de Zinc con la

solución rica, provoca la precipitación de los elementos Oro, Plata y algunas

otras impurezas. La dosificación de Zinc es realizada manualmente por el


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


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


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.


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


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.


Tabla N°2: Insumos Principales

Insumo Proceso Cantidad

Agua Todo el proceso 12 - 13 [L/s]

Energía Todo el proceso 5,5 [Mw/h]

Bolas de Molienda Conminución-Molienda 29% volumen de molino

Floculante SNF-118

Líquido 150 [g/t secas]

Floculante SNF-118

Espesador 150 [g/t secas]

Cianuro (NaCN) Lixiviación 1,9 [kg/t secas ]

Cal (CaO) Control de pH 1 [kg/t secas]

Zinc en Polvo Precipitación 1,2 [kg/kg de precipitado]

Tierra de diatomeas

Filtrado 0,35 [kg/t]

Nitrato de Plomo Lixiviación 190 [g/t secas]

Oxígeno Lixiviación 2,2 [t/d]


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.


4.1 Línea base

4.1.1 Medio Abiótico

4.1.1.1 Clima y Meteorología

El área de El Peñón se encuentra localizada en la franja intermedia de la

Región de Antofagasta, donde se desarrolla el subtipo climático desértico

interior, caracterizado por una aridez extrema, ausencia total de humedad, y

fuerte amplitud térmica entre el día y la noche. De acuerdo con los

antecedentes aportados por la Estación Meteorológica Baquedano (MOP:

Dirección General de Aguas Coordenadas 7.422.970 N, 411.374 E, altitud 1032

msnm), se observa que las precipitaciones anuales varían entre 0 y 3 mm. Los

valores medios de temperatura oscilan entre 18°C en el mes de Enero y 11°C

en el mes de Julio, siendo enero y febrero los meses más cálidos. Respecto de

las precipitaciones, en la siguiente tabla, se presenta la información existente

para esta estación.

Tabla N°3: Precipitaciones en la zona

AñoPrecipitación (mm)

1986 0,6

1987 3,6

1988 0

1989 0

1990 0

1991 17,5

1992 0

1993 0

1994 0

1999 0

2000 1

2001 0


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


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.


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.


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.


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


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


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.


• Rellenos de Residuos Domésticos e Industriales asimilables a Domésticos.

Los Patios de Tránsito son empleados como recintos para la disposición

temporal de residuos no peligrosos y peligrosos, respectivamente. Tanto el

Relleno de Seguridad como el Relleno de Residuos Domésticos, son usados

para la disposición final de Residuos Peligrosos y Residuos Domésticos e

Industriales Asimilables a Domésticos, respectivamente.

La disposición transitoria y final tanto de los Residuos Industriales como de los

Residuos Domésticos fue evaluada ambientalmente en la DIA “Infraestructura

para la Disposición de Residuos Faena El Peñón”, calificada en forma favorable

por la COREMA II Región según consta en la Resolución Exenta N° 0229 de

fecha 04 de Octubre de 2002.

4.3 Predicción y evaluación de impactos ambientales

4.3.1 Actividades del proyecto, identificación de las componentes ambientales relevantes y potenciales fuentes de impacto.

Tabla N°5: Identificaciones ambientales

Etapa de Construcción Etapa de operación Etapa de abandono

Movimiento de tierra

Rajos y minas

subterránea

Rajos y minas

subterránea

Almacenamiento de Materiales

Perforación y

tronadura

Depósitos de

estériles y de

filtrado de relaves

Construcción de Infraestructura

Extracción de

mineral

Planta de

infraestructura

Suministro de agua

Acopio de mineral

Campamento Chancado y

molienda


Disposición de residuos sólidos

Depósitos de

estéril y de filtrado

de relaves

Disposición de residuos líquidos

Suministro de

agua/acueducto

Transporte interno/externo

Campamento

Demanda de mano de obra

Disposición de

residuos sólidos

Demanda de insumos y servicios

Disposición de

residuos líquidos

Transporte

interno/externo

Demanda de

mano de obra

Demanda de

insumos y

servicios

4.3.2 Relevancia de las componentes ambientales.

La relevancia de las componentes ambientales se clasifica en función del valor

ambiental de cada componente potencialmente afectada por las distintas obras

y actividades del proyecto. Esta calificación de los componentes ambientales

se realiza en función de su estado actual o condición de línea de base.

La metodología utiliza una escala de 1 a 10 (de menor a mayor relevancia) de

acuerdo a:


Tabla N° 6: Relevancia del impacto ambiental

1 – 3 Relevancia Baja

4 - 5 Relevancia Moderada

6 - 7 Relevancia Alta

8 - 10 Relevancia Muy Alta

Tabla N° 7: Componentes ambientales

Componentes Ambientales

Relevancia Justificación

Medios Físicos

Calidad del Aire

Niveles de Ruido

y Vibraciones

(4) Moderada

(4) Moderada

En las cercanías del

proyecto no existen

asentamientos humanos

ni otros componentes

ambientales que puedan

verse afectadas por

emisiones fugitivas.

En el proyecto no

existen fuentes de ruido

y vibraciones industriales

o antrópicas y la calidad

de ambos componentes.




Medio Físico

Geomorfología

Calidad del Suelo

Escurrimientos

Superficiales

Calidad del Agua

Subterránea

(5) Moderada

(1) Baja

(4) Moderada

(4) Moderada

Las acciones que

alteren la geomorfología

afectarán al patrón de

drenaje superficial,

aunque las lluvias sean

escasas y esporádicas.

El suelo no es un

elemento importante en

el AI del proyecto por

cuanto no sustenta

actividades agrícolas o

vida silvestre. Los

suelos no tienen

aptitudes agrícolas.

En el AI del proyecto los

escurrimientos

superficiales se activan

únicamente durante

eventos de lluvia y

escasos esporádicos. El

sistema de drenaje

natural no se orienta

hacia los depósitos de

estéril.

El agua subterránea del

AI del proyecto presenta

un pH neutro con

algunos parámetros que

superan la norma NCh

409/of.84. En el área no


Flujos

Subterráneos

(5) Moderada

existen poblaciones o

ecosistemas que

dependan de agua para

su consumo u otro tipo

de actividad.

Escasas Lluvias, baja

infiltración y por ende

muy bajo potencial de

recarga de agua

subterránea, alta

evaporación. Los

acuíferos existentes no

tienen uso alternativo ni

soportan cursos

superficiales o

ecosistemas.



Medio Ambiente Humano

y Medio Construido

Uso de Suelo

Sitios

Arqueológicos

(1) Baja

(4) Moderada

(3) Baja

El único uso potencial

de los suelos en el AI se

limita a la minería.

En el AI del proyecto se

encontró sólo un sitio

arqueológico. Peñón,

que carece de magnitud

y valor patrimonial.

La zona no tiene usos


Paisaje

Socioenconomía

Vialidad

(8) Muy alta

(4) Moderada

turísticos,

recreacionales, de

planificación urbana, de

infraestructura o de otro

tipo. Los sectores más

elevados presentan un

deterioro visual

producto de las

actividades

exploratorias.

La componente

socioeconómica tiene

gran importancia,

debido a que es un

indicador de la región y

el país.

Los accesos al área de

proyecto se encuentran

en buenas condiciones

de mantención. La vía

de ingreso al área del

proyecto desde la ruta 6

será mejorada por el

proponente. Las rutas

no presentan

actualmente problemas.


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.


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,


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.


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


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.


Balance de masa

El balance de masa se realizará por etapas y para ello se utilizará el esquema de la Figura 3 que se muestra a continuación. Se realiza balance de masas de oro y de plata, acorde a las extracciones obtenidas.

6


Alimentación

Chancado

F1

F2

Molienda

F3

Separación S-L

F4

Lixiviación Agitada

F6

CCD

Filtrado

F13

F14

Relave

F15

Precipitación

Fusión

Metal Doré

Escoria

F8

F5

F7

F9

F12F11

F10

Mineral 4.274,00 t/dLey Au 5,86 g/tLey Ag 246,86 g/t

Figura 5: Diagrama de flujo del proyecto s/innovación


7.1 Balance másico de oro

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

Tabla 8: Balance másico de oro

OroFlujos kg/d

F1 25,20F2 25,20F3 33,07F4 8,27F5 24,80F6 8,27F7 7,87F8 33,07F9 24,31

F10 0,50F11 0,49F12 23,82F13 0,40F14 0,40F15 0,89

Balance másico de oro:

F1= F15 + F11 + F12

F1= 0,89 + 0,49 + 23,82 = 25,20 [kg/d]

Los datos calculados anteriormente se basaron en:

Tabla 9: Condiciones del balance másico para el oro

Extracción OroMolienda 75Lixiviación 90

Precipitación 98CCD 95,2


7.2 Balance másico de plata

De igual manera que el balance anterior, se obtiene:

Tabla10: Balance másico de plata

Balance másico de plata:

F1= F15 + F11 + F12

F1= 27,16 + 20,69 + 1.013,65 [kg/d]

Los datos calculados anteriormente se basaron en:

Tabla11: Condiciones del balance másico para la plata

Extracción PlataMolienda 75Lixiviación 90

Precipitación 99CCD 95,2


PlataFlujos kg/d

F1 1.061,50F2 1.061,50F3 1.393,04F4 348,26F5 1.044,78F6 348,26F7 331,54F8 1.393,04F9 1.034,33F10 10,45F11 20,69F12 1.013,65F13 16,72F14 16,72F15 27,16

Balance de energía

8.1 Balance de energía eléctrica por etapasPara realizar el balance de energía se necesita conocer la potencia de

los equipos utilizados en todo el proceso productivo. En las tablas se muestra

el cálculo de la energía que consumen los equipos principales del proyecto,

divididos por etapas productivas.

8.1.1 Chancado

Tabla12: Balance energético Chancado

Equipos Cantidad

Energía unitaria (kWh)

Energía total (kWh)

Chancador primario 1 500 500

Chancador secundario 1 155 155

Correa transportadora 4 30 120

Harneros 5 6 30

Total 805

8.1.2 Molienda y Clasificación

Tabla 13: Balance energético Molienda y Clasificación

Equipos Cantidad



Molino 1 2.600 2.600

Hidrociclón 6 8 45

Bomba 6 10 60

Total 2.705


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

8.1.4 Lixiviación

Tabla15: Balance energético lixiviación

Equipos Cantidad



Estanque 6 25 150

Bomba 4 10 40

Total 190

8.1.5 Circuito de lavado en contracorriente

Tabla 16: Balance energético circuito de lavado en contracorriente

Equipos Cantidad



Espesador 4 15 60

Bomba 8 10 80

Total 140


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


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

0

500

1,000

1,500

2,000

2,500

3,000

Chancado Molienda y Clasificación Clasificación de soluciones

Lixiviación Circuito de espesadores Filtrado de relave

Precipitación solución rica Fusión de precipitados filtrados

Cons

umo

de e

nerg

ía K

Wh

Gráfico N°11: Distribución del gasto energético de la faena.


8.3 Balance energético anual

Tabla 20: Balance energético general

Energía eléctrica MW

Suministro Consumo

Faena 50,859 44,756


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


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


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:


a) Factor F1: F1 = 1,0

b) Factor F2 =Tamaño control producto

Tabla 13: % Pasante y Factor 2

% pasante F2

50 1,035

60 1,05

70 1,10

80 1,20

90 1,40

92 1,46

95 1,57

98 1,70

Factor F3 = es un hecho generalmente aceptado que la eficiencia cambia con

el diámetro útil del molino de la forma siguiente:

F3 = 1,0 para D = 8’

F3 = ( 8D )

0 .2|

para D 8’

F3 = 0,914 para D 12.5’

Para un proceso de cálculo, se recomienda suponer F3 = 1,0 en la primera

iteración y recalcular sucesivamente.


Factor F4 = cuando la alimentación es más gruesa que un cierto óptimo,

entonces se debe multiplicar el índice de trabajo (WI) por el factor F4:

F4=

RR 80+(w I−7) (F80−F0F0 )

RR 80

F0 =Tamaño óptimo de alimentación: FO=4000√13/W I

Factor F5 = cuando el P80 es menor que 75 m:

F5=p80+10 .31 .145×p80

Factor F6 = cuando RR80 6 (generalmente ocurre una remolienda de

concentración y relaves), se usa el factor F6:

F6=20 (RR 80−1.35 )+2 .620 (RR 80−1.35 )

Etapa 3. El valor corregido del índice de trabajo Wi (corr) se calcula desde:

WI (corr) = WI (base) F1x F2 x F3 x F4 x F5 x F6

Etapa 4. Cálculo del consumo específico deE para ir de F80 P80. Para

determinar la energía específica necesaria para reducir el material de dureza

Wi, desde un F80 hasta un P80 y según las condiciones dadas, se recurre a:

E=WI (corregido )*10*( 1√P80

−1

√F80 )Etapa 5. Se especifica la capacidad deseada de tratamiento del circuito cerrado

de molienda/clasificación que hace viable el proyecto, es decir, el flujo másico F

(t/h).


Etapa 6. Cálculo de la Potencia Mecánica requerida. Se determina la potencia

mecánica necesaria para realizar la conminución deseada según:

PM = x F (kW) = 1,341 F (HP)

Esta es la potencia mecánica requerida en el eje del piñón del molino e incluye

las siguientes componentes: pérdidas de eficiencia en rodamientos, engranajes

y el piñón; pero NO incluye las pérdidas de eficiencia en el motor y otros

componentes accesorios, tales como: reductores de velocidad, pérdidas por

transmisión, etc.

Etapa 7. Calcular la potencia eléctrica suponiendo una cierta eficiencia (%). Normalmente se considera un valor de = 95%. Entonces:

PE = (PM/)

Etapa 8. Una vez que se tiene el valor de PE (HP), se puede calcular las

dimensiones del molino de bolas industrial, usando la ecuación:

D=[ PE

K B ( J )0. 461 (ϕC )1 .505 (L/D ) ]1/3 . 5

Dónde: J está en (%), L y D en pies y C en (%). KB es un factor de

proporcionalidad toma los siguientes valores:

KB (para descarga por rebalse, molienda húmeda) = 4,36510-5

KB (para descarga por parrilla, molienda húmeda) = 4,91210-5

KB (para descarga por parrilla, molienda seca) = 5,45610-5


En el caso que D 20’, se aconseja instalar más de un molino. En el caso en

que se eligen “n” molinos en paralelo, se debe calcular primero la potencia

eléctrica que requiere cada molino (PE/N) y recalcar el diámetro para cada

molino usando la ecuación (10).

Etapa 9. Una vez que se tiene D, se calcula L a partir de la razón (L/D). En el

caso que D 8’, se debe recalcular el valor

F3=( 8D )0 .2

y repetir todo el proceso, desde el punto (4) hasta el punto (9), hasta que el proceso iterativo tienda a una diferencia de 1 a 2 % entre los valores calculados de D de las dos últimas iteraciones.

Etapa 10. Una vez calculados los valores teóricos de L y D, se eligen desde

catálogos los equipos que tengan los valores de L y D más cercanos a los

obtenidos. Esto implica recalcular la potencia PE (HP) desde la ecuación (10)

usando los valores de L y D seleccionados.

Finalmente y debido a que los fabricantes utilizan especificaciones de potencia

estándar se debe elegir aquel motor inmediatamente superior a la calculada por

la ecuación (10), finalizando el proceso.


La tabla muestra los resultados obtenidos en la etapa de molienda.

Tabla 14: Resultados Molienda

Resultado molienda

E 16,0 kW/t

F 179,2 t/h

PM 2.875,0 kW

PE 2.731,3 kW

F0 3.787,5 µm

F80 63.500,0 µm

P80 195,0 µm

RR80 325,6

Wi 14,5 kW/t

f1 1,0

f2 1,2

f3 0,9

f4 1,2

f5 1,0

f6 1,0

Wi Mod 18,6 kW/t

Con los datos de la tabla anterior se obtiene el diámetro y la altura del molino.

Tabla 15: Diámetro y largo del molino

D 15,5 Pie = 4,7 m

L 27,0 Pie = 8,2 m


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:


S= F (Df-Dd) / ρl R

Por último se determina el área unitaria:

A.U= (Df-Dd)/ ρl R

En la siguiente tabla se encuentra un resumen de los resultados obtenidos para

el espesador de molienda:

Tabla 15: Resultados espesador de molienda

Espesador (Molienda)

ρ liquido 1 t/m3

ρ solido 2,6 t/m3

F 4300 t/d

Cp alimentación 0,38

Cp descarga 0,5

R 0,00014100 m/s

Cv alimentación 0,19

Cv descarga 0,28

Df 1,63

Dd 1

A.U 0,052 m2 d/t

S 222,9 m2

D 16,85 m


Luego para determinar los parámetros para los espesadores del circuito de

lavado contra corriente se utilizó el mismo procedimiento obteniendo como

resultado:

Tabla 16: Datos iniciales y resultados obtenidos de los espedores CCD

Circuito Lavado Contra Corriente (CCD)

ρl 1 t/m3

ρs 2,6 t/m3

F 4.300 t/d

Cp alimentación 0,5

Cp descarga 0,55

R 0,00014100 m/s

Cv alimentación 0,28

Cv descarga 0,32

Df 1

Dd 1

A.U 0,01 m2 d/t

S 64,2 m2

D 9,04 m

10.3 Agitadores

Para el diseño de los agitadores se utilizará la teoría de cinética de reactores

que es la que más se ajusta a la etapa de lixiviación por cianuración.

Puntualmente el método utilizado es para reactores de mezcla perfecta

ordenados en serie y con reacción, en este caso, la reacción de lixiviación del

oro mediante el ión cianuro.


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

%Cp =Ms

Ms+Ml = C

C+AR

Se obtiene la capacidad para calcular el agua del reactor

C = %Cp (C + AR)

AR = C−C∗%Cp%Cp

Con el cálculo del agua del reactor, podemos obtener el flujo de pulpa que

entra al reactor.

Flujo pulpa = C

ρmx + ARρl

Con el flujo obtenemos el volumen que posee el agitador

V = tiempo∗flujo pulpa

N ° reactores

Obteniendo el volumen, podemos obtener el diámetro del agitador y por ende la

altura asumiendo la relación de H = 1,5 D

D = ( V∗4π ) ^3

Con las formulas mostradas anteriormente y con los siguientes datos iniciales,

podemos obtener el diámetro de nuestros agitadores mecánicos.


Tabla 17: Datos iniciales de lixiviación por agitación

Datos Iniciales

Capacidad 179,17 t/h

N° estanque 6

% Cp 50 %

ρ s 2,6 t/m3

ρ l 1 t/m3

Tiempo lixiviación 24 h

Se obtuvieron los siguientes resultados:

Tabla 18: Diámetro y altura de los agitadores mecánicos

Resultados

Agua Reactor 179,17 t/h

Flujo de pulpa 248,08 m3/h

Volumen 992,31 m3

Diámetro 10,81 m

Altura 16,21 m


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%.


Evaluación económica


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.


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.


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.


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


Bibliografía

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clasificación”, septiembre 2007.

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Ambiental, Explotación Sector Fortuna Mina El Peñón, Marzo, 2.007.

www.seia.cl

Evaluación de Impacto Ambiental, Proyecto El Peñón, Diciembre, 1.997

www.seia.cl

Annual Information form for The Fiscal Year Ended December 31, 2.011,

Yamana Gold, Marzo, 2.012

Anexos

Huella hídrica Minera El Peñón

La huella hídrica es el indicador de agua usada directa o indirectamente (agua

virtual) en el proceso para producir bienes o servicios. Agua de uso directo se

refiere al agua que consumimos cuando nos duchamos, afeitamos, lavar los

platos, lavar la ropa, lavado de dientes, etc. En el caso del agua virtual nos

referimos al agua de uso indirecto como por ejemplo los alimentos, ropa, etc.

Existes tres tipos de colores de huella hídrica: Huella hídrica azul es el

volumen de agua dulce consumida de los recursos hídricos del planeta (aguas

superficiales y subterráneas), huella hídrica verde es el agua de lluvia que se


acumula en el suelo para producir los bienes y servicios consumidos por el

individuo o comunidad y la Huella hídrica gris es el agua que necesitamos para

asimilar los contaminantes hasta las concentraciones que consideramos

ambientalmente tolerable.

En el caso particular de la minera El Peñon, si bien esta cuenta con un circuito

cerrado, es decir recirculación de aguas en su proceso productivo, se debe

cumplir con ciertos requisitos para el uso eficiente de las aguas, el cual debe

ser regulado por la DGA (Dirección General de Aguas), esta institución es la

encargada de promover la gestión y administración del recurso hídrico.

El agua Industrial Durante el año 2008 y primer mes del año 2009 los

requerimientos de agua de la planta han sido de 16,9 [L/s] en promedio (este

valor incluye el consumo de agua Potable, lo cual corresponde a

aproximadamente a 3,7 [L/s]. Un 60 % de los requerimientos de agua de la

planta provienen de los pozos de extracción de aguas subterráneas de Minera

Meridian y un 40 % es extraído de las minas.

A excepción del campamento donde se emplazan las instalaciones del

personal (contratistas y subcontratistas) que trabaja para la Mina El Peñón, el

área de la faena minera no se localiza próximo a algún centro poblado que

pudiera verse afectado por las actuales actividades desarrolladas. Tampoco

por las posteriores actividades de cierre, siendo la población del Rosario,

situada a una distancia de 50 km al NorOeste de la localidad más cercana.

Tabla Nº19: Consumo de agua de planta

CONSUMO AGUA

Degradación de cianuro 40-100 L/t

Aguas de infiltración 8 - 22,4 L/s

Planta de tratamiento de agua para

consumo humano

1,62 L/s

Consumo total agua de pozos 13,2 L/s


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


Alimento kg semanal kg mensual kg anual Gasto [L/kg] Consumo [L]Cereales (arroz, maíz, etc) 0,8 3,2 19,2 1500 28800Azucar 0,1 0,4 2,4 1500 3600,0Carne 0,5 2 12 15500 186000Cerdo 0,4 1,6 9,6 5900 56640,0Pollo 0,8 3,2 19,2 3900 74880Mandarina 0,4 1,6 9,6 800 7680Plátano 0,3 1,2 7,2 840 6048Zanahoria 0,5 2 12 450 5400Lechuga 0,5 2 12 23 276Tomate 1,4 5,6 33,6 186 6249,6Palta 0,3 1,2 7,2 250 1800Queso 0,3 1,2 7,2 5000 36000Manzana 1 4 24 490 11760Papa 0,5 2 12 900 10800Cebolla 0,5 2 12 186 2232Lentejas 0,3 1,2 7,2 1000 7200

Alimento u semanal u mensual u anual Gasto [L/unidad] Consumo [L]Huevo 2 8 48 200 9600Pan 21 147 882 40 35280Naranja 6 42 252 50 12600

Cant. Total [L] Total [m3]Total persona 1 502845,60 502,85Total empleados 247 124202863,20 12420,29

Tabla N°21: Consumo bebestible de agua virtual

Bebestible L semanal L mensual L anual Gasto [L/L] Consumo [L/año]Agua 10,5 42 252 252 63504Té 7 28 168 120 20160Leche 1,4 5,6 33,6 1000 33600Bebida 2 8 48 309 14832Café 2 8 48 300 14400

TOTAL [L] 146496


Consumo bebestibles

Tabla Nº22: Consumo de agua uso directo


N° día Tiempo [min] Tiempo mensual [min] Tiempo anual [min] Gasto [L/min] Consumo [L/año]Ducha 2 5 300 3600 6,3 11340Lavado cara 3 1 90 1080 5 2700Lavado de manos 9 0,5 135 1620 5 4050

N° día N° mensual N° año Gasto [L] Consumo [L/año]Lavado dientes 5 150 1800 0,4 360Afeitado 0,5 15 180 0,6 54W.C. 8 240 2880 2,5 3600

TOTAL [L] 22104


Consumo aseo personal y general

Tabla nº12 Consumo de agua directo de utensilios personales

Utensilio Unidad Consumo [L/unidad] Gasto [L]Camisa Antiácido 3 7000 21000Pantalon Antiácido 3 10800 32400Casco 1 1000 1000Bototos 2 8000 16000Oberol 2 10850 21700Parca 1 12500 12500Guantes 3 1000 3000Pijama Térmico 2 6000 12000

TOTAL [L] 119600


Consumo en utensilios personales

El consumo total de la huella hídrica de minera El Peñon es de 579360,15

m3/año.


informe final lixiviación por agitación de oro y plata

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