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PONTIFICIA UNIVERSIDAD CATÓLICA DE VALPARAÍSO FACULTAD DE INGENIERÍA ESCUELA DE INGENIERÍA QUÍMICA

PROYECTO PARA OPTAR AL TÍTULO DE INGENIERO

CIVIL EN METALURGIA EXTRACTIVA

“PROYECTO PRUEBAS GEOMETALÚRGICAS DE RECURSOS LIXIVIABLES, CIMM TYS ANTOFAGASTA”

Roberto Alexis Serrano Monroy

Profesores Guías:

Horacio Aros M. Jaime Fernández C.

2013

II

DEDICATORIA

A mi pequeñito que viene en camino, que sin su llegada no me hubiera decidido,

en traerme mi mayor alegría, en darme el ánimo en terminar este proyecto que

empecé hace años y para darle mejores oportunidades que la vida me dio.

A mi padre por el apoyo económico y creer en mi para poder llevar a cabo este

proyecto de vida.

A mi tía que prácticamente es mi madre la que me cuido desde que nací por

darme el cariño y a mi madre por siempre estar preocupada de mí.

A mi madre por creer en mí.

A mi pareja por estar conmigo en los momentos difíciles, dándome el apoyo,

compañía incondicional, y las fuerzas para seguir adelante.

A mis hermanos por el apoyo emocional.

A mis estimados amigos que conocí en la universidad que sin ellos no hubiera

tenido el mismo espíritu, por el apoyo y ayuda incondicional de ellos en especial a

Karina Monsalve, Juan Carlos Araya, Luis Garay, Aldo Aguilera, Katherine

Álvarez, Arnaldo Astudillo, Eduardo Marín.

A mis profesores de la Pontificia Universidad Católica de Valparaíso, en especial

de la Escuela de Ingeniería Química por entregarme sus conocimientos, valores y

apoyo durante y después de mi formación profesional que sin ellos no sería quien

soy.

Mis sinceros Agradecimiento.

III

RESUMEN

Este proyecto consiste en los estudios a través de pruebas Geometalúrgicas para

evaluar la aplicación de los recursos lixiviables después de la etapa de chancado

de minerales, debido al proyecto de una nueva fase de unión de rajos de la minera

en el Desierto de Atacama de la región de Antofagasta, en los cuales se encuentra

la unidad de sondaje para la recolección de los minerales de distintas zonas y

estudiar su comportamiento a la lixiviación en los laboratorios de SGS CIMM T&S

y los resultados químicos de SGS ubicadas en Antofagasta.

La recuperación de cobre está determinada mediante pruebas de laboratorio que

fueron montadas en planta piloto, el mineral que se utilizó son minerales mixtos,

óxidos verdes, fosfatos + óxidos verdes, óxidos verdes + negros perteneciente a

un proyecto de explotación en el cual fueron sondeadas en distintos lugares entre

los yacimientos, el cual fueron sometidas a pruebas de lixiviación Iso-pH 1.0 y 1.5,

pruebas de sulfatación y posteriormente a pruebas de lixiviación en columnas de 1

metro.

Los resultados obtenidos en las pruebas a Iso-pH 1.0 y 1.5. Las extracciones de

CuT promedio de las UGT–Óxidos resultaron superiores a 80 % a Iso-pH 1.0 y

levemente inferior cuando se utilizó el Iso–pH 1.5. El consumo de ácido total en

kg/t también resultó mayor en las pruebas a Iso-pH 1.0 variando de 24.9 kg/t para

la UGT–2 hasta 38.59 kg/t para la UGT–5.

Con los resultados obtenidos en las pruebas Iso-pH se realizaron las pruebas de

sulfatación con un rango para su análisis y los resultados obtenidos en dicha

prueba las dosis óptimas para la aglomeración curado acido vario entre 33 l/t a 40

l/t de agua y entre 20 kg/t a 30 kg/t en cambio el óxido referencial demando 33 l/t.

En cambio el criterio de maximizar la extracción de cobre y minimizar el consumo

de ácido nos permitió establecer la dosis optimas de ácido entre 20 kg/t a 30 kg/t

en cambio el óxido referencial tuvo una dosis de 25 kg/t. Los consumos en las

IV

pruebas de sulfatación son bastante recomendado debido a que no tienen mucha

diferencia en comparación con el óxido referencial

En lixiviación en columnas de 1 metro se obtuvo resultados bastantes buenos,

tomando en cuenta que el tiempo de riego fueron de 29 días con solución refino

artificial de 10 g/l para simular a las condiciones reales en las pilas de lixiviación,

más un día de lavado, control de drenaje y descarga de ripios para su evaluación.

De acuerdo a los cuadros de resultados se observan extracciones de CuT sobre el

80 % y Óxido Referencial, finalmente las columnas 13C y 14C para la muestra

presentan extracciones como promedio de 55 % en CuT denotando su carácter

mixto en la mineralización del cobre el cual recomendaría un proceso de

biolixiviación para obtener mejores resultados.

Con estos resultados se puede observar que son bastantes aceptables y

aconsejable procesarlos por medio de lixiviación en pila sin tener que recurrir a

biolixiviación salvo en la UGT-1-C1 que se obtuvo un 55.11 % de recuperación el

cual recomendaría otro proceso para la obtención de cobre.

En la evaluación económica del proyecto se tiene un costo total de inversión de

MUS$ 580, que consta de las instalaciones de una pila dinámica con ciclos de 37

días y una vida útil de 40 años. El costo de producción del proceso de lixiviación

incluyendo todo lo relacionado hasta obtener el PLS para ser llevado a los

procesos siguientes es de MUS$182.57, siendo el ácido sulfúrico el de mayor

costo y es de MUS$ 114.437 el cual equivale aproximadamente a 63 % del costo

de la producción. Esta inversión se obtendrá un VAN de MUS$5.603,86 y un TIR

de 143%, considerando un TMAR de 12% que es bastante favorable invertir en el

negocio minero para llevarlo a cabo considerando los procesos de SX y EW dentro

del negocio.

V

ÍNDICE GENERAL

Contenido 1 INTRODUCCION ............................................................................................. 1

1.1 Objetivos .................................................................................................... 3

1.1.1 Objetivo General .................................................................................. 3

1.1.2 Objetivos Específicos .......................................................................... 3

1.2 Metodología. .............................................................................................. 4

2 ANTECEDENTES ............................................................................................ 5

2.1 Descripción del Problema .......................................................................... 6

2.2 Revisión Bibliográfica ................................................................................. 7

2.2.1 Lixiviación de Minerales ...................................................................... 7

2.2.2 Aspectos Cinéticos .............................................................................. 9

2.2.3 Pruebas Lixiviación Iso-pH ................................................................ 10

2.2.4 Caracterización Mineralógica ............................................................ 11

2.2.5 Pruebas de Sulfatación (Aglomeración y Curado) ............................. 12

2.2.6 Pruebas de Lixiviación en Columna. ................................................. 13

3 MATERIALES Y MÉTODOS ......................................................................... 15

3.1 Aspectos Generales ................................................................................. 15

3.2 Consideraciones en las Pruebas Geometalúrgica ................................... 15

3.3 Formación y Preparación de Compósitos ................................................ 16

3.4 Caracterización ........................................................................................ 17

3.5 Equipos y Materiales a utilizar ................................................................. 18

3.5.1 Materiales para la Lixiviación ISO-pH 1.0 y 1.5 ................................. 18

3.5.2 Materiales para la preparación mineral para las pruebas de sulfatación y lixiviación en columna de 1 metro. ................................ 19

3.5.3 Materiales y equipos para las pruebas de sulfatación ....................... 19

3.5.4 Materiales y equipos para las pruebas de lixiviación en columna de 1 metro. ............................................................................................ 20

3.6 Procedimientos ........................................................................................ 21

3.6.1 Procedimiento lixiviación ISO-pH 1.0 y 1.5 ........................................ 21

3.6.2 Procedimiento Pruebas Sulfatación................................................... 21

VI

3.6.3 Procedimiento Pruebas Lixiviación Columna 1 metro ....................... 22

4 RESULTADOS .............................................................................................. 24

4.1 Resultados Lixiviación Iso-pH 1.0 ............................................................ 24

4.1.1 Extracción de CuT ............................................................................. 24

4.1.2 Cabezas Calculadas. ......................................................................... 25

4.1.3 Cinética Extracción CuT. ................................................................... 25

4.1.4 Consumo de Ácido Neto y Total. ....................................................... 26

4.1.5 Cinética Consumo Ácido Neto. .......................................................... 27

4.1.6 Disolución de Impurezas y Eh. .......................................................... 27

4.2 Resultados Lixiviación Iso-pH 1.5 ............................................................ 28

4.2.1 Extracción CuT. ................................................................................. 29






4.3 Resultados Lixiviación Anexas Iso-pH 1.0 y 1.5 ...................................... 32

4.3.1 Extracción CuT. ................................................................................. 33






4.4 Preparación Muestras Sondajes Diamantinas. ........................................ 37

4.5 Resultados Pruebas de Sulfatación ......................................................... 38

4.5.1 Resultados Dosis Óptima de Agua Humectación. ............................. 41

4.5.2 Resultados Dosis Óptima de Ácido. .................................................. 41

4.6 Resultados Pruebas Lixiviación en Columna de 1 metro ......................... 44

4.6.1 Pruebas de Lixiviación Columnas 1 metro. ....................................... 45

4.7 Análisis de Resultados ............................................................................. 46

4.7.1 Análisis de Resultados de Lixiviación ISO-pH 1.0 y 1.5 .................... 46

4.7.2 Análisis de Resultados de Lixiviación ISO-pH 1.0 y 1.5 anexas ........ 46

4.7.3 Análisis de Resultados de las Pruebas de Sulfatación ...................... 49

4.7.4 Análisis de Resultados en Lixiviación en Columna de 1 metro ......... 50

VII

5 CONCLUSIONES .......................................................................................... 52

5.1 Conclusión de Pruebas ISO-pH 1.0 ......................................................... 52

5.2 Conclusión Pruebas ISO-pH 1.5 .............................................................. 53

5.3 Conclusión Pruebas Anexas ISO-pH 1.0 y 1.5 ........................................ 54

5.4 Conclusión Pruebas de Sulfatación ......................................................... 55

5.5 Conclusión Lixiviación en Columna de 1 metro ....................................... 56

6 BALANCE DE MASA .................................................................................... 58

6.1 Balance Masa Columna 1 (UGT-3) .......................................................... 59









6.10 Balance Masa Columna 10 (UGT-2) ........................................................ 68

6.11 Balance Masa Columna 11 (UGT-4)........................................................ 69




6.15 Balance Masa Columna 15 (OX. REF.) ................................................... 73

6.16 Balance Masa Columna 16 (OX. REF) .................................................... 74

7 DISEÑO DE PLANTA DE LIXIVIACIÓN ....................................................... 74

7.1 Diseño de un Tambor Aglomerador ......................................................... 75

7.2 Diseño de las Pilas .................................................................................. 78

7.3 Sistema de Riego ..................................................................................... 83

7.4 Piscina de Lixiviación ............................................................................... 84

8 ANALISIS ECONOMICO ............................................................................... 87

8.1 Capital de Inversión ................................................................................. 87

8.2 Costo de Producción ................................................................................ 88

8.3 Flujo de Caja ............................................................................................ 93

8.4 Análisis de Sensibilidad ........................................................................... 95

VIII

9 BIBLIOGRAFIA ........................................................................................... 100

10 ANEXO A: Preparación de Compósitos ................................................... 102

11 ANEXO B: Caracterización ........................................................................ 105

11.1 Tablas Mencionadas ........................................................................... 105

12 ANEXO C: Procedimientos ........................................................................ 108

12.1 Procedimiento lixiviación Iso-pH 1.0 y 1.5 .......................................... 108

12.2 Procedimiento Pruebas Sulfatación .................................................... 110

12.3 Procedimiento Pruebas Lixiviación Columna 1 metro ......................... 112

13 ANEXO D: Resultados Lixiviación ISO-pH 1.0 ......................................... 116


13.2 PLANILLAS: Registro de Control, Balances y Resultados.................. 119

14 ANEXO E: Resultados Lixiviación ISO-pH 1.5 ......................................... 124



15 ANEXO F: Resultados Anexas Lixiviación ISO-pH 1.0 y 1.5 .................. 131



16 ANEXO G: Resultados Pruebas de Sulfatación ...................................... 137


17 ANEXO H: Resultados Pruebas Lixiviación en Columna de 1 metro .... 138


17.2 Planillas de Leyes a Columna, Datos y Resultados Operacionales; Gráficas de Extracción de Cu y Consumo de Ácido. ....................................... 140

17.2.1 Planillas de Columna 1C .............................................................. 140





17.2.6 Planillas de Columna 11C ............................................................ 165



IX

INDICE DE TABLAS

Tabla 3.1 Preparación compósito a perfil granulométrico ................................... 16 Tabla 3.2 Leyes globales muestras sondajes diamantina y oxido referencial ..... 17 Tabla 3.3 Parámetros operacionales Iso-pH ....................................................... 21 Tabla 3.4 Parámetros prueba sulfatación ........................................................... 21 Tabla 3.5 Distribución granulométrica ................................................................. 22 Tabla 3.6 Control soluciones salientes ................................................................ 23 Tabla 4.1 Extracción promedio Iso-pH 1.0 .......................................................... 25 Tabla 4.2 Cinética extracción Iso-pH 1.0 ............................................................ 26 Tabla 4.3 Cons. Ácido neto promedio Iso-pH 1.0 ................................................ 26 Tabla 4.4 Cinética cons. ácido neto Iso-pH 1.0 ................................................... 27 Tabla 4.5 Valores promedio de impureza y Eh Iso-pH 1.0 .................................. 28 Tabla 4.6 Extracciones promedio Iso-pH 1.5 ...................................................... 29 Tabla 4.7 Cinética de extracción Iso-pH 1.5 ....................................................... 30 Tabla 4.8 Cons. ácido neto promedio Iso-pH 1.5 ............................................... 31 Tabla 4.9 Cinética cons. ácido Iso-pH 1.5 ........................................................... 31 Tabla 4.10 Valores de impureza y Eh Iso-pH 1.5 .................................................. 32 Tabla 4.11 Extracción promedio Anexas Iso-pH 1.0 ............................................. 33 Tabla 4.12 Cinética extracción Anexas Iso-pH...................................................... 34 Tabla 4.13 Cons. ácido neto promedio pruebas Anexas. ..................................... 35 Tabla 4.14 Cinética cons. acido Anexas Iso-pH 1.0 .............................................. 36 Tabla 4.15 Impurezas y Eh Anexas Iso-pH ........................................................... 36 Tabla 4.16 Perfil granulométrico muestras sondajes diamantinas ........................ 37 Tabla 4.17 Perfil granulométrico muestras sondajes diamantinas ........................ 38 Tabla 4.18 Parámetros pruebas de sulfatación ..................................................... 39 Tabla 4.19 Resultados prueba de curado ............................................................. 40 Tabla 4.20 Leyes Globales Muestras Sondajes Diamantina y Óxido

Referencial ........................................................................................... 44 Tabla 4.21 Leyes Compósitadas para Pruebas de Curado Ácido y Columnas

1 metro ................................................................................................. 44 Tabla 4.22 Resultados Comparativos Pruebas Iso-pH 1.0 y 1.5 ........................... 48 Tabla 4.23 Muestras Sometidas a Sulfatación ...................................................... 49 Tabla 4.24 Resultados Promedio Comparativos ................................................... 51 Tabla 5.1 Comparación cons. Acido neto y total ox. ref. y pruebas .................... 56 Tabla 6.1 Balances másicos Cobre y Acido UGT- 3 ........................................... 59 Tabla 6.2 Balances másicos Cobre y Acido UGT- 3 ........................................... 60 Tabla 6.3 Balances másicos Cobre y Acido UGT- 3 ........................................... 61 Tabla 6.4 Balances másicos Cobre y Acido UGT- 3 ........................................... 62 Tabla 6.5 Balances másicos Cobre y Acido UGT- 5 ........................................... 63 Tabla 6.6 Balances másicos Cobre y Acido UGT- 5 ........................................... 64 Tabla 6.7 Balances másicos Cobre y Acido UGT- 5 ........................................... 65 Tabla 6.8 Balances másicos Cobre y Acido UGT- 5 ........................................... 66 Tabla 6.9 Balances másicos Cobre y Acido UGT- 2 ........................................... 67 Tabla 6.10 Balances másicos Cobre y Acido UGT- 2 ........................................... 68

X

Tabla 6.11 Balances másicos Cobre y Acido UGT- 4 ........................................... 69 Tabla 6.12 Balances másicos Cobre y Acido UGT- 4 ........................................... 70 Tabla 6.13 Balances másicos Cobre y Acido UGT- 1 ........................................... 71 Tabla 6.14 Balances másicos Cobre y Acido UGT- 1 ........................................... 72 Tabla 6.15 Balances másicos Cobre y Acido Ox. Referencial .............................. 73 Tabla 6.16 Balances másicos Cobre y Acido Ox. Referencial .............................. 74 Tabla 7.1 Parámetros Tambor Aglomerador ....................................................... 77 Tabla 8.1 Detalle Costo Total de Inversión ......................................................... 88 Tabla 8.2 Costo de Producción Pila UGT-3 ........................................................ 89 Tabla 8.3 Costo de Producción Pila UGT-5 ........................................................ 90 Tabla 8.4 Costo de Producción Pila UGT-4 ........................................................ 90 Tabla 8.5 Costo de Producción Pila UGT-2 ........................................................ 91 Tabla 8.6 Costo de Producción Pila UGT- 1 ....................................................... 91 Tabla 8.7 Costo Total de Producción .................................................................. 92 Tabla 8.8 Ingresos Anuales................................................................................. 92 Tabla 8.9 Flujo de Caja del Proyecto a 40 años.................................................. 94 Tabla 10.1 Pesos requeridos para pruebas de curado y columnas .................... 102 Tabla 10.2 Perfil granulométrico submuestras .................................................... 103 Tabla 11.1 Caracterización Geológica Muestras para Pruebas Metalúrgicas ..... 105 Tabla 11.2 Leyes globales muestras aire reverso ............................................... 107 Tabla 13.1 Resultados metalúrgicos ................................................................... 116 Tabla 13.2 Resultados cinéticos ......................................................................... 117 Tabla 13.3 Monitoreo Impurezas y Eh (2 y 72 horas) ......................................... 118 Tabla 13.4 Tablas de planillas de registros de control, balance y resultados de

Pruebas Iso-pH 1.0 ............................................................................ 119 Tabla 14.1 Resultados metalúrgicos ................................................................... 124 Tabla 14.2 Resultados cinéticos ......................................................................... 125 Tabla 14.3 Tablas registros de control, balances y resultados de pruebas

Iso-pH 1.5 ........................................................................................... 126 Tabla 15.1 Resultados metalúrgicos ................................................................... 131 Tabla 15.2 Resultados cinéticos ......................................................................... 132 Tabla 15.3 Tablas de planillas de control, balances y resultados pruebas

anexas ................................................................................................ 133 Tabla 16.1 Planilla de registro pruebas de curado ............................................ 137 Tabla 17.1 Resumen resultados columnas 1 metro. (Col. 1C a la 8C) ............. 138 Tabla 17.2 Resumen resultados columnas 1 metro. (Col. 9C a la 16C) ........... 139 Tabla 17.3 Tablas planillas de leyes, datos, resultados columna 1C ................ 140 Tabla 17.5 Tablas planillas de leyes, datos, resultados columna 3C ................ 145 Tabla 17.7 Tablas planillas de leyes, datos, resultados columna 5C ................ 150 Tabla 17.9 Tablas planillas de leyes, datos, resultados columna 7C ................ 155 Tabla 17.11 Tablas planillas de leyes, datos, resultados columna 9C ................ 160 Tabla 17.13 Tablas planillas de leyes, datos, resultados columna 11C .............. 165 Tabla 17.15 Tablas planillas de leyes, datos, resultados columna 13C .............. 170 Tabla 17.17 Tablas planillas de leyes, datos, resultados columna 15C .............. 175

XI

INDICE DE FIGURAS

Fig 4-1 Curado ácido UGT-3-C1, Extracción y cons. ácido v/s Dos. ácido 42

Fig 4-2 Curado ácido UGT-3-C2, Extracción y cons. ácido v/s Dos. ácido ....... 42 Fig 4-3 Curado ácido UGT-5-C1, Extracción y cons. ácido v/s Dos. Acido ....... 42 Fig 4-4 Curado ácido UGT-5-C2, Extracción y cons. ácido v/s Dos. ácido ....... 42 Fig 4-5 Curado ácido UGT-2-C1, Extracción y cons. ácido v/s Dos. Acido ....... 43 Fig 4-6 Curado ácido UGT-4-C1, Extracción y cons. ácido v/s Dos. Acido ....... 43 Fig 4-7 Curado ácido UGT-1-C1, Extracción y cons. ácido v/s Dos. Acido ....... 43 Fig 4-8 Curado ácido Ox. Ref., Extracción y cons. ácido v/s Dos. Acido .......... 43 Fig 4-9 Extracción CuT promedio, Lix. Columna ............................................... 45 Fig 4-10 Cons. ácido neto promedio, Lix. Columna ............................................ 45 Fig 6-1 Diagrama de proceso de columna lixiviación de 1 metro ...................... 58 Fig 7-1 Dimensiones del tambor aglomerador .................................................. 77 Fig 7-2 flowsheet carguío de pila ...................................................................... 79 Fig 7-3 flowsheet circuito lixiviación .................................................................. 79 Fig 7-4 Vista superior pila lixiviación ................................................................. 80 Fig 7-5 Vista lateral pila de lixiviación ............................................................... 81 Fig 7-6 Vista lateral y dimensiones de la pila .................................................... 83 Fig 7-7 Riego por goteo .................................................................................... 83 Fig 7-8 Tubos colectores ................................................................................... 84 Fig 8-1 Análisis VAN con aumento precio del Cu (3.692 US$/Lb) .................... 95 Fig 8-2 Análisis TIR con aumento precio del Cu (3.692 US$/Lb) ...................... 96 Fig 8-3 Análisis VAN con disminución precio del Cu (3.692 US$/Lb) ............... 96 Fig 8-4 Análisis TIR con disminución precio del Cu (3.692 US$/Lb) ................. 97 Fig 8-5 Análisis VAN con aumento precio acido ............................................... 97 Fig 8-6 Análisis TIR con aumento precio acido ................................................. 98 Fig 8-7 Análisis VAN con disminución precio acido .......................................... 98 Fig 8-8 Análisis TIR con disminución precio acido ............................................ 99 Fig 17-1 Cinética de extracción Col. 1C ............................................................ 144 Fig 17-2 Consumo acido v/s razón lixiviación 1C .............................................. 144 Fig 17-5 Cinética de extracción Col. 3c ............................................................. 149 Fig 17-6 Cons. ácido v/s Razón de lixiviación Col. 3C ...................................... 149 Fig 17-9 Cinética de extracción Col. 5C ............................................................ 154 Fig 17-10 Cons. ácido v/s Razón lixiviación Col. 5C ........................................... 154 Fig 17-13 Cinética de extracción Col. 7C ............................................................ 159 Fig 17-14 Cons. ácido v/s Razón lixiviación Col. 7C ........................................... 159 Fig 17-17 Cinética de extracción Col. 9C ............................................................ 164 Fig 17-18 Cons. ácido v/s Razón lixiviación ........................................................ 164 Fig 17-21 Cinética de extracción Col. 11C .......................................................... 169 Fig 17-22 Cons. ácido v/s Razón lixiviación Col. 11C ......................................... 169 Fig 17-25 Cinética de extracción Col. 13C .......................................................... 174 Fig 17-26 Cons. ácido v/s Razón lixiviación Col. 13C ......................................... 174 Fig 17-29 Cinética de extracción Col. 15C .......................................................... 179 Fig 17-30 Cons. ácido v/s Razón lixiviación Col. 15 ............................................ 179

1

1 INTRODUCCION Los antecedentes de chile en la gran minería del cobre es tener los grandes

depósitos existentes en el país. La utilización del cobre existe cientos años antes

de Cristo. La explotación en la época colonial se mantuvo como pequeña industria.

Desde la segunda mitad del siglo XIX, el cobre se transformó en uno de los

principales productos de exportación. En los comienzos del siglo XX se inició la

explotación a gran escala en conjunto con la demanda mundial del metal. Debido

a la globalización del cobre, la minería chilena ha tenido que innovar su tecnología

en los procesos para reducir los costos operacionales sin reducir la calidad del

producto.

El significado de este proyecto implica el conocimiento claro de cómo es el

proceso de lixiviación ya que es fundamental en la extracción de cobre, debido a

que nuestro país Chile exporta cátodos de cobre con un 99.999% de pureza, para

llegar a ello el mineral extraído en la mina debe ser chancado, aglomerado,

lixiviado, extracción por solvente, electro-obtención y al final cargado y

transportado a los clientes. Los recursos lixiviables son escasos en comparación

de los recursos sulfurados, para ello se necesita analizar los comportamiento de

los minerales mixtos para poder destinar el tipo de proceso para que sea lo más

económicamente viable ya que actualmente están llegando a esa zona que tiene

clorita, sericita, arcilla, cuarzo, bioptita, feldespato potásico.

Los grandes yacimientos mineros debido a sus grandes explotaciones deben

invertir estudios para la extracciones por medio hidrometalúrgico ya que han sido

afectada fuertemente el agotamiento de minerales oxidados, el cual los obliga a

estudiar proyectos de expansión o tener un cambio de proceso para la obtención y

proceso de cobre. Debido a dicho problema de agotamiento del yacimiento trae

consecuencia en la calidad del producto PLS y con esto conlleva a un mayor

costo de operación por el tiempo de riego y otros parámetros. Además como se

sabe que es un efecto domino, se verá afectada la producción de cátodos de

2

cobre que disminuirá y para mantener un mercado competitivo se necesitará

mantener la producción y así generar utilidades favorable.

En Chile en el año 2011, produjo refino de cobre del orden de 3.092,40 miles de

T.M el cual representa al 15,60% de la producción mundial de cobre refinado

(COCHILCO), por lo tanto es necesario el estudio de estos recursos para la

optimización de los procesos para obtener los mejores resultados posibles.

3

1.1 Objetivos

1.1.1 Objetivo General Determinar la viabilidad técnica al caracterizar el comportamiento metalúrgico a la

lixiviación para propósitos geometalúrgicos para el yacimiento ubicado en el

Desierto de Atacama en la región de Antofagasta.

1.1.2 Objetivos Específicos

I. Investigar e identificar bibliografía.

II. Determinar y realizar experiencias con metodologías seleccionadas. III. Análisis de los resultados para obtener los resultados óptimos.

IV. Balance de masa de experiencia y diseño planta industrial.

V. Establecer conclusiones finales y sugerencias.

4

1.2 Metodología.

Las metodologías a emplear en la investigación de lixiviación se pueden obtener a

través de la información de libros, guías, internet o directamente de personas

capacitadas, que generalmente corresponde a un método tradicional de lixiviación.

La metodología en los procedimiento de las pruebas de lixiviación ISO-pH,

pruebas de sulfatación, lixiviación en columnas que se emplearan

cautelosamente para permitir la obtención de resultados metalúrgicos,

fueron analizados, recorregidos y aprobados por la empresa que solicito el

proyecto. Esta prueba permite evaluar en forma preliminar el

comportamiento metalúrgico de lixiviabilidad y reactividad química del

mineral en un medio acido.

Una vez realizadas las pruebas y obtenidos los datos de laboratorio se

analizaran mediante las cinéticas de las pruebas y sus consumos de ácido,

en el cual permitirá comparar los escenarios de cada etapa. Esto nos

permite obtener una comparación clara la factibilidad con el escenario

actual que se está viviendo en el yacimiento de la empresa y en el proyecto

de su nueva fase.

Finalmente con todo el estudio a realizar es posible establecer las

conclusiones del proyecto.

5

2 ANTECEDENTES

El Centro de Investigación Minera y Metalúrgica, CIMM, fue creada en 1970, como

respuesta a la necesidad de desarrollar, transferir y adaptar mejores prácticas a la

investigación en minería de chile. En 1998 y como parte del proceso de

modernización del centro, se creó la filial CIMM Tecnología y Servicios S.A,

empresa que asumiera el rol de entregar servicios comerciales a la industria

minera nacional. Lo anterior permitió que CIMM pudiera enfocar sus esfuerzos en

el desarrollo de líneas de trabajo científico e innovativas dirigidas a apoyar el

desarrollo sustentable de la minería, generando por ejemplo evidencia científica

que permitiera la defensa de los mercados del cobre y otros minerales.

Actualmente CIMM T&S es propiedad a la empresa del Grupo SGS, que fue

comprada a principios del año 2012, creando así SGS CIMM T&S, perteneciente a

SGS Minerals, debido a términos de contratos con faenas mineras debe conservar

su antiguo nombre, una vez terminado los contratos de faena pasara directamente

a la división SGS Minerals.

A nivel Mundial SGS ofrece servicios líderes de inspección, verificación, pruebas,

ensayos y certificación a nivel global.

Con su sede en Ginebra, Suiza, SGS es el líder mundial en el sector de

inspección, verificación, pruebas y certificación por ventas totales. A nivel mundial

se opera bajo la marca SGS. La red mundial incluye más de 1.350 oficinas y

laboratorios, con una plantilla diversa de más de 70.000 empleados trabajando en

laboratorios y oficinas, y operando en este ámbito en más de 120 países.

Los servicios básicos pueden dividirse en tres categorías:

Inspección: La cartera integral de servicios de inspección y verificación, como la

comprobación del estado y del peso de los productos comercializados en los

6

trasbordos, el control de cantidad y calidad, y el cumplimiento de todos los

requisitos reglamentarios relevantes en diferentes regiones y mercados

Pruebas: La red mundial de instalaciones de pruebas, donde trabaja un personal

formado y experto, le permite reducir riesgos, abreviar el tiempo de acceso al

mercado y probar la calidad, la seguridad y el rendimiento de sus productos según

los estándares aplicables de salud, seguridad y reglamentación

Certificación: le permite demostrar que sus productos, procesos, sistemas o

servicios son conformes con estándares y reglamentos nacionales o

internacionales, o con estándares definidos por el cliente, a través de la

certificación

2.1 Descripción del Problema

El origen radica en la necesidad un proyecto de una nueva fase de unión de los

rajos de la minera y ver la rentabilidad de los recursos lixiviables presentes en el

yacimiento. Por lo tanto es necesario saber cuándo y en qué condiciones un

volumen dado de mineralización puede ser asimilado industrialmente. Un

yacimiento mineral puede soportar si esta es capaz de producir un producto

económicamente viable.

Las alternativas de inversión en la minería como mismo ocurre en otros sectores

productivos son evaluadas en un momento dado de tiempo sobre la base de la

estimación de los costos operacionales de parámetros técnicos y geológicos.

Al realizar la caracterización mineralógica del yacimiento minero entrega una

evaluación del comportamiento en el proceso de lixiviación de distintos tipos de

menas y profundidades de los minerales que se están tratando, para así

determinar la efectividad del proceso de lixiviación para que sea económicamente

7

viable o ver alternativas de procesamiento como derivar el mineral al proceso de

biolixiviación

.

2.2 Revisión Bibliográfica

2.2.1 Lixiviación de Minerales La lixiviación es la operación unitaria fundamental de la hidrometalurgia y su

objetivo es disolver en forma parcial o total un sólido con el fin de recuperar

algunas especies metálicas contenidas en él.

La lixiviación es una de las formas de recuperación de un metal o compuesto

desde su mena por medio de una solución fluye disolviendo las especies de

interés desde la roca, es aplicable como para minerales que requieren de

reacciones químicas, aguas de descartes y soluciones de formación natural.

A continuación se detallan las ecuaciones químicas correspondientes a diferentes

tipos de lixiviación:

Disolución de Sales

Se aplica principalmente a sales minerales que se disuelven fácilmente en agua.

En la naturaleza es difícil encontrar yacimientos con minerales de este tipo, pero la

mena puede ser sometida a algún proceso previo que transforme los minerales a

sales solubles en agua.

Ejemplo: CuSO4(s) + n H2O (aq) ==> CuSO4 · n H2O (aq)

8

Disolución Ácida Se aplica a gran parte de los óxidos metálicos existentes en la naturaleza.

Generalmente se utiliza ácido sulfúrico por su bajo costo, disponibilidad, fácil

manipulación y características químicas. También se utiliza ácido clorhídrico, ácido

nítrico y mezclas entre ellos.

Ejemplo: ZnO + 2 H+ (aq) => Zn2+

(aq) + H2O(aq)

Disolución Alcalina Se aplica a menas consumidoras de ácido sulfúrico, como por ejemplo menas con

carbonatos de calcio.

Ejemplo: Al2O3 + 2 OH-(aq) ==> 2 AlO2-

(aq) + H2O(aq)

Intercambio Básico Este tipo de reacciones produce un nuevo sólido insoluble en los residuos.

Ejemplo: CaWO4 + CO3-2

(aq) ==> CaCO3 (aq) + WO4-2

(aq)

Disolución Con Formación de Iones Complejos

La formación de iones complejos aumenta la solubilidad de sales poco solubles

con una gran selectividad. Se aplica industrialmente en la lixiviación de

concentrados de cobre sulfurados.

Ejemplo: CuO + 2NH4+

(aq) +2NH3(aq) ==> Cu(NH3 )4+2

(aq) + H2O(aq)

Lixiviación con Oxidación Los agentes oxidantes más empleados son Fe3+ y O2, empleándose para la

lixiviación de sulfuros y algunos metales.

Ejemplo: CuS + 2Fe3+(aq) ==> Cu+2 (aq) + 2Fe2+ (aq) + S0

Lixiviación con Reducción Este tipo de lixiviación puede usarse con minerales que son más solubles en sus

estados de valencia inferiores.

Ejemplo: MnO2 + SO2(aq) ==> Mn+2 (aq) + SO4-2

(aq)

9

2.2.2 Aspectos Cinéticos

Es de vital importancia conocer la velocidad o cinética de los procesos, pues la

idea es lograr un rendimiento óptimo en el menor tiempo posible. La información

que entrega la cinética permite conocer mecanismos de reacción y, diseñar

equipos y procesos. En la hidrometalurgia el estudio cinético es imprescindible,

pues generalmente los procesos aplicados son lentos ya que se trabaja a

temperatura ambiente o algo poco superior, y las reacciones son de carácter

heterogéneo.

El mecanismo de reacción entre un líquido y un sólido involucra las siguientes

etapas consecutivas:

i) Transporte forzado de los reactantes en el líquido hacia la capa límite.

ii) Difusión de los reactantes a través de la capa límite.

iii) Difusión de los reactantes a través de los poros de las partículas hacia el

centro de reacción.

iv) Difusión de los reactantes a través de la capa de producto sólido (si es que

existe) hacia la superficie de reacción.

v) Reacción química de los reactantes con el mineral.

vi) Difusión de los productos disueltos a través de la capa de producto sólido.

vii) Difusión de los productos a través de la capa de producto sólido (si es que

existe) hacia la superficie de la partícula.

viii) Difusión de los productos a través de la capa límite.

ix) Transporte forzado de los productos solubles al seno de la solución.

La cinética de reacción de los óxidos de cobre es dependiente de la actividad de

los iones hidrógeno en el sistema acuoso, del área de la superficie de reacción, de

la geometría, tamaño, flujo específico, etc.

10

2.2.3 Pruebas Lixiviación Iso-pH Comprende pruebas de recuperación de cobre y consumos de ácido del mineral,

con y sin curado previo, para comparar el efecto de ese proceso sobre su

comportamiento metalúrgico.

Estas Pruebas de consumo estándar por lixiviación agitada de una pequeña

porción del mineral, molido a 100% bajo 10#, en contacto con abundante solución

de ácido sulfúrico. En esta condición, define la máxima recuperación de cobre

posible y el consumo máximo bruto de ácido.

Si la ganga es razonablemente poco consumidora, esta prueba define con

aproximación las recuperaciones y consumos esperables en la lixiviación

industrial, aplicada al mineral de la muestra, y se puede transformar en una prueba

rápida de comprobación de resultados o tendencias.

Este dato permite determinar las dosificaciones de ácido sulfúrico que se ocuparán

en la operación de aglomerado/curado.

Al término de la prueba se mide el volumen de ácido sulfúrico adicionado y la

solución se deja decantar. Luego, la solución se analiza por acidez libre residual,

cobre total, hierro total, pH, cloruro y manganeso. A los ripios se les extrae la

solución restante y se lavan. Luego estos ripios se filtran y secan, los que

finalmente se analizan por: cobre total, hierro total, cobre soluble, cloruro y

manganeso. Con estos datos se puede determinar el consumo de ácido, ya sea en

Kg/ton o Kg/Kg, además conocer las extracciones ideales que se pueden obtener

con el mineral estudiado.

Dosis de ácido (Kg/ton) = [Volumen de ácido] x [densidad del ácido]/ [peso

de la muestra]

11

Dosis de agua (Kg/ton) = [Volumen de agua] x [densidad del agua]/[peso

de la muestra]

H+ libre (Kg/ton, curado) = [H+ libre] x (Vol. agua + Vol. H+ + Vol.

lavado)/[peso de la muestra]

H+ libre (Kg/ton, en ISO-pH) = [H+ libre] x (Vol. agua + Vol. H+)/[peso de

la muestra]

Consumo total de ácido (Kg/ton) = acido agregado - ácido libre

Consumo neto de ácido (Kg/ton) = Consumo total - 1,54 x Cu fino

agregado

Extracción (%) = Volumen de lavado x Concentración de cobre x 100/(Cu

fino en cabeza)

2.2.4 Caracterización Mineralógica

Se efectúan las determinaciones para definir las especies de ganga y de mineral

presentes y las asociaciones entre las especies de minerales y de la ganga, tanto

independientemente entre sí, como entre ambos. La evaluación determina las

tendencias esperables del tratamiento y permite descartar pruebas no aplicables:

- Se evalúa la consistencia de la roca y las especies que la afectan

- Se clasifican los tipos de minerales presentes, sobre la base de criterios útiles

desde los puntos de vista geológicos (composición), mineros (planes de

extracción) y metalúrgicos (tratamientos).

- Se profundiza el reconocimiento y tipificación de especies que pueden perturbar

el proceso, tales como arcillas, que pueden afectar la permeabilidad y tipos

específicos de ganga, que aportan: finos, coloides, impurezas o consumo de

ácido.

- La evaluación puede complementarse con barridos de fluorescencia, para

detectar la presencia de elementos que luego se reconocerán en la

caracterización química.

12

- El análisis por secciones delgadas se incluye sólo en caso que se requiera, a la

luz de los resultados que se obtengan, dado su carácter eventual.

2.2.5 Pruebas de Sulfatación (Aglomeración y Curado)

En base a los resultados de consumo de ácido estándar, se estudian las curvas de

dosificación de ácido al curado a varias granulometrías máximas de chancado. Se

evalúa para cada granulometría la recuperación obtenida, luego del curado con

diferentes dosificaciones de ácido, a objeto de determinar las proporciones

óptimas de cada caso.

Se analizan además, las recuperaciones por fracción granulométrica, sólo para las

muestras de las pruebas a varios tamaños máximos y tratadas con la dosificación

óptima. Los resultados orientan la definición de los tamaños de chancado máximo,

a partir de las cuales se nota un deterioro de las recuperaciones.

- Se determinan las dosificaciones de ácido en curado/aglomerado, que producen

una recuperación máxima e inmediata del cobre, sin excesos de ácido residual,

que afecten la concentración de la solución rica, desde el primer momento del

riego.

- En la caracterización química de las muestras tratadas, se reevalúan las

recuperaciones y consumos de ácido estándar y a pH constante. Se definen las

dosificaciones óptimas y se evalúan las recuperaciones por fracción

granulométrica, para afinar las granulometrías máximas y las tasas de riego de

tratamiento.

- Una vez afinadas las condiciones del curado, se repite la caracterización física,

para determinar el comportamiento del mineral luego del tratamiento.

13

2.2.6 Pruebas de Lixiviación en Columna.

Con los resultados de las pruebas anteriores se diseñan las pruebas de lixiviación

en columnas, adoptando el tamaño del chancado, la distribución granulométrica,

las dosificaciones de agua y de ácido para el curado/aglomerado y las tasas de

riego determinadas en ellas.

El diámetro de las columnas es concordante con la necesidad de evitar “efectos de

pared” a las granulometrías del ensayo. Las concentraciones de ácido del riego se

ajustan continuamente, para obtener los efluentes con acidez, compatibles con los

procesos SX. Las soluciones efluentes se procesan por SX para retornar al riego

de la columna los refinos, redosificados en ácido si es necesario, cerrando el

circuito de soluciones y permitiendo evaluar el efecto de la acumulación de

impurezas.

La información permitirá principalmente definir las curvas de cinética de la

recuperación (por sólidos y soluciones), del consumo de ácido y el

comportamiento en el tiempo de la concentración del cobre en efluentes.

En las pruebas se determinará la relación entre el costo diario del consumo del

ácido y la extracción diaria del cobre, para determinar la extensión del ciclo de

tratamiento, modelada a varios precios del ácido sulfúrico y del cobre.

Un análisis de los resultados de esta prueba permitirá:

- Redefinir la “dosificación recomendable” de ácido en curado, en sustitución de la

“dosificación óptima”, si el consumo de ácido del mineral así lo requiere.

- El comportamiento físico del material y su relación con el comportamiento

hidráulico, evaluando la disgregabilidad y compactación durante el período de

lixiviación, y cualquier otro aspecto que sea considerado relevante para el diseño

de la planta o para su operación.

14

- Estudiar las recuperaciones por fracción granulométrica del mineral, que

permiten confirmar las decisiones sobre el tamaño de chancado.

- Clarificar el efecto de las razones de riego sobre la cinética y las concentraciones

de cobre, ácido e impurezas en los efluentes.

- Evaluar las tasas de disolución de impurezas, respecto del cobre y determinar

otros factores relevantes para la lixiviación industrial.

Los resultados de la prueba, proporcionan una buena aproximación de las

recuperaciones y consumos de ácido esperables en la lixiviación industrial y

proporcionan la información para definir la probable configuración del circuito de

soluciones, que logre manipular el comportamiento de la lixiviación, para obtener

la solución rica ajustada a los requerimientos de la planta SX.

15

3 MATERIALES Y MÉTODOS

3.1 Aspectos Generales Para evaluar las pruebas geometalúrgicos en la caracterización de los recursos

lixiviables, se han propuesto 3 pruebas: Lixiviación en botella ISO-pH 1.0 y 1.5,

Sulfatación y Lixiviación en columna de 1 metro, dichas pruebas permitirán

verificar el proceso que realmente son beneficiadas con el método de lixiviación en

pilas que actualmente se utiliza en el proceso de obtención de cobre. Es por ello

que para evaluar técnicamente los índices metalúrgicos en la etapa de lixiviación,

estas pruebas fueron realizadas en SGS CIMM TyS S.A, Sede Antofagasta y en

conjunto de equipo de laboratorio Químico de SGS Sede la Negra, Antofagasta,

los resultados serán analizados y utilizados para una evaluación técnica.

3.2 Consideraciones en las Pruebas Geometalúrgica

Con el motivo de evitar errores en la ejecución de las pruebas, se tomaron

precauciones en la manipulación de los reactivos de lixiviación ya que se utilizará

un medio acido durante el proceso de las pruebas para obtener un resultado de la

caracterización óptima para simular el proceso en planta de óxido de lixiviación y

tomando todas las precauciones de seguridad para evitar daños y accidentes que

pueden llevar a daños irreversible y en el caso fatal. Obtenidos los resultados en

laboratorio es para obtener los datos ideales en el proceso ya que por condiciones

geográficas varia el aspecto de oxigenación y prensión durante en el proceso de

realización de las pruebas geometalúrgica.

16

3.3 Formación y Preparación de Compósitos

Para las pruebas de lixiviación en botella ISO-pH 1.0 – 1.5 y análisis químico de

cabeza por CuT, Cu Soluble y Fe. Alternativamente quedarán muestras para

repeticiones (duplicados 10%) y muestras para preparar para análisis

mineralógico.

Para la formación de compósitos se recepcionó e identificó las muestras según

listado proveniente de cliente, se chequeo el peso recepcionada como se muestra

en la tabla 3.1, se preparó cada una de las muestras por separado totalizando 30

muestras subdivididas en 5 UGT (unidades geológicas). A cada muestra se

clasificó por Gilson malla 10 Tyler, el sobre tamaño se chancó en Chancador

Rhino y se volvió a clasificar en circuito cerrado hasta obtener 100% -10# Tyler, se

homogeneizó y se dividió en carrusel para obtener paquetes de 1 kg de muestra

representativas embolsadas, identificadas y selladas. Para finalizar se tomaron 4

submuestra al azar y se pulverizo en equipo Labtech a una granulometría de

100% -150# Tyler, se embolsan las 4 submuestras con alrededor de 200-250 g

para análisis químico por CuT, Cu soluble y Fe.

Tabla 3.1 Preparación compósito a perfil granulométrico

Fracción Perfil Planta

(%)

Compósito Curado Ácido

(g)

Compósito Col 1 m (kg)

+1” +3/4” +1/2” +1/4” +35# -35#

1.0

6.0

28.0

32.0

24.0

9.0

30.0

180.0

840.0

960.0

720.0

270.0

0.30

1.80

8.40

9.60

7.20

2.70

TOTAL 100.0 3000.0 30.00

Mayor especificación se encuentra detallada en anexo A.

17

3.4 Caracterización

Para las pruebas de lixiviación ISO-pH 1.0 y 1.5 las leyes individuales de las 30

muestras de aire reverso para pruebas de lixiviación en botella a Iso-pH., como

también el promedio de cada UGT se presenta en la tabla 11.1 en el Anexo B. Se

denota que las muestras de la UGT – 1 presentan una Tasa OX promedio de 0.30

indicando su carácter de Mixto en la mineralización de cobre.

La caracterización química de las siete muestras de sondajes diamantina para

pruebas de sulfatación y lixiviación en columna, incluyendo la muestra Óxido

Referencial se presenta en la tabla 3.2.

Tabla 3.2 Leyes globales muestras sondajes diamantina y oxido referencial Muestra CuT (%) Cu Sol (%) Fe (%) Mn (%) Tasa OX

UGT-3-C1 0,52 0,38 3,67 0,04 0,73

UGT-3-C2 1,00 0,80 3,60 0,04 0,80

UGT-5-C1 0,85 0,66 3,71 0,05 0,78

UGT-5-C2 0,48 0,38 3,49 0,05 0,79

UGT-2-C1 0,68 0,55 1,87 0,03 0,81

UGT-4-C1 0,57 0,46 2,44 0,05 0,81

UGT-1-C1 0,68 0,23 3,25 0,05 0,34

OX .REFER 0,93 0,62 1,93 0,01 0,67

En el capítulo Anexo B se detallará los resultados obtenidos con más detalle.

18

3.5 Equipos y Materiales a utilizar

Para las Pruebas Geometalúrgicas se utilizó distintos materiales y equipos que se

detallará a continuación.

3.5.1 Materiales para la Lixiviación ISO-pH 1.0 y 1.5

Para la preparación de mineral para las pruebas ISO-pH se utilizó lo siguiente:

• Equipo Gilson.

• Malla 10 Tyler.

• Chancador Rhino.

• Palas, poruñas plásticas.

• Homogeneizador Riffles.

• Divisor rotatorio (Carrusel)

• Pulverizador Labtech LM-2.

• Bolsas plásticas.

• Plumones.

• Escobillones.

Para las pruebas de lixiviación ISO-ph se utilizó lo siguiente:

Balanza

Botella plástica de 5 litros.

Equipo de rodillos giratorios.

pH metro, electrodo, soluciones buffer 1.68 y 4.

Ácido sulfúrico concentrado

Probeta, Propipetas, pipetas de 100 ml.

Kitazatos.

Embudos Buschmann.

Bomba de Vacío.

19

Planilla registro datos.

Solución Lixiviante acidulada pH = 1.5 y pH = 1.0.

Solución concentrada de reposición con 200 g/l en ácido.

3.5.2 Materiales para la preparación mineral para las pruebas de sulfatación y lixiviación en columna de 1 metro.

Muestras con fracciones monotamaños (+1”, +3/4”, +1/2”, +1/4”, +35# y -35#)

ensacadas con 20 kg de mineral aproximadamente.

Balanza (Capacidad 120 kg) y patrones de calibración.

Palas carboneras.

Bolsas plásticas 3 kg y 30 kg.

Escobillones.

Poruñas plásticas.

Tambores metálicos de 200 litros con tapa.

3.5.3 Materiales y equipos para las pruebas de sulfatación

6 muestras compósitadas de 3 kg c/u.

Balanza.

Lona plástica.

Pizeta rociadora de agua.

Jeringa dosificadora de ácido concentrado.

Depósito 10 litros con tapa.

Equipo de rodillos.

Pipeta 100 ml.

Frascos plásticos de 250 ml.

Ácido sulfúrico concentrado (98 %).

Agua potable.

20

Planillas de operación.

3.5.4 Materiales y equipos para las pruebas de lixiviación en columna de 1 metro.

Muestras de 30 kg, representativas del perfil granulométrico de Planta Oxido y

de cada mineral solicitado para el estudio.

Columnas de PVC de 1 m x 6” ø.

Depósitos alimentadores de solución, 5 litros, con sistema de riego controlado.

Bidones receptores de solución, 5 y 15 litros.

Probetas para control de flujo, 10 ml.

Frascos para muestras de solución, 250 ml.

Lona plástica, para aglomeración por roleo.

Regaderas plásticas para ácido y agua, 2 litros.

Ácido sulfúrico concentrado (98 %).

Refino 10 g/l de sulfato de cobre

Balanza 6 – 15 – 120 kg, con masas de calibración.

Picnómetros para densidad, 50 ml.

pH- meter WIW, electrodos de pH, redox y soluciones buffer 4 y 7.

Bandejas metálicas, enlozadas y/o acero inoxidable.

Estufa de secado ripios.

Equipos preparación muestras: Chancador mandíbula, Rhino, cuarteadores

Riffles, carrusel y pulverizador Labtech (LM-2).

Planillas de registros y libro reporte de operación.

21

3.6 Procedimientos El detalle paso a paso del procedimiento se encuentra detallado en el Anexo C.

3.6.1 Procedimiento lixiviación ISO-pH 1.0 y 1.5 Las condiciones de operación propuestas para realizar las pruebas que se

muestran en la tabla 3.3. Tabla 3.3 Parámetros operacionales Iso-pH

Masa mineral alimentado (g) 1000

Razón Líquido / Sólido (p/p) 2/1

Granulometría de Alimentación 100 % - 10# Tyler

Tiempo de Agitación 72 horas.

Solución Lixiviante Agua acidulada 10 y 5 g/l

Tiempos de Muestreo 2, 4, 8, 12, 24, 36, 48, 72 horas.

Solución Concentrada de Reposición 200 g/l Ácido Sulfúrico.

Volumen Muestra 100 ml.

3.6.2 Procedimiento Pruebas Sulfatación

Para cada muestra generada deberá estudiarse el curado bajo las condiciones

operacionales que se muestran en la tabla 3.4.

Tabla 3.4 Parámetros prueba sulfatación

Peso muestra (kg) 3

Granulometría Compósito perfil planta óxido

Dosificación ácido (kg/t) 4 niveles, según resultados pruebas botellas.

Dosificación agua (litros) A determinar para cada muestra a estudiar,

en ensayo previo.

Tiempos de reposo (días) 3

Tiempo lavado aglomerado 10 minutos.

Agua lavado 6 litros.

22

La aglomeración – curado ácido se realizará mediante los agregados sucesivos de

1/3 Agua – 1/2 Ácido – 1/3 Agua – 1/2 Ácido – 1/3 Agua, con los correspondientes

roleos.

3.6.3 Procedimiento Pruebas Lixiviación Columna 1 metro

Las condiciones operacionales para la realización de las pruebas serán

entregadas por, de acuerdo a lo mencionado por el cliente se realizarían 16

columnas de 1 metro.

La distribución granulométrica para la formación de cargas con el perfil requerido

se entrega en la tabla 3.5.

Tabla 3.5 Distribución granulométrica

Fracción Peso (kg)

Parcial (%)

Retenido Acum. (%)

+11/4” +1” +3/4” +1/2” +1/4” +35# -35#

0.0

0.3

1.8

8.4

9.6

7.2

2.7

0.0

1.0

6.0

28.0

32.0

24.0

9.0

0.0

1.0

7.0

35.0

67.0

91.0

100.0

TOTAL 30.00 100.0

El diseño de operación para las 8 muestras practicadas en duplicado, es decir, 16

columnas de lixiviación de 1 metro cada una y 6” de diámetro, se realizó de

acuerdo a los resultados de curado ácido (25 kg/t) con una demanda de agua de

acuerdo a la dosificación óptima determinada en la prueba de curado ácido, con

tasa de riego de 10 l/h/m2.

El control de las soluciones salientes se realizó de acuerdo a la tabla 3.6.

23

Tabla 3.6 Control soluciones salientes

DÍA OPERACIÓN FRECUENCIA MUESTREO

1 AL 10 DIARIO

10 AL 20 CADA 2 DÍAS


30 (LAVADO) DIARIO

33 (DRENAJE + DESCARGA) DESPUÉS DE 3 DÍAS

24

4 RESULTADOS

4.1 Resultados Lixiviación Iso-pH 1.0

El pH se ajusta periódicamente en el transcurso de la prueba y en los tiempos de

muestreo. Finalizada la lixiviación a las 72 horas, se procede a filtrar la pulpa para

obtener la SR. El ripio se lava con 1 litros de agua en el filtro y se obtiene la SL

con el ripio final. Ambas soluciones finales se miden y muestrean para su análisis

químico. Los ripios se secan en estufa, se pesan y se pulverizan a -150 # para

enviarlos al Laboratorio Analítico para determinar las leyes de CuT y CuSol.

Las tablas, datos y resultados obtenidos para cada prueba individual, se presentan

en el Anexo D, como también la cinética de extracción del CuT y consumo total de

ácido.

La tabla 13.1 del Anexo D reúne los resultados metalúrgicos de las 30 pruebas y

los promedios obtenidos para cada UGT y a continuación se detallarán los

resultados.

4.1.1 Extracción de CuT Las extracciones de CuT informadas son evaluadas con el cobre extraído en la

solución con referencia al cobre contenido en la cabeza calculada obtenida por

balance.

La categorización de lixiviabilidad exhibida de mayor a menor para cada UGT y

sus rangos mínimos y máximos se presenta en la tabla 4.1

25

Tabla 4.1 Extracción promedio Iso-pH 1.0 UGT Ext. Promedio (%) Mínimo Máximo Mineralización

5 4 3 2 1

85.30

83.80

82.43

79.57

50.53

69.80

75.39

74.95

68.48

47.36

94.04

91.98

87.54

94.81

56.03

OX (V + N)

OX (V + N)

OX (V)

OX (V)

MIXTO

4.1.2 Cabezas Calculadas.

En general las cabezas calculadas de CuT resultaron menores o similares a las

leyes de CuT analizadas, con una desviación absoluta menor a 0.10. La prueba

que presentó una mayor desviación y la única superior al 10 % es la muestra UGT

4 – C4 con 0.17 (11.3 %).

4.1.3 Cinética Extracción CuT.

Los resultados de cinética de extracción del CuT se detallan para cada prueba en

la planilla de Resultados en el Anexo D.

Los resultados comparativos entre pruebas y promedios para cada UGT se

presentan en la tabla 13.2 en el Anexo D, determinando la extracción a las 2 y 72

horas, como también la razón entre ambas E(2)/E(72) que se define como índice

cinético. Los resultados categorizados por UGT se encuentran en la tabla 4.2

26

Tabla 4.2 Cinética extracción Iso-pH 1.0 UGT E(2) / E(72)

1

3

5

2

4

0.77

0.74

0.74

0.72

0.71

Existe tendencia en todas las UGT al índice 0.73, indicando similar

comportamiento cinético para el cobre extraído y que en las 2 primeras horas se

tiende a lixiviar el 73 % del CuT lixiviado en las 72 horas.

4.1.4 Consumo de Ácido Neto y Total.

Los consumos de ácido neto y total expresados en kg/t y kg/kg Cu para cada

prueba y promedio para cada UGT, se presentan en el Anexo D la tabla 13.1 de

Resultados Metalúrgicos.

La categorización de menor a mayor reactividad de la ganga para cada UGT se

establece en la tabla 4.3.

Tabla 4.3 Cons. Ácido neto promedio Iso-pH 1.0

UGT Cons. Ácido Neto (kg/t) Mínimo Máximo

2

4

1

3

5

16.08

16.64

20.00

21.74

27.87

11.85

13.93

12.62

6.48

16.83

22.46

21.92

27.05

35.72

35.31

El menor consumo neto lo presentó la muestra UGT 3 – C5 con 6.48 kg/t, valor no

normal en una prueba de lixiviación.

27

El mayor consumo se exhibió por la UGT 3 – C6 con 35.72 kg/t. Dicha prueba

también resultó con el máximo consumo total de 52.35 kg/t de las 30 pruebas.

4.1.5 Cinética Consumo Ácido Neto.

Al igual que la cinética de extracción de cobre se determina el índice cinético de

consumo neto evaluando CN(2) y CN(72) y la razón CN(2)/CN(72). Dichos valores

se presentan en la tabla 13.2 de Resultados cinéticos en Anexo D.

La categorización de cinética de consumo de ácido neto por UGT se muestra en la

tabla 4.4.

Tabla 4.4 Cinética cons. ácido neto Iso-pH 1.0 UGT CN(2) / CN(72)

1

2

5

4

3

0.30

0.53

0.58

0.59

0.67

Las UGT con mineralización Oxido tienden a presentar similar cinética de

consumo por la ganga y mayor que la UGT – 1 que es Mixto.

4.1.6 Disolución de Impurezas y Eh.

En la Tabla 13.3 adjunta en Anexo D, se presentan los resultados del monitoreo

de impurezas y potencial redox (Eh) de las soluciones. Los valores, por UGT,

tienden a ser similares y normales para minerales lixiviables de cobre.

Los valores promedios por UGT se especifican en la tabla 4.5

28

Tabla 4.5 Valores promedio de impureza y Eh Iso-pH 1.0 Parámetro UGT - 1 UGT - 2 UGT - 3 UGT – 4 UGT – 5

Fe – 72 h (g/l)

Mn – 72 h (ppm)

Cl – 72 h (ppm)

NO3 – 72 h (ppm)

Eh – 72 h (mV)

0.91

18

337

---

642

0.66

16

286

---

656

0.78

16

373

5.35

648

0.57

60

291

---

665

1.05

76

297

---

654

En resumen en las pruebas Iso-pH 1.0 como podemos observar que las

extracciones de CuT promedio en las pruebas son bastante observable para su

extracción salvo que la UGT-1 que sus resultados en la extracción promedio es de

50.53% y además tiene un alto consumo de ácido total promedio de 7.20 Kg/Kg

Cu debido a su característica mineralógica mixto ya que sus partículas de Cu

están asociadas a partículas sulfuradas y a ganga, además, su ley de cabeza total

promedio de 0.94%. Mientras las otras pruebas se mantienen en el rango de

recuperación de 79.57 a 85.30%, con un rango de consumo de ácido entre 4.52 a

6.35 kg/kg/Cu que corresponde a minerales de óxido (verde y verde + negro).

4.2 Resultados Lixiviación Iso-pH 1.5 El pH se ajusta periódicamente en el transcurso de la prueba y en los tiempos de


obtener la SR. El ripio se lava con 1 litros de agua en el filtro y se obtiene la SL

con el ripio final. Ambas soluciones finales se miden y muestrean para su análisis

químico. Los ripios se secan en estufa, se pesan y se pulverizan a -150 # para

enviarlos al Laboratorio Analítico para determinar las leyes de CuT y CuSol.


en el Anexo E, como también la cinética de extracción del CuT y consumo total de

ácido.

29

La tabla 14.1 adjunta en Anexo E reúne los resultados metalúrgicos de las 30

pruebas y los promedios obtenidos para cada UGT, a continuación se detallará los

resultados obtenidos.

4.2.1 Extracción CuT. Las extracciones de CuT informadas son evaluadas con el cobre extraído en la


balance.

La categorización de lixiviabilidad exhibida de mayor a menor para cada UGT y

sus rangos mínimos y máximos se presenta en la tabla 4.6.

Tabla 4.6 Extracciones promedio Iso-pH 1.5

UGT Ext. Promedio (%) Mínimo Máximo Mineralización

5 4 3 2 1

83.96

81.52

80.24

77.37

44.02

68.68

71.84

73.57

66.59

38.82

93.16

91.94

86.15

92.97

52.29

OX (V + N)

OX (V + N)

OX (V)

OX (V)

MIXTO


En general las cabezas calculadas de CuT resultaron menores o similares a las

leyes de CuT analizadas, con una desviación absoluta menor a 0.10. La prueba

que presentó una mayor desviación de 5.79 % fue la muestra UGT 3 – C12.

30

4.2.3 Cinética Extracción CuT. Los resultados de cinética de extracción del CuT se detallan para cada prueba en

la planilla de Resultados en el Anexo E.


presentan tabulados en la tabla 14.2 adjunta en Anexo E, determinando la

extracción a las 2 y 72 horas, como también la razón entre ambas E(2)/E(72) que

se define como índice cinético. Los resultados categorizados por UGT se muestra

en la tabla 4.7.

Tabla 4.7 Cinética de extracción Iso-pH 1.5

UGT E(2) / E(72)

1

5

3

2

4

0.77

0.75

0.74

0.73

0.72

Existe tendencia en todas las UGT al índice 0.74, indicando similar


tiende a lixiviar el 74 % del CuT lixiviado en las 72 horas.

4.2.4 Consumo de Ácido Neto y Total. Los consumos de ácido neto y total expresados en kg/t y kg/kg Cu para cada

prueba y promedio para cada UGT, se presentan en la Tabla 14.1 de Resultados

Metalúrgicos adjunta en Anexo E.


establece en la tabla 4.8.

31

Tabla 4.8 Cons. ácido neto promedio Iso-pH 1.5 UGT Cons. Ácido Neto (kg/t) Mínimo Máximo

2

4

3

1

5

11.11

11.95

14.53

15.53

18.43

7.83

9.44

0.88

11.97

11.16

14.24

13.78

23.22

20.98

22.54

El menor consumo neto lo presentó la muestra UGT 3 – C5 con 0.88 kg/t, valor no

normal en una prueba de lixiviación.

El mayor Consumo Neto se exhibió por la muestra UGT 3 – C3 con 23.22 kg/t.

4.2.5 Cinética Consumo Ácido Neto. Al igual que la cinética de extracción de cobre se determina el índice cinético de


se presentan en la tabla 14.2 de Resultados cinéticos Adjunta en Anexo E.

La categorización de cinética de consumo de ácido neto por UGT se detalla en la

tabla 4.9. Tabla 4.9 Cinética cons. ácido Iso-pH 1.5

UGT CN(2) / CN(72)

1

5

4

2

3

0.36

0.54

0.63

0.66

0.94

Las UGT con mineralización Oxido tienden a presentar similar cinética de

consumo por la ganga y mayor que la UGT – 1 que es Mixto.

32

4.2.6 Disolución de Impurezas y Eh. Se presentan los resultados del monitoreo de impurezas y potencial redox (Eh) de

las soluciones. Los valores, por UGT, tienden a ser similares y normales para

minerales lixiviables de cobre.

Los valores promedios por UGT se muestran en la tabla 4.10.

Tabla 4.10 Valores de impureza y Eh Iso-pH 1.5

Parámetro UGT - 1 UGT - 2 UGT - 3 UGT – 4 UGT – 5

Fe – 72 h (g/l)

Mn – 72 h (ppm)

Eh – 72 h (mV)

0.61

15

620

0.45

13

625

0.51

11

617

0.39

55

636

0.62

41

614

En resumen en las pruebas Iso-pH 1.5 como podemos observar que las

extracciones de CuT promedio en las pruebas son bastante observable para su


44.02% y además tiene un alto consumo de ácido promedio de 6.71Kg/Kg Cu

debido a su característica mineralógica mixto ya que sus partículas de Cu están

asociadas a partículas sulfuradas y a ganga, además, su ley de cabeza total

promedio de 0.94%. Mientras las otras pruebas se mantienen en el rango de

recuperación de 79.57 a 85.30%, con un rango de consumo de ácido entre 3.71 a

4.62 kg/kg Cu que corresponde a minerales de óxido (verde y verde + negro)

4.3 Resultados Lixiviación Anexas Iso-pH 1.0 y 1.5

El pH se ajusta periódicamente en el transcurso de la prueba y en los tiempos de


obtener la Solución Rica (SR). El ripio se lava con 1 litro de agua en el filtro y se

obtiene la Solución de Lavado (SL) en conjunto con el ripio final. Ambas

soluciones finales se miden y muestrean para su análisis químico. Los ripios se

33

secan en estufa, se pesan y se pulverizan a -150 # para enviarlos al Laboratorio

Analítico para determinar las leyes de CuT y CuSol.


en el Anexo F, como también la cinética de extracción del CuT y consumo total de

ácido.

La tabla 15.1 adjunta en Anexo F reúne los resultados metalúrgicos de las 16

pruebas y los promedios obtenidos para cada UGT.

4.3.1 Extracción CuT.

Las extracciones de CuT informadas son evaluadas con el cobre extraído en la


balance.

La categorización de lixiviabilidad exhibida de mayor a menor para cada UGT en

Iso-pH 1.0 y sus rangos mínimos y máximos se presentan en la tabla 4.11.

Tabla 4.11 Extracción promedio Anexas Iso-pH 1.0

UGT Ext. Promedio (%) Mínimo Máximo

1

4

2

3

78.98

76.73

58.79

43.87

78.89

75.62

58.19

43.04

79.06

77.84

59.39

44.70

34


En general las cabezas calculadas de CuT resultaron similares a las leyes de CuT

analizadas, con una desviación absoluta menor a 0.05. La prueba que presentó

una mayor desviación de 4.7 % fue la muestra UGT 3 – C7 a Iso-pH 1.5.

4.3.3 Cinética Extracción CuT. Los resultados de cinética de extracción del CuT se detallan para cada prueba en

la planilla de Resultados en el Anexo F.


presentan tabulados en la Tabla 15.2 adjunta en Anexo F, determinando la

extracción a las 2 y 72 horas, como también la razón entre ambas E(2)/E(72) que

se define como índice cinético. Los resultados categorizados por UGT se muestra

en la tabla 4.12.

Tabla 4.12 Cinética extracción Anexas Iso-pH

UGT Iso-pH 1.0 Iso-pH 1.5

E(2) / E(72) E(2) / E(72)

3

2

1

4

0.84

0.76

0.74

0.73

0.84

0.77

0.75

0.75

Existe tendencia en todas las UGT a un índice superior al 0.7, indicando similar


tiende a lixiviar más del 70 % del CuT lixiviado de las 72 horas de operación de la

prueba, la UGT-3 presenta un índice mayor por sobre las demás UGT en un 10 %

aproximadamente.

35

4.3.4 Consumo de Ácido Neto y Total.

Los consumos de ácido neto y total expresados en kg/t y kg/kg Cu para cada

prueba y promedio para cada UGT, se presentan en la Tabla 15.1 de Resultados

Metalúrgicos.


establece a continuación visualizando las pruebas a Iso-pH 1.0 que se indica en la

tabla 4.13. Tabla 4.13 Cons. ácido neto promedio pruebas Anexas.

UGT Cons. Ácido Neto (kg/t) Mínimo Máximo

3

4

2

1

18.79

20.48

22.68

26.69

18.27

19.96

22.27

25.66

19.31

20.99

23.08

27.71

El menor Consumo Neto lo presentó la muestra UGT 3 – C7 con 18.27 kg/t, valor

moderado o normal en una prueba de lixiviación.

El mayor Consumo Neto se exhibió por la muestra UGT 1 – C10 con 27.71 kg/t.

4.3.5 Cinética Consumo Ácido Neto.

Al igual que la cinética de extracción de cobre se determina el índice cinético de


se presentan en la Tabla 15.2 de Resultados Cinéticos adjunta en Anexo F.

La categorización de cinética de consumo de ácido neto por UGT visualizando las

pruebas a Iso-pH 1.0 es la indicada en la tabla 4.14.

36

Tabla 4.14 Cinética cons. acido Anexas Iso-pH 1.0 UGT CN(2) / CN(72)

3

2

1

4

0.18

0.24

0.42

0.42

Las UGT 1 y 4 con mineralización Oxido tienden a presentar similar cinética de

consumo por la ganga y presentan valores mayores que las UGT – 2 y 3

categorizados como Mixto.

4.3.6 Disolución de Impurezas y Eh.

En planillas de control del Anexo F se presentan los resultados del monitoreo de

impurezas y potencial redox (Eh) de las soluciones. Los valores, por UGT

comparados para las pruebas a Iso-pH 1.0, tienden a ser similares y normales

para minerales lixiviables de cobre.

Los valores promedios por UGT se muestra en la tabla 4.15

Tabla 4.15 Impurezas y Eh Anexas Iso-pH

Parámetro UGT - 1 UGT - 2 UGT - 3 UGT – 4

Fe – 72 h (g/l)

Mn – 72 h (ppm)

Eh – 72 h (mV)

1.28

16

641

1.20

15

634

1.34

27

630

0.90

16

650

En resumen en las pruebas Anexas Iso-pH 1.0 y 1.5 como podemos observar que

las extracciones de CuT promedio en las pruebas son bastante observable para su


43.87% y además tiene un alto consumo de ácido total promedio de 6.65 Kg/Kg

Cu en iso-pH 1.0 y 5.01 kg/kg Cu en iso-pH 1.5 debido a su característica

mineralógica mixto ya que sus partículas de Cu están asociadas a partículas

sulfuradas y a ganga, además, su ley de cabeza total promedio de 0.25%.

37

Mientras las otras pruebas se mantienen en el rango de recuperación de 58.79 a

78.98%, con un rango de consumo de ácido total entre 5.29 a 6.65 kg/kg/Cu para

las iso-pH 1.0 y 3.82 a 4.45 kg/kg Cu para iso-pH 1.5 con ley de cabeza en un

rango de 0.38 a 0.7% de CuT.

4.4 Preparación Muestras Sondajes Diamantinas. Las muestras para Pruebas de Curado Ácido y Pruebas de Columnas en 1 metro,

proporcionadas por Geología corresponden a compósitos de UGT de sondajes de

diamantina, cada muestra recibida presentó un peso promedio de alrededor de

195 kg. Cada muestra fue sometida al siguiente procedimiento operacional:

Chancado en circuito cerrado a -11/4”.

Clasificación en mallas +1”, +3/4”, +1/2”, +1/4”, +35# y -35#.

Embolsado de cada fracción de tamaño.

Compositación de cargas de 30 kg para pruebas en columnas de 1 metro y

6 compósitos de 3 kg para cada prueba de sulfatación de acuerdo a perfil

granulométrico de Planta Óxido

El perfil granulométrico de cada carga se muestra en la tabla 4.16.

Tabla 4.16 Perfil granulométrico muestras sondajes diamantinas

Fracción UGT -

Ret. Parc. (%) OX. REFERENCIAL

Ret. Parc. (%)

+1” +3/4” +1/2” +1/4” +35# -35#

1.0

6.0

28.0

32.0

24.0

9.0

---

7.0

28.0

32.0

24.0

9.0

TOTAL 100.0 100.0

38

Cabe señalar que la muestra Óxido Referencial, solamente se sometió a

clasificación para luego formar las cargas con perfil granulométrico similar a las

cargas para muestras de sondaje diamantina, con la excepción de la fracción +1”

donde la clasificación no tuvo aporte por dicha fracción.

Cada fracción de tamaño del perfil granulométrico, fue muestreado para obtener

submuestras a granulometría -10 # Tyler.

En total se muestrearon 20 y 17 kg de cada compósito distribuidos se detalla en la

tabla 4.17.

Tabla 4.17 Perfil granulométrico muestras sondajes diamantinas

Fracción UGT -

Peso (kg) OX. REFERENCIAL

Peso (kg)

+1” +3/4” +1/2” +1/4” +35# -35#

3.0 5.0 5.0 5.0 1.0 1.0

--- 5.0 5.0 5.0 1.0 1.0

TOTAL 20.0 17.0

Finalmente las muestras son pulverizadas a -150# Tyler y ensobradas para el

envío a análisis químico en Laboratorio Óxido que opera SGS CIMM T&S – Sede

Antofagasta.

4.5 Resultados Pruebas de Sulfatación

Para cada muestra generada se estudió el curado bajo las siguientes condiciones

operacionales que se muestran en la tabla 4.18.

39

Tabla 4.18 Parámetros pruebas de sulfatación Peso muestra (kg) 3

Granulometría Compósito perfil planta óxido.

Dosificación ácido (kg/t) 4 niveles, (25%, 50%, 75% y 100%).

Dosificación agua (litros) A determinar para cada muestra a estudiar,

en ensayo previo.

Tiempo de reposo (días) 3

Tiempo lavado aglomerado 10 minutos.

Agua lavado 6 litros.

La aglomeración – curado ácido se realizará mediante los agregados sucesivos de

1/3 Agua – 1/2 Ácido – 1/3 Agua – 1/2 Ácido – 1/3 Agua, con los correspondientes

roleos.

De acuerdo a los resultados preliminares del curado, se debió practicar un quinto

nivel de ácido correspondiente al 150 % del consumido de la botella, ya que las

practicadas inicialmente fueron consumidas prácticamente en su totalidad.

Los resultados obtenidos en las pruebas de sulfatación, se presentan en las

siguientes Tablas y gráficas:

Tabla 16.1 : Planilla Registro Pruebas de Curado (Anexo G).

Tabla 4.19 : Resultados Pruebas de Curado.

Figura 4.1 a 4.8 : Gráficas de extracción CuT y Cons. Ácido total v/s

dosificación de ácido.

40

Tabla 4.19 Resultados prueba de curado

41

4.5.1 Resultados Dosis Óptima de Agua Humectación. Las muestras demandaron dosis óptima de agua comprendidas entre 33 l/t a 40 l/t.

Las UGT – 3 y UGT – 2 demandaron 40 l/t. Las UGT – 5 – C2, UGT – 4 – C1,

UGT – 1 – C1 y Óxido Referencial resultaron con igual dosis de 33 l/t.

4.5.2 Resultados Dosis Óptima de Ácido. De acuerdo a las gráficas de Extracción y Consumo de Ácido v/s Dosificación de

ácido, agrupadas como Fig. 4.1 a 4.8, se observa comportamiento similar para las

dos muestras de UGT – 3 y para las dos muestras UGT – 5. Para ambas UGT, las

dosis óptima se establece gráficamente en alrededor de 25 kg/t.

Para las muestras UGT – 2 – C1 y UGT – 4 – C1, la dosis óptima está

comprendida entre 15 kg/t a 20 kg/t. Las muestras UGT – 1 – C1 y Óxido

Referencial, exhibieron comportamiento creciente en la extracción y se opta por 25

kg/t como la óptima de operación para visualizar el comportamiento a la lixiviación

en columnas bajo las mismas condiciones.

42

Fig 4.1 Curado ácido UGT-3-C1, Extracción y cons. ácido v/s Dos. ácido


Fig 4.3 Curado ácido UGT-5-C1, Extracción y cons. ácido v/s Dos. Acido


43




Fig 4.8 Curado ácido Ox. Ref., Extracción y cons. ácido v/s Dos. Acido

44

4.6 Resultados Pruebas Lixiviación en Columna de 1 metro

Las Leyes de cabeza recepcionada para muestras de sondajes de diamantina y

óxido referencial se presentan en la tabla 4.20.

Tabla 4.20 Leyes Globales Muestras Sondajes Diamantina y Óxido Referencial

Las leyes compósitadas para Pruebas de Curado Ácido y Pruebas de Columnas

de Lixiviación a 1 metro se presentan en la tabla 4.21.

Tabla 4.21 Leyes Compósitadas para Pruebas de Curado Ácido y Columnas 1 metro

La ley recepcionada con respecto a la ajustada a perfil de planta Óxido no

presentó mayores diferencias, ya que una vez recibidas las diamantinas fueron

sometidas a una previa etapa de chancado para lograr una primera clasificación y

caracterización.

45

4.6.1 Pruebas de Lixiviación Columnas 1 metro. En tablas 17.1 y 17.2 adjunta en Anexo H se presentan un Resumen de

Resultados para las 16 pruebas de columnas; los resultados promedios para cada

UGT se aprecian en las fig. 4.9 y fig 4.10 presentando porcentajes de

Extracciones de cobre total y Consumo de ácido neto en kg/t; en Anexo H se

presentan datos y resultados operacionales, además de gráficas de extracción de

Cu y Consumos de Ácido para cada columna.

Fig 4.9 Extracción CuT promedio, Lix. Columna

Fig 4.10 Cons. ácido neto promedio, Lix. Columna

46

4.7 Análisis de Resultados

4.7.1 Análisis de Resultados de Lixiviación ISO-pH 1.0 y 1.5

Los resultados metalúrgicos obtenidos en las pruebas a Iso-pH 1.0 y 1.5 se

presentan en la tabla 4.22. Las extracciones de CuT promedio de las cuatro UGT–

Óxidos resultaron superiores a 80 % a Iso – pH 1.0 y levemente inferior cuando se

utilizó el Iso – pH 1.5. El consumo de ácido total en kg/t también resultó mayor en

las pruebas a Iso-pH 1.0 variando de 24.9 kg/t para la UGT–2 hasta 38.59 kg/t

para la UGT–5.

La UGT–1 de carácter Mixto, presentó resultados promedios de extracción de CuT

de 50.5 % a Iso-pH 1.0 y 44.0 % a Iso-pH 1.5.

En general las UGT con litología Andesita (UGT–1, UGT–3 y UGT–5) presentan

mayor consumo de ácido, comparando con las muestras de las UGT–2 y UGT–4

con litología predominantemente de Pórfido Feldespático.

4.7.2 Análisis de Resultados de Lixiviación ISO-pH 1.0 y 1.5 anexas

Las UGT–4 y UGT–1, que presentan mineralización OX, exhiben extracción de

CuT similar con un rango de 73 % y 76 % en pruebas a Iso-pH 1.5, al igual que las

practicadas a Iso-pH 1.0 tienen la misma tendencia pero con un valor un poco más

elevado en un rango de 77 % y 79 %, indicando alta extracción del CuSol.

La UGT–3 y UGT–2 se clasifican como muestras con mineralización Mixto, exhibe

menor lixiviabilidad del CuT con un valor de 34 % y 56 % respectivamente para las

muestras practicadas a Iso-pH 1.5, mientras las realizadas a Iso-pH 1.0 mostraron

extracciones de CuT en 44 % y 59 % respectivamente.

47

El consumo de ácido neto varió entre 18.79 kg/t a 26.69 kg/t para las pruebas

realizadas a Iso-pH 1.0, mientras las realizadas a Iso-pH 1.5 se encuentran en un

rango de 11.07 kg/t a 15.39 kg/t.

Los índices cinéticos de extracción del cobre tienden a ser similares en las UGT

indicando rápida extracción en las primeras 2 horas por sobre el 70 % del Cu

lixiviable. Los índices cinéticos del consumo de ácido neto son mayores y similares

para las UGT–1 y 4 denominadas como OX con valor de 0.42; mientras que las

UGT–2 y 3 con carácter Mixto, presentan índices de 0.24 y 0.18 denotando menor

cinética en las dos primeras horas.

En general las UGT–1 y 4 demuestran aptitud al proceso de lixiviación con un

comportamiento de baja variabilidad. La UGT–2 y 3 debido a su carácter de

mineralización Mixto y baja tasa de OX presenta baja lixiviabilidad frente a una

solución ácida y su respuesta puede ser mayor en un proceso de biolixiviación.

48

Tabla 4.22 Resultados Comparativos Pruebas Iso-pH 1.0 y 1.5

Muestra

Cons. Acido Total (Kg/t) Extracción CuT (%)

Δ Consumo Δ Extracción 1,0 1,5 1,0 1,5

UGT-3-C1 40,52 35,27 84,64 82,29 5,25 2,35

UGT-3-C2 25,59 20,52 78,11 73,57 5,07 4,54

UGT-3-C3 38,37 31,74 87,54 83,77 6,63 3,77

UGT-3-C5 26,75 20,64 86,52 86,15 6,11 0,37

UGT-3-C6 52,35 34,29 81,11 77,72 18,06 3,39

UGT-3-C9 27,97 22,05 74,95 74,16 5,92 0,79

UGT-3-C12 33,99 29,04 85,08 82,61 4,95 2,47

UGT-3-C14 29,92 24,91 81,51 81,66 5,01 -0,15

Promedio UGT-3 34,43 27,31 82,43 80,24 7,13 2,19

UGT-5-C1 44,68 39,75 94,07 93,16 4,93 0,88

UGT-5-C3 26,84 20,99 77,24 75,64 5,85 1,60

UGT-5-C5 49,43 35,95 88,70 88,82 13,48 -0,12

UGT-5-C7 37,99 28,01 87,50 85,89 9,98 1,61

UGT-5-C8 32,15 26,03 86,76 83,93 6,12 2,83

UGT-5-C11 45,84 34,24 88,73 88,22 11,60 0,51

UGT-5-C12 45,83 32,74 89,59 87,31 13,09 2,28

UGT-5-C13 25,96 18,05 69,80 68,68 7,91 1,12

Promedio UGT-5 38,59 29,47 85,30 83,96 9,12 1,34

UGT-2-C1 28,39 21,88 84,50 84,68 6,51 -0,18

UGT-2-C3 26,85 18,74 76,32 73,25 8,11 3,07

UGT-2-C5 28,11 27,77 94,81 92,97 0,34 1,84

UGT-2-C6 16,68 11,42 68,48 66,59 5,26 1,89

UGT-2-C9 24,61 20,20 73,75 69,38 4,41 4,37

Promedio UGT-2 24,93 20,00 79,57 77,37 4,93 2,20

UGT-4-C1 15,41 12,92 78,38 76,61 2,49 1,77

UGT-4-C3 26,22 21,34 85,59 83,93 4,88 1,96

UGT-4-C4 40,74 34,00 91,98 91,94 6,74 0,04

UGT-4-C5 19,43 16,00 75,39 71,84 3,43 3,55

UGT-4-C7 25,65 22,19 87,34 83,26 3,46 4,08

Promedio UGT-4 25,49 21,29 83,80 81,52 4,20 2,28

UGT-1-C2 33,90 25,69 49,22 38,82 8,21 10,40

UGT-1-C3 36,81 29,43 49,52 43,48 7,38 6,04

UGT-1-C6 21,88 16,11 47,36 41,50 5,77 5,86

UGT-1-C8 15,133 14,30 55,03 52,29 0,83 3,74

Promedio UGT-1 26,93 21,38 50,53 44,02 5,55 6,51

49

4.7.3 Análisis de Resultados de las Pruebas de Sulfatación

Las muestras UGT–ÓXIDOS, presentaron extracciones de CuT comprendidos

entre 32 % a 38 % y consumos de ácido total variando entre 20 kg/t a 30 kg/t. La

muestra UGT–1 MIXTO presentó 22 % de extracción de CuT y consumo de ácido

de 20 kg/t, los resultados se detallan en la tabla 4.23.

La muestra Óxido Referencial exhibió 30 % de extracción en CuT y 20 kg/t como

consumo de ácido total.

Los resultados obtenidos condujeron a tomar como criterio de dosificación óptima

de ácido para las pruebas en columnas de 1 metro, el valor de 25 kg/t y la

dosificación óptima de agua fue la obtenida en la prueba individual de cada

muestra.

Tabla 4.23 Muestras Sometidas a Sulfatación

Muestra Granulom. CuT (%)

CuSol (%)

Tasa OX Fe (%)

Mn (%)

UGT – 3 – C1 UGT – 3 – C2 UGT – 5 – C1 UGT – 5 – C2 UGT – 2 – C1 UGT – 4 – C1 UGT – 1 – C1

OX. REF.

-31.75 mm

-31.75 mm

-31.75 mm

-31.75 mm

-31.75 mm

-31.75 mm

-31.75 mm

- 25.40 mm

0.528

0.995

0.891

0.483

0.676

0.572

0.742

0.948

0.391

0.812

0.675

0.373

0.542

0.466

0.245

0.632

0.741

0.816

0.757

0.773

0.803

0.815

0.330

0.667

3.611

3.594

3.698

3.535

2.023

2.463

3.299

1.884

0.039

0.038

0.057

0.054

0.032

0.044

0.047

0.009

50

4.7.4 Análisis de Resultados en Lixiviación en Columna de 1 metro

De acuerdo a la Tasa OX se definió como UGT – OXIDOS a las UGT–5, UGT–4,

UGT–3 y UGT–2; y como UGT–MIXTO a la UGT–1. La extracción de CuT para las

UGT–ÓXIDOS resultó comprendida entre 77.27 % para la UGT–5 hasta 89.65 %

para la UGT–2. La media de las UGT–ÓXIDOS alcanzó un valor de 82.80 % de

extracción de CuT, superando a la Óxido Referencial, que exhibió 80.87 %. La

UGT–1 de carácter Mixto, presentó una extracción de CuT de 55.11 %. La UGT–2

con mineralización de Cu Verdes presentó la mayor extracción con 89.65 %,

seguida de la UGT–4 con 88.84 %, la que presenta mineralización de Óxidos

Verdes y Negros.

Los consumos de ácido neto promedio en kg/t, variaron entre 32.81 kg para la

UGT–2, hasta 44.22 kg para la UGT–3, mientras que la muestra Óxido

Referencial exhibió un consumo promedio de 19.07 kg/t. La media de consumo

neto para las siete muestras resultó de 39.16 kg/t, superando en 20 kg/t al Óxido

Referencial.

En general las UGT–ÓXIDOS presentan buen comportamiento metalúrgico en las

pruebas de lixiviación en columnas, con resultados similares de extracción de CuT

a los alcanzados en la muestra Óxido Referencial, como se aprecia en la tabla

4.24 a continuación. El consumo de ácido neto resultó muy superior al presentado

por el Óxido Referencial.

51

Tabla 4.24 Resultados Promedio Comparativos PARÁMETROS UGT-3 UGT-5 UGT–2 UGT-4 Óxido Ref.

Extracción CuT (%) Extracción CuSol (%) Cons. Ácido Neto (kg/t) Humedad Ripios (%) Compactación (%) Tasa OX Cabeza (kg Cu/t)

80.99

91.21

42.67

8.25

1.53

0.78

7.65

78.16

88.82

41.30

7.55

1.33

0.77

6.85

89.65

95.58

32.81

6.82

1.50

0.80

6.80

88.84

94.89

35.43

6.98

1.50

0.82

5.70

80.87

95.60

19.07

8.15

1.40

0.67

9.50

Las Tasas de OX son mayores a la exhibida para la muestra Óxido Referencial,

mientras que el contenido de cobre total en las cabezas resultaron menores al

valor de 9.50 kg/t que presenta el Óxido Referencial.

52

5 CONCLUSIONES De acuerdo a la lixiviabilidad exhibida en las pruebas, la UGT- 1 se caracteriza

como MIXTO REFRACTARIO y las UGT–2, 3, 4 y 5 como ÓXIDOS LIXIVIABLES.

Las pruebas de lixiviación a Iso-pH, indican que la extracción de cobre, como el

consumo de ácido, muestra dependencia directa con la concentración de ácido en

la solución lixiviante. La UGT con litología Andesita, tienden a presentar mayor

consumo de ácido que las UGT con litología de Pórfido Feldespato.

Las pruebas de lixiviación en columnas, indican que las UGT ÓXIDOS exhiben

extracciones de CuT similares y superiores al Óxido Referencial (80.87 % de CuT

y 95.60 % en Cu soluble).

Los consumos de ácido neto variaron desde 32.81 kg/t para la UGT-2 hasta 43.61

kg/t para la UGT-1, siendo superiores al Óxido Referencial (19.07 kg/t).

En las pruebas no se detecta refractariedad debido a las especies de Cu Negro.

El efecto de contaminación de las soluciones por Cloruro, Fe y Mn es leve o

normal.

5.1 Conclusión de Pruebas ISO-pH 1.0

Las UGT con mineralización de cobre de carácter Oxidado, ya sean Verdes o

Verdes + Negro, presentan aptitud y comportamiento similar de lixiviabilidad del

cobre contenido.

Las extracciones de CuT variaron de 79.57 % a 85.30 %. El índice cinético de

extracción del cobre indica comportamiento similar y rápido en las 2 primeras

horas para todas las UGT estudiadas.

53

El consumo de ácido por la ganga o consumo neto, varió entre 16.08 a 27.87 kg/t,

considerando más que moderado para minerales de cobre. Las UGT más

consumidoras están correlacionadas con litología Andesita, mientras que las de

menor reactividad de la ganga corresponden a la litología Pórfido Feldespato.

El monitoreo de las Impurezas (Fe, Cl-, NO3- y Mn) indica concentraciones bajas a

moderadas de dichas sustancias en las muestras y características normales en los

rangos de Eh en las soluciones. Los mayores valores de Eh puntuales se

correlacionan con la mayor ley de Mn en las muestras (UGT 4 – C3, UGT 5 – C5 y

UGT 5 – C13).

La prueba realizada con la muestra UGT 3 – C5, presentó un consumo de ácido

neto de 6.49 kg/t, apartándose notablemente del rango de 13.51 kg/t a 35.72 kg/t

para el resto de las muestras de la UGT – 3.

En general, las cabezas calculadas obtenidas en las pruebas resultaron con una

desviación menor al 10 % respecto a la cabeza analizada, excepto en la prueba

UGT-4–C4.

Las recomendaciones por el estudio son las siguientes:

Completar los análisis de Mn en las muestras.

Monitorear los contenidos de Cloruro y Nitrato en prueba especial para su

disolución en solución ácida preparada con agua des-ionizada.

5.2 Conclusión Pruebas ISO-pH 1.5

Las UGT con mineralización de cobre de carácter Oxidado, ya sean Verdes o

Verdes + Negro, presentan aptitud y comportamiento similar de lixiviabilidad del

cobre contenido. Las extracciones de CuT promedio por UGT variaron de 77.37 %

54

a 83.96 %. El índice cinético de extracción del cobre indica comportamiento

similar y rápido en las 2 primeras horas para todas las UGT estudiadas.

El consumo de ácido por la ganga o consumo neto, varió entre 11.11 a 18.43 kg/t,

considerando moderado para minerales de cobre. Las UGT más consumidoras

están correlacionadas con litología Andesita, mientras que las de menor

reactividad de la ganga corresponden a la litología Pórfido Feldespato.

Los mayores valores de potenciales (Eh) puntuales se correlacionan con la mayor

ley de Mn en las muestras.

La prueba realizada con la muestra UGT 3 – C5, presentó un consumo de ácido

neto de 0.88 kg/t, apartándose notablemente del rango de 8.32 kg/t a 23.22 kg/t

para el resto de las muestras de la UGT – 3.


desviación menor al 10 % respecto a la cabeza analizada, la mayor desviación fue

presentada por la UGT – 3 – C12 con 5.79 %

Para un control efectivo de impurezas se deben monitorear los contenidos de

Cloruro y Nitrato en prueba especial para su disolución en solución ácida

preparada con agua des-ionizada.

5.3 Conclusión Pruebas Anexas ISO-pH 1.0 y 1.5

Las UGT con mineralización de cobre de carácter Oxidado, presentan aptitud y

comportamiento similar de lixiviabilidad del cobre contenido. Las extracciones de

CuT promedio por UGT variaron de 76.73 % a 78.98 % en las pruebas a Iso-pH

1.0. El índice cinético de extracción del cobre indica comportamiento similar y

rápido en las 2 primeras horas para todas las UGT estudiadas.

55

El consumo de ácido por la ganga o consumo neto para pruebas a Iso-pH 1.0,

varió entre 18.27 a 27.71 kg/t, considerando moderado para minerales de cobre.


desviación menor al 5 % respecto a la cabeza analizada, la mayor desviación fue

presentada por la UGT – 3 – C7 con 4.7 %

Para un control efectivo de impurezas se deben monitorear los contenidos de

Cloruro y Nitrato en prueba especial para su disolución en solución ácida

preparada con agua des-ionizada.

De acuerdo a la clasificación entregada y su caracterización de leyes por SGS

CIMM T&S, la UGT – 1 enviada dentro de las 30 primeras muestras de sondajes

de aire reverso para pruebas a Iso-pH, presentan un carácter Mixto a diferencia de

las expuestas en este informe las cuales 2 muestras componentes de la misma

UGT tienen tasa promedio de 0.79 indicando mineralización Oxidada.

Las leyes determinadas para muestras constituyentes de cada UGT muestran

similitud en CuT y CuSol (duplicidad).

5.4 Conclusión Pruebas de Sulfatación Las dosis óptimas de agua para la aglomeración curado – ácido varió entre 33 l/t a

40 l/t para las siete muestras. La muestra Óxido referencial demando 33 l/t.

Todas las muestras con excepción de la muestra UGT – 5 – C2, prácticamente

consumieron la totalidad del ácido dosificado en las pruebas. Estas dosificaciones

establecidas como 25% - 50% - 75% - 100% y 150% del consumo promedio en la

prueba a Iso-pH 1, demuestran que las muestras sulfatadas son más

consumidoras que las muestras sometidas a lixiviación a Iso-pH 1.

56

El criterio de maximizar la extracción de cobre y minimizar el consumo de ácido,

permitió establecer dosis óptimas de ácido comprendidas entre 20 kg/t a 30 kg/t

para las muestras. Para el Óxido Referencial la dosis óptima de ácido se

estableció en alrededor de 25 kg/t.

Para propósitos de condiciones de curado ácido en las pruebas de columna, se

utilizarán 25 kg/t de ácido en las 16 columnas. Mientras que la dosis de agua de

humectación será la determinada para cada muestra.

5.5 Conclusión Lixiviación en Columna de 1 metro Las Leyes compósitadas para las Pruebas de Columnas presentan variabilidad

dentro de las mismas unidades Geológicas establecidas.

Las muestras presentaron resultados promedios comparativos al Oxido

Referencial, superiores en consumo de ácido y levemente menor en extracción de

CuT como se muestra en la tabla 5.1.

Tabla 5.1 Comparación cons. Acido neto y total ox. ref. y pruebas

Muestras Cons. Ácido Total

(kg/t) Cons. Ácido Neto

(kg/t) Extracción CuT

(%)

Óxido Referencial 30.45 19.07 80.87

Pruebas

Geometalurgicas 48.50 39.96 78.82

Si se excluye la muestra UGT–1–C1 de carácter mixto, la extracción promedio de

las muestras resulta de 82.79 % superando al Óxido Referencial.

Para propósitos de condiciones de curado ácido en las pruebas de columna, se

utilizaron 25 kg/t de ácido en las 16 columnas. Mientras que la dosis de agua de

humectación fue la determinada para cada muestra en pruebas preliminares.

57

A través de los datos obtenidos, permite establecer el grado de lixiviabilidad y

consumo de ácido para las 8 muestras practicadas, denotando buena aptitud

metalúrgica en la mayoría de las UGT, a excepción de la UGT–1–C1 que presentó

como promedio una extracción de CuT de 55 %.

Se aprecia mínima desviación entre cada prueba de columna realizada en

duplicado.

Para la mayoría de las UGT practicadas se aprecia buena aptitud metalúrgica a la

lixiviación a excepción de la UGT – 1 – C1, debido a su carácter mixto; en cuanto

a la calidad física, para todas las UGT se observó buena estabilidad del lecho con

una baja compactación; buen drenaje de las soluciones y con baja humedad de

los ripios finales que estuvo comprendida entre 6.83 % y 9.00 %.

En el consumo de ácido total se puede observar el óxido de referencia tiene un

consumo de 30.45 kg/t que bastante menor a comparación de las pruebas

geometalúrgicas que tienen un promedio de 48.50 kg/t, esto se puede deber a la

unidad geológica que se extrajo el mineral.

58

6 BALANCE DE MASA

Para realizar el balance de masa con los resultados obtenidos se tomaran las

pruebas de lixiviación en columna de 1 metro debido a que simula el proceso real

de la planta de óxido para el funcionamiento operacional y que interesa ya que se

utiliza en el proceso de obtención de cobre para los procesos posteriores hasta

obtener los cátodos de cobre en su exportación.

Para el proceso de lixiviación se considera que se riega con una solución de refino

modificada ácidamente obteniéndose como solución efluente PLS que va al

proceso de extracción por solvente.

El proceso de lixiviación cuenta con 16 columna de 1 metro que son alimentada

por bombeo de goteo desde un recipiente que contiene una solución de refino

acido preparada de sulfato de cobre. El riego de la solución de refino actúa y

recubre el mineral actuando por gravedad extrayendo el cobre presente, una vez

que la solución pasa por la columna la solución es recuperada por la parte inferior

y es almacenada en un recipiente.

Este proceso tiene perdidas en la solución en volumen (l) debido a las condiciones

climáticas presentes en la zona geográfica y debido a ellas presentan una

diferencia en la solución entrante con la solución saliente.

Columna

1

Columna

2

Columna

3

Columna

4

Columna

...

Columna

14

Columna

15

Columna

16

PLS

PLS

PLS

PLS

PLS

PLS

PLS

PLS

REFINO

REFINO

REFINO

REFINO

REFINO

REFINO

REFINO

REFINO

Fig: diagrama de proceso de columna lixivacion de 1 metro Fig 6.1 Diagrama de proceso de columna lixiviación de 1 metro

59

A continuación se detallaran los balances de las lixiviaciónes columna de 1 metro.

6.1 Balance Masa Columna 1 (UGT-3) En la tabla 6.1 muestra los resultados obtenidos para la columna 1.

Tabla 6.1 Balances másicos Cobre y Acido UGT- 3

RESUMEN RESULTADOS COLUMNA # 1C.

Extracción (base CC) Cons. Acido Neto Cons. Ácido Total CuT CuT CuS (kg/kg

Cu) (kg/t) (kg/kg Cu) (kg/t) (%) (kg/t) (%)

78,59 4,206 89,81 10,47 44,03 12,01 50,51

Los resultados en base de kg/t se puede observar que el consumo de ácido es de 12.01 kg/kg Cu produciendo 4.206 kg/t de CuT correspondiente a una extracción del 77.59% de CuT, también se aprecia una diferencia de volumen al que corresponde pérdidas operacionales por condiciones climáticas.

BALANCE COBRE Y CABEZA CALCULADA COLUMNA # 1C.

MATERIAL Vol. Peso Conc. Cu

Ley CuT

Ley CuS

Fino CuT

Fino CuS

(l) (kg) (g/l) (%) (%) (kg) (kg) Solución Entrante 131,40 --- 0,000 --- --- 0,0000 0,0000 Solución Saliente 126,91 --- 0,971 --- --- 0,1232 0,1232 Ripios --- 27,960 --- 0,120 0,050 0,0336 0,0140 Cabeza Calculada --- 29,286 --- 0,5352 0,4683 0,1567 0,1372

Cabeza Analizada --- 29,286 --- 0,528 0,391 0,1546 0,1145

Fino Cu Extraído 0,1232 0,1232

BALANCE ACIDO COLUMNA # 1C.

MATERIAL Vol. Peso Conc. H+ Fino Acido (l) (kg) (g/l) (kg)

Acido Acondicionamiento --- --- --- 0,7180 Solución Entrante 131,40 9,896 1,3004 Solución Saliente 126,91 -4,248 -0,5391 Ripios 0,0000 Acido Consumido 1,4793

60


Tabla 6.2 Balances másicos Cobre y Acido UGT- 3 BALANCE COBRE Y CABEZA CALCULADA COLUMNA # 2C.

MATERIAL Vol. Peso Conc.

Cu Ley CuT

Ley CuS

Fino CuT

Fino CuS





MATERIAL Vol. Peso Conc. H+

Fino Acido

(l) (kg) (g/l) (kg) Acido Acondicionamiento --- --- --- 0,7026 Solución Entrante 131,40 9,896 1,3004 Solución Saliente 128,81 -4,226 -0,5444 Ripios 0,0000 Acido Consumido 1,4586


RESUMEN RESULTADOS COLUMNA # 2C. Extracción (base

CC) Cons. Acido

Neto Cons. Ácido

Total CuT CuT CuS (kg/kg


78,70 4,228 89,87 10,50 44,40 12,04 50,91

61





Cu Ley CuT

Ley CuS

Fino CuT

Fino CuS






Fino Acido



CC) Cons. Acido

Neto Cons. Ácido



83,11 8,391 92,68 4,88 40,98 6,42 53,90


62




Cu Ley CuT

Ley CuS

Fino CuT

Fino CuS






Fino Acido



CC) Cons. Acido

Neto Cons. Ácido



83,53 8,229 92,49 5,01 41,24 6,55 53,91


63




Cu Ley CuT

Ley CuS

Fino CuT

Fino CuS






Fino Acido



CC) Cons. Acido

Neto Cons. Ácido



78,93 6,790 89,90 6,13 41,65 7,67 52,10


64




Cu Ley CuT

Ley CuS

Fino CuT

Fino CuS






Fino Acido



CC) Cons. Acido

Neto Cons. Ácido



79,18 6,893 90,03 6,39 44,07 7,93 54,69


65




Cu Ley CuT

Ley CuS

Fino CuT

Fino CuS






Fino Acido



CC) Cons. Acido

Neto Cons. Ácido



76,75 3,796 86,85 10,63 40,37 12,17 46,21


66





Cu Ley CuT

Ley CuS

Fino CuT

Fino CuS






Fino Acido



CC) Cons. Acido

Neto Cons. Ácido



77,80 3,704 88,52 10,56 39,10 12,10 44,80


67




Cu Ley CuT

Ley CuS

Fino CuT

Fino CuS






Fino Acido



CC) Cons. Acido

Neto Cons. Ácido



89,11 6,254 95,62 5,20 32,54 6,74 42,17


68




Cu Ley CuT

Ley CuS

Fino CuT

Fino CuS






Fino Acido



CC) Cons. Acido

Neto Cons. Ácido



90,20 6,172 95,55 5,36 33,08 6,90 42,59


69




Cu Ley CuT

Ley CuS

Fino CuT

Fino CuS






Fino Acido



CC) Cons. Acido

Neto Cons. Ácido Total

CuT CuT CuS (kg/kg Cu) (kg/t) (kg/kg

Cu) (kg/t) (%) (kg/t) (%)

88,67 5,274 94,81 6,76 35,68 8,30 43,80


70




Cu Ley CuT

Ley CuS

Fino CuT

Fino CuS






Fino Acido



CC) Cons. Acido

Neto Cons. Ácido



88,99 5,441 94,96 6,47 35,18 8,01 43,56


71




Cu Ley CuT

Ley CuS

Fino CuT

Fino CuS






Fino Acido



CC) Cons. Acido

Neto Cons. Ácido Total

CuT CuT CuS (kg/kg Cu) (kg/t) (kg/kg

Cu) (kg/t) (%) (kg/t) (%)

55,74 4,002 91,22 10,83 43,36 12,37 49,52


72





Cu Ley CuT

Ley CuS

Fino CuT

Fino CuS

(l) (kg) (g/l) (%) (%) (kg) (kg) Solución Entrante 131,40 --- 0,000 --- --- 0,0000 0,0000 Solución Saliente 128,11 --- 0,961 --- --- 0,1231 0,1231 Ripios --- 28,580 --- 0,360 0,050 0,1029 0,0143 Cabeza Calculada --- 29,636 --- 0,7626 0,4637 0,2260 0,1374 Cabeza Analizada --- 29,636 --- 0,742 0,245 0,2199 0,0726 Fino Cu Extraído 0,1231 0,1231




RESUMEN RESULTADOS COLUMNA # 14C. Extracción (base CC) Cons. Acido Neto Cons. Ácido Total CuT CuT CuS (kg/kg Cu) (kg/t) (kg/kg Cu) (kg/t) (%) (kg/t) (%)

54,48 4,154 89,60 10,55 43,85 12,09 50,25


73

6.15 Balance Masa Columna 15 (OX. REF.) En la tabla 6.15 muestra los resultados obtenidos para la columna 15.

Tabla 6.15 Balances másicos Cobre y Acido Ox. Referencial BALANCE COBRE Y CABEZA CALCULADA COLUMNA # 15C.


Cu Ley CuT

Ley CuS

Fino CuT

Fino CuS








80,58 7,259 94,92 2,65 19,24 4,19 30,42


74

6.16 Balance Masa Columna 16 (OX. REF) En la tabla 6.16 muestra los resultados obtenidos para la columna 16.

Tabla 6.16 Balances másicos Cobre y Acido Ox. Referencial BALANCE COBRE Y CABEZA CALCULADA COLUMNA # 16C.


Cu Ley CuT

Ley CuS

Fino CuT

Fino CuS








81,16 7,522 96,27 2,51 18,90 4,05 30,48


75

7 DISEÑO DE PLANTA DE LIXIVIACIÓN

En este capítulo se van realizan los cálculos de un diseño de tambor aglomerador

con relación a la producción de mineral, además el diseño de las pilas de

lixiviación dinámica, hay ciertos factores que se necesitará pruebas

experimentales con el flujo de las bombas para determinar el goteo de regadío en

la pila.

7.1 Diseño de un Tambor Aglomerador

Para realizar las dimensiones del tambor aglomerador debemos tener en cuenta

un parámetro para determinar su dimensionamiento, velocidad de operación, su

diámetro, tiempo de residencia, longitud.

Existen referencias para realizar el diseño, la gran mayoría parten del tiempo de

residencia y ciertos datos que no aparecen. Acá lo realizaremos partiendo del

único dato operacional que se dispone que es la cantidad de mineral a procesar.

Como se va a producir 67.500 tpd o 2812.5 tph necesitamos determinar el

diámetro de nuestro tambor.

Para relacionar el diámetro del tambor con la capacidad se recopilo información de

distintos tambores aglomeradores de mineras realizando una regresión lineal de

capacidad (tph) vs diámetro.

La regresión lineal nos entrega la siguiente ecuación empírica.

C: capacidad del tambor aglomerador (tph)

D: diámetro del tambor aglomerador (pies)

76

Entonces se obtiene el diámetro del cilindro.

Para la velocidad de giro del tambor y obtener una mejor aglomeración se debe

operar de un 20 a 60 % de la velocidad crítica.

La expresión de la velocidad crítica (Nr) es:

Obtenemos entonces

Para el diseño se va a utilizar el 40% de la velocidad crítica para obtener la

velocidad de giro (N).

También se da una razón de la longitud/diámetro es de 2 a 3, que por lo general

es 3 por referencias de proyectos.

Por lo cual la longitud del tambor aglomerador (L).

La inclinación del tambor aglomerador (S) es de 3 a 7 grados, el cual, utilizará 5

grados y el ángulo de reposo de mineral (A) es de 45 grados.

El tiempo de residencia del mineral en el tambor (t) viene dado por:

77

Obtenemos

En resumen tenemos la tabla 7.1 para el diseño del tambor aglomerador.

Tabla 7.1 Parámetros Tambor Aglomerador

Fig 7.1 Dimensiones del tambor aglomerador

Tonelaje (tph) 2812,5Diametro (pies) 39,61velocidad critica (RPM) 6,72velocidad de giro (RPM) 2,69largo tambor (pies) 118,82Angulo tambor (grados) 5angulo mineral (grados) 45tiempo residencia (min) 2,65

Datos tambor aglomerador

78

7.2 Diseño de las Pilas La preparación de la base de las pilas necesita terrenos amplios con menos de 10

grados de pendiente. La cancha de lixiviación debe ser considerada con sistema

de impermeabilización para controlar contaminación a suelos y pérdidas en el

proceso. Para esto tenemos que tomar en cuenta lo siguiente:

Preparar el terreno para crear una base firme y consolidada

Una capa de lecho granular para apoyar suavemente la lamina

Capa de impermeabilización

Conjunto de drenajes.

Capa protectora del sistema.

Las membranas o capas de impermeabilización del patio pueden ser materiales

arcillosos compactados en el propio terreno, hormigón, asfalto, geomembranas,

etc. Para la cancha de lixiviación se va utilizar geomembranas de origen sintético

(láminas de plástico), existe una variedad de ellos, el cual se utilizará polietileno de

alta densidad (HDPE o PEAD) que es polietileno que tiene una excelente

resistencia térmica y química, que no es atacado por los ácidos, resiste agua a

100°C, a la mayoría de los disolventes ordinarios, muy buena resistencia al

impacto y es flexible aun en bajas temperaturas.

La técnica de apilamiento se optará el sistema de correas cortas y móviles (gruas

hoppers), es un sistema que se articulan flexiblemente en secuencia para

transportar el mineral desde el aglomerador hasta el apilador móvil que construye

la pila.

79

Fig 7.2 flowsheet carguío de pila

La cancha de operación va a constar de 5 pilas dinámicas de lixiviación, dos en

proceso de lixiviación, una de formación, una de lavado y en drenaje y una pila

agotada para asi tener un proceso continuo de operación.

Pila Agotada Pila en LavadoY Drenaje

Pila en Operación(Pobre PLS)

Pila en Operación(Rico PLS)

Pila en Formacion

StockMina

Trituración Aglomerado

Piscina Refino PLS Intermedio PLS Rico

Piscina Emergencia

Adicion reactivo

Fig 7.3 flowsheet circuito lixiviación

80

Como en un principio del inicio de la primera pila se obtendrá una alta

concentración en la solución de primera, que después irá descendiendo hasta un

valor bajo de la concentración media. Cuando la pila llegue a esa concentración se

pone simultáneamente en operación la segunda pila. La lixiviación de las dos pilas

es con obtención de una única solución rica final, para así obtener resultados

similares a las pruebas de lixiviación en columna.

Cuando se cumpla el proceso de regadío se procede al lavado con agua fresca y

drenaje hasta el agotamiento, yendo esta solución a piscina de solución estéril

para recirculación al sistema. Al mismo tiempo se pone en operación la nueva pila.

Para el diseño de las pilas de lixiviación geométricamente la pila contiene la forma

de una pirámide truncada de base rectangular tal como se observa en la fig. 7.4 y

7.5.

Fig 7.4 Vista superior pila lixiviación

81

Fig 7.5 Vista lateral pila de lixiviación

El talud forma con la horizontal un ángulo, que corresponde al ángulo de reposo

del material.

Para el proceso se va utilizar pilas cuadradas, entonces tenemos que:

La producción de mineral es de 67 500 tpd, el ciclo de lixiviación de una pila es de

37 dias, entonces para la pila se necesita:

Como se estima la superficie de cada una de las pilas de funcionamiento, se

considera la pila cuadrada con una altura de 5 metros, y con una densidad

aparente promedio de 2.28 ton/m3 obtenemos el tonelaje por metro cubico.

Entonces la superficie en funcionamiento es:

Como se tiene una pila en carga y otra en descarga se debe obtener el espacio

efectivo ya que se necesita más espacio para el movimiento de máquinas. La pila

ocupará un 10% de la superficie de la pila en funcionamiento para obtener el

terreno de ella.

82

Para la obtención de las dimensiones de la pila necesitamos el volumen.

Y además

La densidad aparente es de 2.28 ton/m3, entonces, se obtiene volumen de la pila.

Asi mismo

Aplicando la función trigonométrica

Donde en ángulo de reposo es de 45°, reemplazando nos queda:

A partir de estas dos ecuaciones se puede obtener los parámetros de la corona de

la pila de lixiviación despejando el valor de A y reemplazando tal como se observa

en la fig. 7.6.

Tenemos que:

83

45,0°

475.56 m

465.56 m

Fig 7.6 Vista lateral y dimensiones de la pila

7.3 Sistema de Riego Para obtener una mayor aplicación optima y uniforme de solución lixiviante y

lograr la máxima extracción de cobre y obtener resultados similares a laboratorio,

se instalara sistema de riego por goteo, ya que por este sistema aseguramos la

uniformidad y la aplicación, además, siendo recomendable por la escasez de

líquido, a bajas temperatura debido a zona desértica y la tasa de riego de 10

L/hr/m2 tal como se observa en la fig. 7.7.

Fig 7.7 Riego por goteo

Los conductos del riego de la pila van a una separación de 1 metro cada una con

entubado de PVC para evitar corrosión, la instalación de los goteros se instala por

peine a medida que avanza la carga de la pila. El tipo de emisor se utilizará

goteros de laberinto, debido a que tienen menos posibilidad de obstrucción, son

84

muy pocos sensibles a la temperatura y presión. Para conectar el emisor a la

tubería se utilizará conexión interlinea ya que no tiene tanta perdidas de carga en

los goteros como las conexiones sobrelínea. Estos goteros se instalará en la línea

espaciados a cada 0.6 m.

Para disminuir las pérdidas de calor por radiación y disminuir las pérdidas por

evaporación se instalará Thermofilm, que son membranas que estabiliza la

radiación UV que es ideal en la zona desértica que se instalará la pila de

lixiviación.

Para la recolección de la solución va a constar de tuberías de 6” de diámetro y de

8” de diámetro en cual llevará la solución a la piscina de solución rica como se

observa en la fig. 7.8.

Fig 7.8 Tubos colectores

7.4 Piscina de Lixiviación El propósito es establecer un estándar de construcción de piscina requerida para

el proceso de lixiviación. Esto considera volúmenes operativos, con el propósito de

absorber fluctuaciones de la operación y que permitan dar continuidad al proceso.

85

Todo esto es para minimizar las pérdidas por derrames y/o fugas que afecten la

producción y/o el medio ambiente.

A continuación se dará a conocer los tipos de piscina que se pueden diseñar:

Piscinas tipo A: Se define como aquellas piscinas cuya construcción está por

sobre el relieve, es decir los taludes de contención son construidos sobre el nivel

del piso.

Piscinas tipo B: Se define a aquellas piscinas cuya construcción está por debajo

del relieve. Es decir está bajo nivel del suelo.

Piscinas tipo C: Se define con aquellas piscinas cuya construcción es mixta, una

parte bajo relieve (bajo suelo) y la otra parte sobre relieve.

El diseño de las 2 piscina es de tipo A y la piscina de emergencia es de tipo B.

Para la construcción de las piscinas la superficie debe estar emparejada y

compactada con una humedad de 7 a 8%, una inclinación entre 1 y 2 % hacia un

talud definido para la evacuación de soluciones, con pendiente direccional hacia

un punto menor al talud opuesto de tal manera que la evacuación de bombeo sea

favorecida y las eventuales fugas converjan al sector definido para ello y se pueda

canalizar hacia la piscina de emergencia.

Para la recolección de solución esteril o de PLS pobre y de solución es la piscina

de tipo A se confeccionará sobre la base horizontal con una humedad de 7 a 8%

con capas de 40 cm perfilada con motoniveladora y luego compactada, repetir

hasta dar la altura definida del talud. La dimensión del talud tiene una razón de

1:2:5 entre altura y base. El material de construcción del talud es ripio con material

lixiviado con una compactación al 95% de la densidad máxima compactada seca.

86

El revestimiento de la piscina es ripio fino, esto consiste una capa de suelo de baja

permeabilidad y de un espesor de 300 mm, lo cual tiene que ser compactada al

95% de densidad relativa del Protor estándar.

La impermeabilidad se utilizará un sistema de doble carpeta de geomembrana de

HDPE lisa de 2 mm y de 1.5 mm. La carpeta secundaria de 2 mm se instalará

inmediatamente sobre el revestimiento y la primaria de 1.5 mm sobre ella. Entre

las dos carpetas se instalará una separación intermedia de geonet de 5 mm.

Para el sistema de detención de fugas es el geonet de 5 mm instalada entre los

dos revestimiento de geomembrana, que evacua las eventuales fugas de solución

de la geomembrana secundaria al pozo de emergencia.

Las instalaciones de succiones de estación de bombeo se instalarán en el punto

más bajo de la base fijadas con hormigón.

La piscina de emergencia es del tipo B, debe tener un socabon, el talud debe tener

una inclinación de 25°. La permeabilidad, sistema de revestimiento, y sistema de

succion es el mismo que el de la piscina de tipo A. Para el sistema de detención

de fuga es el mismo, solo que debe tener un pozo ubicado aguas abajo de la

piscina y que serán recuperadas por bombeo a través de una tubería de HDPE.

87

8 ANALISIS ECONOMICO El objetivo de este proyecto minero metalúrgico para ampliación de la mina no es

ajeno a otros análisis económico lo cual el método de elaboración para analizar la

factibilidad económica de las instalaciones de la planta para su proceso de

lixiviación para la obtención de cobre.

Este análisis desarrolla el estudio económico con la construcción de una nueva

pila dinámica que tendrá una vida útil de 40 años aproximadamente con la

producción de 67.500 Ton/día, el cual permite un aumento en la producción y el

cual generará mayor competencia mundial en la producción a través del proceso

de lixiviación.

Para este análisis la cancha de lixiviación se dividió en 5 partes por iguales para

procesar los minerales analizados mediante la investigación presente. En cambio

para el óxido de referencia se procesará en la pila existente debido a que se

encuentra en mayor abundancia.

Todos los valores mencionados corresponden a valores CIF.

8.1 Capital de Inversión

Para estimar el capital de inversión de la pila dinámica para el proceso de

lixiviación se pudo haber utilizado métodos que se obtiene rápidamente el capital

de inversión pero se utilizará el método de los porcentajes ya que detalla los

gastos el cual se tendrá que emplear en llevarlo a cabo, utilizando de referencia el

libro de Peters Y Timmerhaus donde se obtuvieron los rangos de porcentajes para

obtener el capital de inversión.

El costo de la inversión total es de MUS$580 que se detalla a continuación en la

tabla 8.1.

88

Tabla 8.1 Detalle Costo Total de Inversión

8.2 Costo de Producción

El costo de producción es la suma de todos los costos involucrados hasta su venta

al mercado. En el área del negocio de la lixiviación en general acumula más del 50

% de los costos directo de producción (ASTE, 2003), debido a que tiene fuerte

variación entre las diversas operaciones y principalmente debido a factores

asociados al manejo de materiales.

En esta sección se detallara los costos de producción, para estimar los costos de

producción se ha utilizado el método de los porcentajes (Max S. Peters, 2001).

Para estimar ciertos costos se considerarán los datos obtenidos a través de las

pruebas de lixiviación en columna de 1 metro en el consumo de ácido por Kg/ton,

el cual es la variable más importante en el desarrollo del proyecto.

Capital Fijo Directo % MUS$Equipos de Proceso (CIF) 185,87Instalacion 45% Costo Equipos 83,64Servicios 30% Costo Equipo 55,76Preparacion de terreno 10% Costo Equipo 18,58Costo Cañerias y fetting 9 % Costo Equipo 16,73Total Capital Fijo Directo 360,58

Capital Fijo Indirecto % MUS$Ingenieria y Supervision 30% Costo Equipo 55,76Contingencias e imprevisto 10% Capital directo 36,06Arranque y puesta en marcha 2% Inversion Total 11,60Total Capital Fijo Indirecto 103,42

Total Capita Fijo 464,00

Capital de trabajo 20% Capital total de inversion 116,00

Costo de Inversion Total 580,00

89

Además otra consideración importante que se tomó en cuenta para esta sección

es que la pila de lixiviación a construir tiene para procesar 67.500 ton/día el cual

se divide en 5 secciones para tratar 13.500 ton/día de cada tipo de mineral en la

pila de lixiviación correspondiente a las UGT, debido a que tienen consumo de

ácido y recuperaciones distintas para estimar los costos.

A continuación se mostraran las tablas de los costos de producción anuales de

cada sección a procesar.

Tabla 8.2 Costo de Producción Pila UGT-3

Costos directo de produccion MUS$Materia Prima Proveniente minaPersonal Planta 15% Costo total del producto 5,93Supervision 15% Costo personal planta 0,89Consumo de Acido Sulfurico 118,6 US/ton 24,94Servicios Generales(Electricidad) 104,7 $/KWh 0,29Mantencion y reparacion 3% (Costo Equipo+Instalacion) 1,57Gasto de Laboratorio 15% Costo personal planta 0,89Patentes y Royalties 6% Costo Total de Producto 2,37Total Costo Directo de Produccion 36,88

Costos Indirecto de produccionGastos Generales de Planta 50% Costo Personal + Supervisión 3,41Total Costo Indirecto de Produccion 3,41

Costo Total del Producto 40,29

90









91


Tabla 8.6 Costo de Producción Pila UGT- 1







92

En resumen el costo total de producto anual para el proceso de lixiviación se

detalla en la siguiente tabla.

Tabla 8.7 Costo Total de Producción

MUS$ UGT-3 40.29 UGT-5 39.08 UGT-2 31,63 UGT-4 33,93 UGT-1 41,12

Total costo producción 186,05

Los costos de producción en el área de SX y EW es de 170.32 MUS$. Entonces el Total de costo de producción del área de Lix, SX y Ew es de:

Costo total de producción (Lix+SX+EW) 356.37 MUS$

Los ingresos anuales por cada sección de lixiviación se detallara a continuación,

tomando en cuenta que el precio del cobre es de 3.692 US$/Lb (Fuente Sonami)

promedio año 2012.

Tabla 8.8 Ingresos Anuales MUS$

UGT-3 324,83 UGT-5 250,78 UGT-2 244,50 UGT-4 203,10 UGT-1 163,56

Total Ingresos Anuales 1186,77

93

8.3 Flujo de Caja Para la elaboración del flujo de caja se tomaron ciertas consideraciones:

La inversión total es de capital propio de la empresa.

La depreciación de los equipos se utilizó la depreciación 1.5/n, siendo n =

40 años.

El TMAR se utilizó igual al 12%

El impuesto es de 17%

Los costos e ingresos anuales se consideraran en forma constante debido a

que los valores del cobre y acido no tienen una tendencia estadística en el

futuro a largo plazo.

La tabla 8.9 muestra el flujo de caja se encuentra resumida con los

primeros y últimos años debido al tamaño de la tabla 8.9 para que se pueda

resumir.

La evaluación económica se obtiene resultados bastantes positivos y bastante

rentable para realizar el proyecto ya que se obtienen ganancias muy elevadas.

El VAN del proyecto tiene un valor de MUS$ 5.603,86 y un TIR de 143% que son

bastante favorable para invertir y realizar el proyecto.

94

Tabla 8.9 Flujo de Caja del Proyecto a 40 años

Años 0 1 2 3 4 35 36 37 38 39 40ingresos por venta 1186,77 1186,77 1186,77 1186,77 1186,77 1186,77 1186,77 1186,77 1186,77 1186,77Costo Total de Producto 186,05 186,05 186,05 186,05 186,05 186,05 186,05 186,05 186,05 186,05Ingresos operacionales 1000,72 1000,72 1000,72 1000,72 1000,72 1000,72 1000,72 1000,72 1000,72 1000,72Depreciacion 6,97 6,71 6,46 6,05 1,85 1,78 1,71 1,65 1,59 1,53Renta gravable 993,75 994,01 994,26 994,67 998,87 998,94 999,01 999,07 999,13 999,19Impuesto 17% 168,94 168,98 169,02 169,09 169,81 169,82 169,83 169,84 169,85 169,86Utilidad Neta 824,81 825,03 825,24 825,58 829,06 829,12 829,17 829,23 829,28 829,33Depreciacion 6,97 6,71 6,46 6,05 1,85 1,78 1,71 1,65 1,59 1,53Inversion 580,00Valor de Salvamento 40,29Capital de Trabajo 116,00FCN (=) -580,00 831,78 831,74 831,70 831,63 830,91 830,90 830,89 830,88 830,87 987,15

VAN $ 5.603,86TIR 143%

Flujo de Caja

95

8.4 Análisis de Sensibilidad

Para el estudio económico se debe señalar con la mayor exactitud las condiciones

que son más susceptible, se analizará los parámetros actuales que se encuentra

la economía, se debe tener en cuenta que los parámetros para predecir con mayor

facilidad los costos y las utilidades a obtener para visualuzar los riesgos

económicos del proyecto.

Para la elaboración se realizaran graficas comparativas el efecto de las variables

en los siguientes escenarios.

El análisis de sensibilidad del grafico considera susceptibilidad el precio del cobre

superior del precio actual con aumentos anuales en porcentajes que muestran en

las fig. 8.1 y 8.2.

Se puede observar que el aumento del precio del cobre es bastante favorable en

los escenario de VAN y TIR ya que se van obteniendo mejores resultados debido

a alzas anuales del metal. En el mejor de los casos si el metal tuviera un aumento

anual del 10 % que consideramos en el análisis se obtendrá un TIR de 155% y un

VAN de MUS$ 20.939,04.

Fig 8.1 Análisis VAN con aumento precio del Cu (3.692 US$/Lb)

96

Fig 8.2 Análisis TIR con aumento precio del Cu (3.692 US$/Lb)

El análisis de sensibilidad del grafico considera la susceptibilidad del precio del

cobre si tuviera una tendencia menor a la actual, es decir, disminuir anualmente el

precio en porcentajes como muestran la fig. 8.3 y 8.4.

Se puede observar la baja del precio del cobre puede ser bastante favorable

invertir , incluso si para el 10% de disminución anual, no en caso el precio del

metal disminuyera extremadamente un 16% anual promedio, en la susceptibilidad

del precio del metal como negocio es bastante estable.

Fig 8.3 Análisis VAN con disminución precio del Cu (3.692 US$/Lb)

97

Fig 8.4 Análisis TIR con disminución precio del Cu (3.692 US$/Lb)

El análisis de sensibilidad del gráfico, considera la susceptibilidad del aumento

anual del precio del ácido sulfúrico que se muestran en la fig. 8.5 y 8.6.

En este escenario es un punto que es bastante relevante por los costos de

producción, sus rangos de variabilidad para el aumento que sea económicamente

viable como negocio es regular hasta un 10 % anual que se obtiene un TIR de

142% y un VAN de MUS$ 4.125,13 que es bastante favorable, pero al aumento de

un 11% anual los escenario cambia radicalmente que se obtiene un TIR de 4% y

un VAN MUS$ 3.746,51 que no son para nada favorable en la recuperación de la

inversión ni muy favorable para el negocio.

Fig 8.5 Análisis VAN con aumento precio acido

98

Fig 8.6 Análisis TIR con aumento precio acido

El análisis de sensibilidad del gráfico, considera la susceptibilidad de la

disminución del precio del ácido sulfúrico que se muestra en la fig. 8.7 y 8.8.

Se puede observar que una baja del precio del ácido sulfúrico es bastante

favorable para el negocio, ya que se van obteniendo mejor resultados en el

análisis económico y en el mejor de los escenario en el análisis que disminuyera

un 10 % el valor del ácido anualmente se obtendría un VAN de MUS$ 5.917,54 y

un TIR de 144%.

Fig 8.7 Análisis VAN con disminución precio acido

99

Fig 8.8 Análisis TIR con disminución precio acido

Como se pudo observar que los escenarios analizados son bastantes aceptable aunque el precio del metal disminuyera y/o el precio del ácido sulfúrico tenga tendencia al aumento.

El Proyecto para llevarlo a cabo es bastante favorable, ya que al llevarlo a cabo se puede obtener grandes ganancias sin tener el riesgo de tener pérdidas en el negocio ya que los escenarios más susceptibles son bastantes extremos.

100

9 BIBLIOGRAFIA

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Ingeniero Civil Químico. Pontificia Universidad Católica de Valparaíso.

102

10 ANEXO A: Preparación de Compósitos

Para las pruebas de sulfatación y lixiviación en columna de 1 metro se realizó con

una granulometría del perfil de la planta de óxido. Las pruebas por cada muestra y

los pesos requeridos son los siguientes:

Tabla 10.1 Pesos requeridos para pruebas de curado y columnas

Muestra CURADO ÁCIDO COLUMNA 1 m

Cargas Peso/Prueba Pruebas Peso/Prueba

UGT-3-C1

UGT-3-C2

UGT-5-C1

UGT-5-C2

UGT-2-C1

UGT-4-C1

UGT-1-C1

Ox. referencial

6

6

6

6

6

6

6

6

3 kg.

3 kg.

3 kg.

3 kg.

3 kg.

3 kg.

3 kg.

3 kg.

2

2

2

2

2

2

2

2

30 kg.

30 kg.

30 kg.

30 kg.

30 kg.

30 kg.

30 kg.

30 kg.

Para todas las muestras provenientes de la mina se evaluó el porcentaje de

humedad del mineral del mineral a cargar en la columna, preparando compósito

de 3 kg. Igualmente se preparó 5 compósitos de 3 kg por cada muestra para

realizar las pruebas de sulfatación (curado acido) en 4 niveles de dosificación de

ácido y un compósito se destinó a evaluar la demanda de agua optima de

aglomeración.

Las pruebas de lixiviación en columnas tienen 1 m x 6” ø, se consulta realizar una

por muestra con su correspondiente duplicado.

Los compósitos formados de 3 kg y 30 kg deben ser embolsados individualmente

con la identificación correspondiente de la muestra, peso y prueba de destino.

103

El mineral se preparó los compósitos en sus fracciones de tamaño, se debió

originar las siguientes submuestras:

Tabla 10.2 Perfil granulométrico submuestras

Submuestra Peso (kg)

Destino Análisis Químico

+1”

+3/4”

+1/2”

+1/4”

+35#

-35#

3

5

5

5

1

1

Anal. Qco. / Fracción






CuT – Cu Sol

Fe y Mn.

Compósito Global 10 kg Caract. Química

y Mineralógica

CuT, CuSol, Fe,

Mn, Cl-, NO3

Compósito

Curado

(6 bolsas)

3 kg c/u Prueba Curado Ácido

Compósito

Cabeza Columna 30 kg c/u Pruebas Columnas

Para la preparación del compósito global y submuestra para análisis químico por

malla se ingresó el mineral por chancado y se clasifico cada uno de los

compósitos (8), se procedió a obtener cada peso para cada fracción de tamaño de

acuerdo a cuadro anterior, homogenizar cada fracción por separado, completando

un peso total de 20 kg.

Además se realizó la formación de un compósito global para caracterización

química de la muestra recepcionada y preparada.

También se preparó compósitos de 3 kg y 10 kg, se rotulo las bolsas. Primero se

preparó los 6 compósitos de 3 kg, rotulando las 6 bolsas vacías antes de iniciar la

operación. Cada compósito se preparó pesando la fracción mono tamaño

104

respectiva y se agrega a la bolsa hasta obtener los 3 kg. Cada bolsa identificada

se sella, se chuequea el peso y guarda en tambor metálico con tapa.

Para preparar el compósito individual de 30 kg para la columna de 1 metro, se

rotula la bolsa plástica y se calibran las balanzas a utilizar. Se limpia el piso con

escobillones, dejando limpia la zona donde se compositó y homogenizará la carga

de 30 kg.

Se pesó cada fracción mono tamaño para formar el compósito de 30 kg y

depositar en cancha limpia o lona. Pesada la última fracción se procede a

homogeneizar mediante traspaleo en conos. Luego se embolsa, recuperando el

fino por barrido con escobillones, se sella, chequea el peso y guarda en tambor

metálico con tapa.

El material sobrante en cada bolsa mono tamaño, se devuelve al isocontenedor de

almacenamiento en la bolsa sellada e identificada.

105

11 ANEXO B: Caracterización

11.1 Tablas Mencionadas

Tabla 11.1 Caracterización Geológica Muestras para Pruebas Metalúrgicas DESCRIPCION GEOLOGICA PARA PRUEBAS ISO-pH

Identificación Litología Minzone Alteración

UGT-1-C2 Andesita Mixto (ox+sulf) Clorita-sericita-arcillas

UGT-1-C3 Andesita Mixto (ox+sulf) Clorita-sericita-arcillas

UGT-1-C6 Andesita Mixto (ox+sulf) Clorita-sericita-cuarzo

UGT-1-C8 Pórfido Feld Mixto (ox+sulf) Clorita-bioptita-feld. K

UGT-2-C1 Pórfido Feld Ox. Verdes (sulfatos) Clorita-sericita-cuarzo


UGT-2-C5 Becha Ignea Ox. Verdes (sulfatos) Clorita-sericita-cuarzo



UGT-3-C1 Andesita Ox. Verdes (sulfatos) Potásica (biotita)

UGT-3-C2 Andesita Fosfatos + Ox Verdes Potásica (biotita)


UGT-3-C5 Andesita Fosfatos + Ox Verdes Clorita-sericita-arcillas

UGT-3-C6 Andesita Ox. Verdes (sulfatos) Clorita-sericita-cuarzo


UGT-3-C12 Andesita Fosfatos + Ox Verdes Potásica (biotita)

UGT-3-C14 Autobrecha Ox. Verdes (sulfatos) Clorita-sericita-cuarzo

UGT-4-C1 Pórfido Feld Ox. Verdes + negros Clorita-sericita-cuarzo


UGT-4-C4 Becha Ignea Ox. Verdes + negros Clorita-sericita-cuarzo


UGT-4-C7 Pórfido Feld

Ox. Verdes + negros

+ Cup+Cu° Clorita-bioptita-feld. K

106

UGT-5-C1 Andesita Ox. Verdes + negros Potásica (biotita)

UGT-5-C3 Autobrecha Ox. Verdes + negros Clorita-sericita-arcillas


UGT-5-C7 Andesita Oxidos Negros Potásica (biotita)




UGT-5-C13 Andesita Ox. Verdes + negros Clorita-bioptita-feld. K

107

Tabla 11.2 Leyes globales muestras aire reverso Muestra CuT (%) Cu sol (%) Fe (%) Tasa Ox

UGT-3-C1 1,26 1,06 4,14 0,84

UGT-3-C2 0,73 0,52 2,99 0,71

UGT-3-C3 0,67 0,53 3,81 0,79

UGT-3-C5 1,54 1,33 4,64 0,86

UGT-3-C6 1,35 1,03 4,88 0,76

UGT-3-C9 0,58 0,4 3,66 0,69

UGT-3-C12 0,96 0,79 2,74 0,82

UGT-3-C14 1,3 1,07 3,61 0,82

Promedio UGT-3 1,05 0,84 3,93 0,79

UGT-5-C1 1,33 1,18 3,46 0,89

UGT-5-C3 0,87 0,56 3,93 0,64

UGT-5-C5 1,14 0,99 3,13 0,87

UGT-5-C7 0,41 0,34 3,86 0,83

UGT-5-C8 0,57 0,51 2,98 0,89

UGT-5-C11 1,03 0,90 4,11 0,87

UGT-5-C12 0,95 0,72 3,39 0,76

UGT-5-C13 0,43 0,26 3,18 0,60

Promedio UGT-5 0,84 0,68 3,51 0,79

UGT-2-C1 0,89 0,76 1,81 0,85

UGT-2-C3 0,39 0,26 2,40 0,67

UGT-2-C5 1,15 1,00 1,46 0,87

UGT-2-C6 0,36 0,21 1,94 0,58

UGT-2-C9 0,85 0,54 3,64 0,64

Promedio UGT-2 0,73 0,55 2,25 0,72

UGT-4-C1 0,3 0,20 1,51 0,67

UGT-4-C3 0,61 0,47 1,79 0,77

UGT-4-C4 1,5 1,28 3,36 0,85

UGT-4-C5 0,51 0,32 1,92 0,63

UGT-4-C7 0,76 0,62 1,95 0,82

Promedio UGT-4 0,74 0,58 2,11 0,75

UGT-1-C2 1,65 0,46 2,58 0,28

UGT-1-C3 1,31 0,29 3,98 0,22

UGT-1-C6 0,48 0,20 4,47 0,42

UGT-1-C8 0,3 0,09 1,90 0,30

Promedio UGT-1 0,94 0,26 3,23 0,30

108

12 ANEXO C: Procedimientos A continuación se detallará los procedimientos operacionales paso a paso.

12.1 Procedimiento lixiviación Iso-pH 1.0 y 1.5 Procedimiento operacional:

1. Verifique que el lugar de trabajo esté limpio y ordenado, y que usted cuente con

todos los equipos y materiales para realizar esta tarea.

2. Verifique que los equipos están en buen estado y operan sin inconvenientes.

3. Rotule de manera adecuada las botellas donde se recolectarán las muestras de

cinética, de manera que no se produzcan errores.

4. Calibre el pH – metro con las soluciones buffer 1.68 y 4.0 según instrucciones

en manual del instrumento, al inicio de la prueba y vuelva a calibrar durante la

prueba.

5. Prepare una solución concentrada que contenga alrededor de 200 g/l en ácido.

Tome una muestra y envíe a analizar por ácido.

6. Verifique que el pH de la solución refino a utilizar, corresponda con el que se

empleará durante la prueba una vez verificado este valor, tome una muestra de

este envíe para análisis de ácido libre.

7. Tomar una muestra de 1 kg, con una granulometría 100 % - 10# Tyler,

destinada a realizar la prueba Iso-pH.

8. Revise la botella y asegúrese que se encuentra limpia en su interior, rotule de

acuerdo a la muestra del punto 7.

9. Verifique el peso de la muestra del punto 7, este debe ser de 1 kg. Luego,

deposite el mineral en la botella.

10. En una probeta tarada, pese 2 kg de la solución de refino, ajustada al pH de

trabajo, y agregue la solución a la botella. Agite suavemente la botella hasta

que el mineral quede íntegramente humedecido. Realice el primer ajuste de pH

109

utilizando la solución concentrada de ácido sulfúrico, hasta que el pH alcance el

valor establecido para la prueba.

11. Asegure la tapa de la botella y comience la agitación por 72 horas, según lo

establecido.

12. El control de pH deberá ser realizado según:

Cada 60 minutos las primeras 8 horas.

Cada 4 horas después de las 12 horas.

Cada 8 horas después de las 24 horas hasta el fin de la prueba.

13. Para determinar la cinética de extracción de Cu y ácido libre, se deben tomar

muestras a intervalos definidos en los siguientes tiempos:

2, 4, 8, 12, 24, 36, 48 Y 72 horas.

Este muestreo debe ser realizado tomando una muestra aproximada de 80 ml,

utilizando una pipeta y propipeta desde la solución sobrenadante.

La muestra obtenida se debe filtrar utilizando un sistema de vació, kitazatos y

embudos buschmann apropiados. La muestra posterior al filtrado debe quedar

de aproximadamente 50 ml. Luego, se envía a laboratorio para análisis químico

por Cu, Fe, ácido libre, pH y Eh. El sólido remanente, si existe, se devuelve a la

botella.

14. Antes de reiniciar la agitación, reponga el volumen extraído por concepto de

muestreo, utilizando para ello 50 ml de solución ajustada al pH de trabajo. Agite

suavemente, mida el pH y registre. Si la diferencia de pH está sobre 0.1

respecto al pH de trabajo, entonces ajuste el pH agregando cantidades medidas

de solución concentrada. Ajuste hasta conseguir estar en un pH +/- 0.1.

Registre los volúmenes de soluciones agregados.

15. Al finalizar la prueba, proceda a filtrar la pulpa y medir el volumen de solución

rica obtenida. Posteriormente lave el queque con agua, utilizando para ello 1

litro de agua destilada, mida el volumen obtenido de la solución de lavado y

registre. Se debe muestrear ambas soluciones y analizar por Cu, Fe , ácido

libre, pH y Eh.

110

16. Retire el ripio y deposítelo en bandeja para pesarlo y secarlo en la estufa a 100

°C. Una vez seco, pese, registre y luego realice preparación mecánica hasta

100% - 100 # Tyler, utilizando todo el ripio.

17. Obtenga un sobre minero de 200 gramos para análisis químico por CuT,

CuSol, Fe.

18. Registre todos los datos en libros y planillas para posteriormente realizar el

balance metalúrgico respectivo y obtención de resultados.

19. Se realizará balance de Cu, ácido y cabeza calculada, incluyendo

determinaciones de consumos de ácido total y neto, además de extracciones y

cinéticas de CuT y Cu Soluble.

12.2 Procedimiento Pruebas Sulfatación Procedimiento operacional:

1. La submuestra para Pruebas de Curado Ácido obtenida del compósito

preparado con perfil de planta óxido, deben contener alrededor de 18 kg. Por

homogenización y división deben obtenerse 6 bolsas de 3 kg c/u. Una bolsa se

destinará para determinar la demanda de agua, 4 se emplearán en las pruebas

de curado ácido y 1 sobrante quedará para repetición o testigo.

2. Pesar cuatro porciones de ácido sulfúrico concentrado, correspondiente a cada

nivel de dosificación para los 3 kg de muestra:

Nivel Dosificación Ácido

(kg/t) Ácido para Curado

(g)

1 2 3 4

D1

D2

D3

D4

Según Resultados de

Prueba de botella.

111

Cada porción de ácido debe guardarse en frasco plástico identificado y tapado

herméticamente, para ser utilizado en la prueba y en el nivel correspondiente.

El operador debe recibir las instrucciones del Supervisor y debe utilizar todos

los elementos de protección personal que indican los procedimientos de manejo

de ácido sulfúrico como también operar en lugar seguro y habilitado.

3. Realizar la prueba de demanda de agua con 3 kg de muestra. Para ello, se

pesan 400 gramos de agua potable y se agregan a pizeta plástica, luego se

vacía la muestra sobre lona plástica esparciéndola para facilitar su rociado con

la pizeta. Se rocía y rolea sucesivamente hasta lograr humectación adecuada

de toda la muestra. El supervisor dictamina el grado final óptimo y luego pesa el

agua sobrante y se determina la dosis óptima de agua en l/t que se registra en

planilla. La muestra humectada se pesa, registra en planilla y se descarta.

4. Realizar el test de curado ácido para cada nivel individual especificado. Para

ello se procede a pesar el agua que demanda los 3 kg de muestra y se agrega

a pizeta plástica para humectar el mineral en tres etapas con igual cantidad. El

ácido para cada nivel se extrae con jeringa desde su frasco de almacenamiento,

para luego ser agregado al mineral mediante rociado uniforme del 50% en dos

etapas.

5. Esparcir los 3 kg de muestra en lona plástica limpia y luego rociar con la pizeta

1/3 del agua sobre el mineral y rolear para homogeneizar.

Posteriormente agregar con jeringa 1/2 del ácido rociando uniformemente sobre

el mineral y volver a rolear. Repetir los pasos anteriores agregando 1/3 del

agua, 1/2 del ácido, finalizar con el agregado del último tercio del agua y roleo

final.

6. Terminada la operación de aglomeración curado ácido, dejar reposar los cuatro

niveles al tiempo de 3 días, en bolsas plásticas cerradas herméticamente.

Posterior al tiempo de reposo, agregar cada uno de los aglomerados a un

depósito de 10 litros y luego agregar 6 litros de agua para proceder a lavar.

7. Agregados los 6 litros de agua a cada depósito, tapar herméticamente y poner

en rodillo a 32 RPM por 10 minutos.

112

8. Terminado el lavado, detener el equipo de rodillos, sacar los depósitos

removiendo las tapas y dejar decantar por 5 minutos, luego con pipeta obtener

muestra de alrededor de 200 ml de solución y filtrar.

9. Cada muestra filtrada se almacena en depósito rotulado con el N° de muestra

mineral y nivel de ácido. Los frascos con muestras se envían al laboratorio

analítico para su análisis por Cu, H+ y pH.

Los operadores deben medir el potencial redox de cada muestra y registrar en

planilla.

10. El queque filtrado y lavado a una razón 1:1 se seca en horno a una temperatura

de 100 ºC. El ripio se pesa, posteriormente se prepara a una granulometría de -

150# para su análisis químico por CuT, CuSol y Fe.

11. Lavar lonas y utensilios utilizados en la prueba.

12.3 Procedimiento Pruebas Lixiviación Columna 1 metro Procedimiento operacional:

Aglomeración – Curado Ácido – Carguío. 1. Se debe calcular y publicar las cantidades de ácido y agua requeridas para la

aglomeración de cada carga. Entregar, la bolsa con 30 kg de muestra y calibrar

las balanzas.

2. Se deben reunir todos los implementos requeridos para la aglomeración –

carguío, chequeando su limpieza, como también las columnas a cargar.

3. El operario debe estar autorizado para manipular ácido, equipado con los

elementos de protección personal, debe pesar las cantidades requeridas para

cada carga obteniendo 2 frascos con 50 % c/u.

4. Antes de iniciar la aglomeración, se debe chequear la identificación de la bolsa

de 30 kg y su peso en la balanza calibrada.

113

5. Sobre la lona limpia, se vacía la bolsa con mineral y se esparce para

posteriormente proceder a su aglomeración en lona por roleo. Las adiciones

sucesivas de ácido y agua se realizan con la regadera plástica en el orden: 1/3

Agua – 1/2 Ácido – 1/3 Agua – 1/2 Ácido – 1/3 Agua. El operario encargado del

ácido debe realizar los regados y manipular con las precauciones requeridas

para evitar riesgos. El agua y ácido deben rociarse sobre el mineral esparcido,

tratando de distribuirlos homogéneamente.

6. El roleo se realiza con dos operadores, homogeneizando la carga con pasadas

en diagonal, evitando la salida de material.

7. Terminada la etapa de aglomeración – curado ácido, el Supervisor debe

observar el material aglomerado para chequear su estado final y aprobar su

carguío a la columna.

8. El carguío de la columna, se realiza en 4 parcialidades mediante dispositivo

“Torpedo” de carga – descarga y compactación moderada con pisón de madera

después de agregada cada parcialidad. Alcanzando el nivel de 1 m, se pesa el

material sobrante si lo hubiere y registra en planilla. La columna cargada se

cubre con paño difusor húmedo y se deja en reposo por 72 horas.

Operación y Control Columna. 9. Se publica el Programa de Control de cada columna, señalando las fechas de

control y muestreo de cada columna como también los días de riego con ILS y

Refino.

El control de las soluciones salientes se realizó de acuerdo al siguiente cuadro:

DÍA OPERACIÓN FRECUENCIA MUESTREO

1 AL 10 DIARIO



30 (LAVADO) DIARIO

33 (DRENAJE + DESCARGA) DESPUÉS DE 3 DÍAS

114

El tiempo de riego son 29 días con solución refino artificial con una concentración

de 10 g/l de ácido, más un día de lavado, control de drenaje y descarga de ripios

para su evaluación.

10. Antes de iniciar el riego con la solución ILS, deben inspeccionarse los depósitos

de riego con los dosificadores de suero y los bidones receptores e identificarlos

con el N° asignado a la columna correspondiente.

El riego se inicia con solución ILS y para ello se agrega al depósito de

alimentación el volumen diario a irrigar medido en una probeta.

El operador deberá controlar los flujos de riego cada 2 horas utilizando la

probeta de 10 ml, el ajuste del flujo se realiza manipulando la válvula de

dosificación de suero.

11. El control y muestreo de soluciones se realiza en los días indicados en el

Programa publicado por el Supervisor. La solución ON se muestrea

periódicamente cuando se alimenta el depósito de riego tomando 200 ml para

análisis químico por elementos principales y 400 ml para elementos impurezas.

La solución OFF recolectada en bidones, se pesa en balanza y homogeniza. Se

toman muestras de 100 ml para determinar su densidad en picnómetros, 200 ml

para análisis químico por elementos principales y otros 200 ml para compositar

y analizar impurezas.

12. Los operadores deberán registrar toda la información generada en las planillas

y el Supervisor debe preparar y registrar en planilla electrónica la orden de

trabajo con las muestras para análisis enviados al Laboratorio Químico.

Descarga – Muestreo – Caracterización Ripios. 13. En el último día de riego, debe controlarse rigurosamente el flujo de

alimentación. Finalizado el riego, se procede a cambiar bidón recolector y

muestrear la solución. El drenaje se mide por períodos programados y a su

término se procede a pesar, muestrear y analizar como último control.

115

14. Finalizado el drenaje, se mide la altura del lecho, se procede a descargar los

ripios y pesar en bandejas. Luego se secan en la estufa a 95 °C hasta peso

constante. Se registran en planilla los pesos correspondientes y el Supervisor

evalúa la humedad.

15. Los ripios secos se chancan a -10 #, utilizando chancador Rhino.

Posteriormente se dividen en cuarteador para obtener submuestras con

alrededor de 1 kg, las que se pulverizan en Labtech (LM-2) a -150 # para

obtener sobres para análisis químico y testigos.

16. Se debe recolectar los sobres, identificarlos y preparar la orden de trabajo para

análisis químico. Los rechazos y testigo deben guardarse identificados en los

tambores de almacenamiento.

116

13 ANEXO D: Resultados Lixiviación ISO-pH 1.0


Tabla 13.1 Resultados metalúrgicos

117

Cinética Consumo de Ácido Neto.

Tabla 13.2 Resultados cinéticos

118

Disolución de Impurezas y Eh

Tabla 13.3 Monitoreo Impurezas y Eh (2 y 72 horas)

119

13.2 PLANILLAS: Registro de Control, Balances y Resultados. En este punto solo mencionaremos solo 1 planilla por cada UGT ya que constan del mismo procedimiento en todas las pruebas.

Tabla 13.4 Tablas de planillas de registros de control, balance y resultados de Pruebas Iso-pH 1.0

PRUEBA : 1 Soluc. débil (g/l) 9,6 MUESTRA : UGT - 3 - C1 Soluc. Conc. (g/l) 188 ISO-pH : 1,0 Peso mineral (g) 1000

Volumen Muestra Cu H+ Fe Mn Cl NO3 Eh pH (l) Débil Conc. (ml) (g/l) (g/l) (g/l) (mg/l) (mg/l) (mg/l) (mV)

0 2 0 50 -- -- 9,60 -- -- -- -- -- 2 2 80 100 100 4,00 9,10 0,18 17 297 -- 663 1,16 4 2 100 0 100 4,20 8,40 0,22 19 298 -- 657 1,36 8 2 100 0 100 4,10 7,20 0,27 20 295 -- 651 1,42

12 2 100 0 100 3,94 8,70 0,31 19 298 -- 656 1,34 24 2 70 30 100 3,66 7,00 0,35 19 302 -- 649 1,44 36 2 100 10 100 3,45 9,00 0,44 20 295 -- 655 1,18 48 2 90 20 100 2,90 7,10 0,45 17 286 -- 656 1,42 72 2 0 20 0 3,44 10,00 0,73 25 296 1,4 654 1,14 SR 1,70 -- -- -- 3,44 10,00 0,73 25 296 1,4 654 1,14 SL 1,26 -- -- -- 1,50 4,30 0,31 10 * 648 1,59

TOTAL 640 230 700

PRODUCTO PESO (g) CuT (%) CuS (%) Fe (%) CABEZA 1000,0 1,26 1,06 4,14 RIPIO 940,4 0,20 0,07 4,07

PLANILLA REGISTRO DATOS - PRUEBA LIXIVIACIÓN EN BOTELLA

Solución ajuste (ml) Tiempo

PRUEBA : 1 MUESTRA : UGT - 3 - C1 ISO-pH : 1,0

BALANCE ÁCIDO

Débil Conc. Parcial Acum. Volumen Conc. Parcial Acum. Parcial Acum. Acum. (h) (l) (l) (g) (g) (l) (g/l) (g) (g) (g) (g) (kg/t) 0 2,00 0,05 28,60 28,60 -- 2 0,08 0,10 19,57 48,17 0,10 9,10 0,91 0,91 29,06 29,06 29,06 4 0,10 0,00 0,96 49,13 0,10 8,40 0,84 1,75 1,52 30,58 30,58 8 0,10 0,00 0,96 50,09 0,10 7,20 0,72 2,47 2,64 33,22 33,22

12 0,10 0,00 0,96 51,05 0,10 8,70 0,87 3,34 -2,91 30,31 30,31 24 0,07 0,03 6,31 57,36 0,10 7,00 0,70 4,04 9,01 39,32 39,32 36 0,10 0,01 2,84 60,20 0,10 9,00 0,90 4,94 -2,06 37,26 37,26 48 0,09 0,02 4,62 64,82 0,10 7,10 0,71 5,65 7,71 44,97 44,97 72 0,00 0,02 3,76 68,58 -- 10,00 -- -4,46 40,52 40,52 SR -- -- -- -- 1,70 10,00 17,00 22,65 SL -- -- -- -- 1,26 4,30 5,42 28,07 40,52 40,52

BALANCE COBRE Tiempo Volumen Cu Peso Cu Cu

(h) (l) (g/l) Parcial Acum Parcial Acum. (g) (%) (g) Parcial Acum. 0 -- -- -- 2 2,00 4,00 0,40 0,40 7,74 7,74 -- -- -- 63,20 63,20 4 2,00 4,20 0,42 0,82 0,40 8,14 -- -- -- 3,27 66,47 8 2,00 4,10 0,41 1,23 0,42 8,56 -- -- -- 3,43 69,90

12 2,00 3,94 0,39 1,62 0,41 8,97 -- -- -- 3,35 73,25 24 2,00 3,66 0,37 1,99 0,39 9,36 -- -- -- 3,22 76,46 36 2,00 3,45 0,35 2,34 0,37 9,73 -- -- -- 2,99 79,45 48 2,00 2,90 0,29 2,63 0,35 10,07 -- -- -- 2,82 82,27 72 -- 3,44 -- -- 0,29 10,36 -- -- -- 2,37 84,64 SR 1,70 3,44 5,85 -- -- -- -- SL 1,26 1,50 1,89 -- -- -- --

RIPIO -- -- -- -- -- -- 940,4 0,20 1,88 CABEZA CALCULADA 1000 1,22 12,24 84,64 CABEZA ANALIZADA 1000 1,26 12,60 82,25

PLANILLAS BALANCES Y RESULTADOS METALÚRGICOS.

ALIMENTADO

Extracción CuT (%)

CONSUMOSALIDO Tiempo

Cu Muestra (g) Cu Ext. (g)

120



0 2 0 80 -- -- 9,60 -- -- -- -- -- 2 2 80 90 100 4,52 8,10 0,73 59 291 -- 618 1,28 4 2 100 0 100 4,74 7,50 0,80 60 298 -- 617 1,32 8 2 100 5 100 4,48 6,60 0,80 56 280 -- 617 1,37

12 2 100 0 100 4,50 8,30 0,85 57 301 -- 624 1,27 24 2 80 20 100 4,36 7,00 0,94 56 297 -- 623 1,35 36 2 100 25 100 4,18 9,80 1,04 56 291 -- 634 1,05 48 2 100 0 100 3,74 7,50 0,93 47 287 -- 634 1,30 72 2 0 20 0 3,80 8,80 1,46 60 290 2,8 637 1,25 SR 1,86 -- -- -- 3,80 8,80 1,46 60 290 2,8 637 1,25 SL 1,72 -- -- -- 1,08 2,40 0,32 17 * 635 1,71

TOTAL 660 240 700





BALANCE ÁCIDO


12 0,10 0,00 0,96 55,75 0,10 8,30 0,83 3,05 -3,27 36,10 36,10 24 0,08 0,02 4,53 60,28 0,10 7,00 0,70 3,75 6,43 42,53 42,53 36 0,10 0,03 5,66 65,94 0,10 9,80 0,98 4,73 -0,92 41,61 41,61 48 0,10 0,00 0,96 66,90 0,10 7,50 0,75 5,48 4,81 46,42 46,42 72 0,00 0,02 3,76 70,66 -- 8,80 -- -1,74 44,68 44,68 SR -- -- -- -- 1,86 8,80 16,37 21,85 SL -- -- -- -- 1,72 2,40 4,13 25,98 44,68 44,68



12 2,00 4,50 0,45 1,82 0,45 10,30 -- -- -- 3,52 80,87 24 2,00 4,36 0,44 2,26 0,45 10,75 -- -- -- 3,53 84,40 36 2,00 4,18 0,42 2,68 0,44 11,19 -- -- -- 3,42 87,82 48 2,00 3,74 0,37 3,05 0,42 11,60 -- -- -- 3,28 91,11 72 -- 3,80 -- -- 0,37 11,98 -- -- -- 2,94 94,04 SR 1,86 3,80 7,07 -- -- -- -- SL 1,72 1,08 1,86 -- -- -- --



ALIMENTADO

Extracción CuT (%)



121



0 2 0 50 -- -- 9,80 -- -- -- -- -- 2 2 90 45 100 3,22 8,60 0,38 8 279 -- 641 1,15 4 2 100 10 100 3,04 10,00 0,38 6 287 -- 644 1,08 8 2 95 15 100 3,02 9,90 0,40 8 280 -- 647 1,08

12 2 100 0 100 2,84 10,10 0,41 7 280 -- 650 1,07 24 2 90 10 100 2,80 9,30 0,45 10 280 -- 652 1,10 36 2 100 0 100 2,67 9,60 0,49 10 280 -- 655 1,09 48 2 100 0 100 2,58 9,20 0,51 10 286 -- 658 1,11 72 2 0 25 0 2,48 10,20 0,61 13 277 660 1,08 SR 1,87 -- -- -- 2,48 10,20 0,61 13 277 0,00 660 1,08 SL 1,02 -- -- -- 0,32 1,20 0,07 2 651 1,78

TOTAL 675 155 700





BALANCE ÁCIDO

Débil Conc. Parcial Acum. Volumen Conc. Parcial Acum. Parcial Acum. Acum. (h) (l) (l) (g) (g) (l) (g/l) (g) (g) (g) (g) (kg/t) 0 2,00 0,05 29,00 29,00 -- 2 0,09 0,05 9,34 38,34 0,10 8,60 0,86 0,86 20,28 20,28 20,28 4 0,10 0,01 2,86 41,20 0,10 10,00 1,00 1,86 -0,94 19,34 19,34 8 0,10 0,02 3,75 44,95 0,10 9,90 0,99 2,85 2,96 22,30 22,30

12 0,10 0,00 0,98 45,93 0,10 10,10 1,01 3,86 -0,43 21,87 21,87 24 0,09 0,01 2,76 48,70 0,10 9,30 0,93 4,79 3,43 25,31 25,31 36 0,10 0,00 0,98 49,68 0,10 9,60 0,96 5,75 -0,58 24,73 24,73 48 0,10 0,00 0,98 50,66 0,10 9,20 0,92 6,67 0,86 25,59 25,59 72 0,00 0,03 4,70 55,36 -- 10,20 -- 2,80 28,39 28,39 SR -- -- -- -- 1,87 10,20 19,07 25,74 SL -- -- -- -- 1,02 1,20 1,22 26,97 28,39 28,39



12 2,00 2,84 0,28 1,21 0,30 5,89 -- -- -- 3,66 71,32 24 2,00 2,80 0,28 1,49 0,28 6,18 -- -- -- 3,44 74,75 36 2,00 2,67 0,27 1,76 0,28 6,46 -- -- -- 3,39 78,14 48 2,00 2,58 0,26 2,02 0,27 6,72 -- -- -- 3,23 81,37 72 -- 2,48 -- -- 0,26 6,98 -- -- -- 3,12 84,50 SR 1,87 2,48 4,64 -- -- -- -- SL 1,02 0,32 0,33 -- -- -- --



ALIMENTADO

Extracción CuT (%)



122



0 2 0 50 -- -- 9,90 -- -- -- -- -- 2 2 100 10 100 0,50 11,40 0,29 51 298 -- 646 1,03 4 2 100 0 100 0,98 11,20 0,30 51 298 -- 648 1,02 8 2 100 0 100 0,98 10,80 0,33 51 298 -- 651 1,03

12 2 100 0 100 0,94 10,40 0,34 49 297 -- 654 1,04 24 2 85 15 100 0,88 10,00 0,36 46 297 -- 656 1,07 36 2 100 0 100 0,87 10,40 0,40 45 294 -- 660 1,03 48 2 85 15 100 0,86 10,40 0,45 45 295 -- 660 1,04 72 2 0 0 0 0,76 10,20 0,25 23 287 661 1,08 SR 1,91 -- -- -- 0,76 10,20 0,25 23 287 0,00 661 1,08 SL 1,00 -- -- -- 0,09 1,00 0,05 6 655 1,83

TOTAL 670 90 700





BALANCE ÁCIDO


12 0,10 0,00 0,99 35,04 0,10 10,40 1,04 4,38 0,75 9,86 9,86 24 0,09 0,02 3,66 38,70 0,10 10,00 1,00 5,38 3,46 13,32 13,32 36 0,10 0,00 0,99 39,69 0,10 10,40 1,04 6,42 -0,85 12,47 12,47 48 0,09 0,02 3,66 43,35 0,10 10,40 1,04 7,46 2,62 15,09 15,09 72 0,00 0,00 0,00 43,35 -- 10,20 -- 0,32 15,41 15,41 SR -- -- -- -- 1,91 10,20 19,48 26,94 SL -- -- -- -- 1,00 1,00 1,00 27,94 15,41 15,41



12 2,00 0,94 0,09 0,34 0,10 1,79 -- -- -- 3,59 65,40 24 2,00 0,88 0,09 0,43 0,09 1,88 -- -- -- 3,44 68,84 36 2,00 0,87 0,09 0,52 0,09 1,97 -- -- -- 3,22 72,05 48 2,00 0,86 0,09 0,60 0,09 2,06 -- -- -- 3,18 75,24 72 -- 0,76 -- -- 0,09 2,14 -- -- -- 3,15 78,38 SR 1,91 0,76 1,45 -- -- -- -- SL 1,00 0,09 0,09 -- -- -- --



ALIMENTADO

Extracción CuT (%)



123



0 2 0 50 -- -- 9,90 -- -- -- -- -- 2 2 100 25 100 1,49 10,50 0,45 12 295 -- 635 1,09 4 2 100 5 100 1,58 10,20 0,48 13 300 -- 634 1,09 8 2 100 15 100 1,94 10,30 0,61 17 310 -- 634 1,09

12 2 95 5 100 1,98 9,40 0,65 20 304 -- 631 1,13 24 2 85 15 100 2,30 8,30 0,76 21 314 -- 626 1,20 36 2 90 25 100 2,49 8,60 0,80 23 306 -- 627 1,18 48 2 85 15 100 3,84 9,10 1,88 32 319 -- 625 1,17 72 2 0 30 0 2,82 9,90 1,10 27 296 619 1,14 SR 1,95 -- -- -- 2,82 9,90 1,10 27 296 0,00 619 1,14 SL 1,02 -- -- -- 0,59 1,20 0,24 8 606 1,89

TOTAL 655 185 700





BALANCE ÁCIDO


12 0,10 0,01 1,88 42,51 0,10 9,40 0,94 4,04 2,74 19,67 19,67 24 0,09 0,02 3,66 46,17 0,10 8,30 0,83 4,87 5,03 24,70 24,70 36 0,09 0,03 5,59 51,76 0,10 8,60 0,86 5,73 4,13 28,83 28,83 48 0,09 0,02 3,66 55,42 0,10 9,10 0,91 6,64 1,75 30,58 30,58 72 0,00 0,03 5,64 61,06 -- 9,90 -- 3,31 33,90 33,90 SR -- -- -- -- 1,95 9,90 19,31 25,95 SL -- -- -- -- 1,02 1,20 1,22 27,17 33,90 33,90



12 2,00 1,98 0,20 0,70 0,19 6,60 -- -- -- 1,25 42,40 24 2,00 2,30 0,23 0,93 0,20 6,80 -- -- -- 1,27 43,67 36 2,00 2,49 0,25 1,18 0,23 7,03 -- -- -- 1,48 45,15 48 2,00 3,84 0,38 1,56 0,25 7,28 -- -- -- 1,60 46,75 72 -- 2,82 -- -- 0,38 7,66 -- -- -- 2,47 49,22 SR 1,95 2,82 5,50 -- -- -- -- SL 1,02 0,59 0,60 -- -- -- --



ALIMENTADO

Extracción CuT (%)



124

14 ANEXO E: Resultados Lixiviación ISO-pH 1.5



125

Cinética Extracción CuT


126

14.2 PLANILLAS: Registro de Control, Balances y Resultados

En este punto solo mencionaremos solo 1 planilla por cada UGT ya que constan del mismo procedimiento en todas las pruebas.

Tabla 14.3 Tablas registros de control, balances y resultados de pruebas Iso-pH 1.5



0 2 0 50 -- -- 1,90 -- -- -- -- -- 2 2 85 75 100 3,50 2,60 0,12 15 -- 627 1,72 4 2 100 20 100 3,95 3,20 0,18 15 -- 630 1,51 8 2 100 15 100 4,15 3,90 0,26 17 -- 615 1,54

12 2 80 20 100 4,00 3,30 0,27 17 -- 610 1,60 24 2 90 10 100 4,10 3,80 0,36 19 -- 614 1,57 36 2 90 10 100 3,93 3,80 0,39 19 -- 615 1,56 48 2 90 10 100 3,75 3,90 0,44 19 -- 617 1,56 72 2 0 5 0 3,65 3,70 0,52 19 615 1,58 SR 1,92 -- -- -- 3,65 3,70 0,52 19 0 0,00 615 1,58 SL 1,00 -- -- -- 0,60 0,60 0,08 3 614 2,16

TOTAL 635 215 700





BALANCE ÁCIDO


12 0,08 0,02 3,91 38,33 0,10 3,30 0,33 1,3 4,78 30,43 30,43 24 0,09 0,01 2,05 40,38 0,10 3,80 0,38 1,68 0,67 31,10 31,10 36 0,09 0,01 2,05 42,44 0,10 3,80 0,38 2,06 1,67 32,78 32,78 48 0,09 0,01 2,05 44,49 0,10 3,90 0,39 2,45 1,46 34,24 34,24 72 0,00 0,01 0,94 45,43 -- 3,70 -- 1,04 35,27 35,27 SR -- -- -- -- 1,92 3,70 7,10 9,55 SL -- -- -- -- 1,00 0,60 0,60 10,15 35,27 35,27



12 2,00 4,00 0,40 1,56 0,42 8,77 -- -- -- 3,30 69,74 24 2,00 4,10 0,41 1,97 0,40 9,17 -- -- -- 3,18 72,92 36 2,00 3,93 0,39 2,36 0,41 9,58 -- -- -- 3,26 76,18 48 2,00 3,75 0,38 2,74 0,39 9,97 -- -- -- 3,13 79,31 72 -- 3,65 -- -- 0,38 10,35 -- -- -- 2,98 82,29 SR 1,92 3,65 7,01 -- -- -- -- SL 1,00 0,60 0,60 -- -- -- --

RIPIO -- -- -- -- -- -- 968 0,23 2,23 CABEZA CALCULADA 1000 1,26 12,57 82,29 CABEZA ANALIZADA 1000 1,26 12,60 82,11


ALIMENTADO

Extracción CuT (%)



127



0 2 0 50 -- -- 1,90 -- -- -- -- -- 2 2 85 75 100 3,50 1,30 0,57 52 -- 2,06 4 2 95 35 100 4,20 3,20 0,65 51 -- 1,65 8 2 90 30 100 4,55 3,90 0,69 52 -- 1,58

12 2 90 10 100 4,50 4,00 0,67 50 -- 1,56 24 2 85 15 100 4,48 3,50 0,74 50 -- 1,62 36 2 95 5 100 4,35 4,00 0,76 49 -- 1,57 48 2 90 10 100 4,25 3,70 0,82 48 -- 1,60 72 2 0 10 0 3,90 3,50 0,96 47 1,63 SR 1,92 -- -- -- 3,90 3,50 0,96 47 0 0,00 0 1,63 SL 1,07 -- -- -- 1,26 1,20 0,30 17 2,00

TOTAL 630 240 700



Solución ajuste (ml)Tiempo


BALANCE ÁCIDO


12 0,09 0,01 2,05 42,08 0,10 4,00 0,40 1,24 1,45 32,84 32,84 24 0,09 0,02 2,98 45,07 0,10 3,50 0,35 1,59 3,63 36,48 36,48 36 0,10 0,01 1,12 46,19 0,10 4,00 0,40 1,99 -0,28 36,20 36,20 48 0,09 0,01 2,05 48,24 0,10 3,70 0,37 2,36 2,28 38,48 38,48 72 0,00 0,01 1,88 50,12 -- 3,50 -- 1,28 39,75 39,75 SR -- -- -- -- 1,92 3,50 6,72 9,08 SL -- -- -- -- 1,07 1,20 1,28 10,36 39,75 39,75



12 2,00 4,50 0,45 1,68 0,46 10,06 -- -- -- 3,59 79,30 24 2,00 4,48 0,45 2,12 0,45 10,51 -- -- -- 3,55 82,85 36 2,00 4,35 0,44 2,56 0,45 10,96 -- -- -- 3,53 86,38 48 2,00 4,25 0,43 2,98 0,44 11,39 -- -- -- 3,43 89,81 72 -- 3,90 -- -- 0,43 11,82 -- -- -- 3,35 93,16 SR 1,92 3,90 7,49 -- -- -- -- SL 1,07 1,26 1,35 -- -- -- --

RIPIO -- -- -- -- -- -- 964 0,09 0,87 CABEZA CALCULADA 1000 1,27 12,69 93,16 CABEZA ANALIZADA 1000 1,33 13,30 88,87


ALIMENTADO

Extracción CuT (%)



128



0 2 0 50 -- -- 1,90 -- -- -- -- -- 2 2 100 45 100 2,93 2,90 0,32 7 -- 624 1,62 4 2 95 5 100 2,98 2,40 0,31 7 -- 621 1,72 8 2 95 10 100 3,08 2,60 0,32 7 -- 623 1,68

12 2 95 5 100 3,00 2,70 0,33 7 -- 623 1,66 24 2 95 5 100 2,96 2,60 0,34 8 -- 626 1,67 36 2 90 10 100 2,80 2,80 0,35 8 -- 627 1,65 48 2 125 0 100 2,68 3,30 0,36 9 -- 633 1,57 72 2 0 0 0 2,50 2,60 0,38 8 629 1,67 SR 1,90 -- -- -- 2,50 2,60 0,38 8 0 0,00 629 1,67 SL 1,01 -- -- -- 0,71 0,80 0,11 3 626 2,05

TOTAL 695 130 700





BALANCE ÁCIDO


12 0,10 0,01 1,12 26,15 0,10 2,70 0,27 1,06 0,65 19,69 19,69 24 0,10 0,01 1,12 27,27 0,10 2,60 0,26 1,32 1,06 20,75 20,75 36 0,09 0,01 2,05 29,32 0,10 2,80 0,28 1,6 1,37 22,12 22,12 48 0,13 0,00 0,24 29,56 0,10 3,30 0,33 1,93 -1,09 21,03 21,03 72 0,00 0,00 0,00 29,56 -- 2,60 -- 0,85 21,88 21,88 SR -- -- -- -- 1,90 2,60 4,94 6,87 SL -- -- -- -- 1,01 0,80 0,81 7,68 21,88 21,88



12 2,00 3,00 0,30 1,20 0,31 6,37 -- -- -- 3,47 71,78 24 2,00 2,96 0,30 1,50 0,30 6,67 -- -- -- 3,38 75,16 36 2,00 2,80 0,28 1,78 0,30 6,96 -- -- -- 3,34 78,50 48 2,00 2,68 0,27 2,04 0,28 7,24 -- -- -- 3,16 81,66 72 -- 2,50 -- -- 0,27 7,51 -- -- -- 3,02 84,68 SR 1,90 2,50 4,75 -- -- -- -- SL 1,01 0,71 0,72 -- -- -- --



ALIMENTADO

Extracción CuT (%)



129



0 2 0 100 -- -- 1,90 -- -- -- -- -- 2 2 100 0 100 0,95 6,90 0,27 49 -- 644 1,23 4 2 100 0 100 0,97 6,50 0,29 50 -- 645 1,25 8 2 100 0 100 0,93 6,10 0,30 49 -- 645 1,27

12 2 100 0 100 0,90 5,70 0,30 47 -- 646 1,3 24 2 100 0 100 0,89 5,10 0,33 47 -- 646 1,35 36 2 100 0 100 0,84 4,70 0,34 45 -- 645 1,39 48 2 100 0 100 0,82 4,20 0,37 44 -- 644 1,44 72 2 0 0 0 0,79 3,40 0,39 42 639 1,52 SR 1,91 -- -- -- 0,79 3,40 0,39 42 0 0,00 639 1,52 SL 1,00 -- -- -- 0,12 0,60 0,06 7 638 2,1

TOTAL 700 100 700





BALANCE ÁCIDO


12 0,10 0,00 0,19 23,36 0,10 5,70 0,57 2,52 0,42 9,44 9,44 24 0,10 0,00 0,19 23,55 0,10 5,10 0,51 3,03 0,88 10,32 10,32 36 0,10 0,00 0,19 23,74 0,10 4,70 0,47 3,5 0,52 10,84 10,84 48 0,10 0,00 0,19 23,93 0,10 4,20 0,42 3,92 0,77 11,61 11,61 72 0,00 0,00 0,00 23,93 -- 3,40 -- 1,31 12,92 12,92 SR -- -- -- -- 1,91 3,40 6,49 10,41 SL -- -- -- -- 1,00 0,60 0,60 11,01 12,92 12,92



12 2,00 0,90 0,09 0,38 0,09 1,91 -- -- -- 3,15 64,91 24 2,00 0,89 0,09 0,46 0,09 2,00 -- -- -- 3,05 67,96 36 2,00 0,84 0,08 0,55 0,09 2,09 -- -- -- 3,02 70,98 48 2,00 0,82 0,08 0,63 0,08 2,18 -- -- -- 2,85 73,83 72 -- 0,79 -- -- 0,08 2,26 -- -- -- 2,78 76,61 SR 1,91 0,79 1,51 -- -- -- -- SL 1,00 0,12 0,12 -- -- -- --



ALIMENTADO

Extracción CuT (%)



130



0 2 0 100 -- -- 1,90 -- -- -- -- -- 2 2 100 0 100 1,29 5,20 0,38 11 -- 624 1,35 4 2 100 0 100 1,49 4,00 0,44 12 -- 616 1,45 8 2 90 10 100 1,56 3,30 0,47 12 -- 611 1,56

12 2 95 5 100 1,58 3,80 0,48 13 -- 615 1,50 24 2 70 30 100 1,80 2,90 0,56 14 -- 605 1,64 36 2 100 0 100 1,99 4,50 0,64 16 -- 616 1,45 48 2 100 0 100 2,19 3,30 0,71 19 -- 606 1,60 72 2 0 10 0 2,32 2,70 0,75 22 594 1,69 SR 1,96 -- -- -- 2,32 2,70 0,75 22 0 0,00 594 1,69 SL 1,00 -- -- -- 0,39 0,50 0,13 4 585 2,35

TOTAL 655 155 700





BALANCE ÁCIDO


12 0,10 0,01 1,12 26,15 0,10 3,80 0,38 1,63 -0,26 16,92 16,92 24 0,07 0,03 5,77 31,92 0,10 2,90 0,29 1,92 7,28 24,20 24,20 36 0,10 0,00 0,19 32,11 0,10 4,50 0,45 2,37 -3,46 20,74 20,74 48 0,10 0,00 0,19 32,30 0,10 3,30 0,33 2,70 2,26 23,00 23,00 72 0,00 0,01 1,88 34,18 -- 2,70 -- 2,69 25,69 25,69 SR -- -- -- -- 1,96 2,70 5,29 7,99 SL -- -- -- -- 1,00 0,50 0,50 8,49 25,69 25,69



12 2,00 1,58 0,16 0,59 0,16 5,37 -- -- -- 0,99 34,03 24 2,00 1,80 0,18 0,77 0,16 5,53 -- -- -- 1,00 35,03 36 2,00 1,99 0,20 0,97 0,18 5,71 -- -- -- 1,14 36,17 48 2,00 2,19 0,22 1,19 0,20 5,91 -- -- -- 1,26 37,43 72 -- 2,32 -- -- 0,22 6,13 -- -- -- 1,39 38,82 SR 1,96 2,32 4,55 -- -- -- -- SL 1,00 0,39 0,39 -- -- -- --



ALIMENTADO

Extracción CuT (%)



131

15 ANEXO F: Resultados Anexas Lixiviación ISO-pH 1.0 y 1.5



132

Cinética Extracción CuT.


133

15.2 PLANILLAS: Registro de Control, Balances y Resultados

En este punto solo mencionaremos solo 1 planilla por cada UGT ya que constan del mismo procedimiento en todas las pruebas.

Tabla 15.3 Tablas de planillas de control, balances y resultados pruebas anexas

PRUEBA : 61 Soluc. débil (g/l) 1,9MUESTRA : UGT - 1 - C9 Soluc. Conc. (g/l) 188ISO-pH : 1,5 Peso mineral (g) 1000

Volumen Muestra Cu H+ Fe Mn Cl NO3 Eh pH(l) Débil Conc. (ml) (g/l) (g/l) (g/l) (mg/l) (mg/l) (mg/l) (mV)

0 2 0 50 -- -- 1,90 -- -- -- -- --2 2 95 35 100 1,98 3,30 0,22 4 -- 625 1,64 2 100 20 100 2,42 4,40 0,25 4 -- 625 1,488 2 95 15 100 2,66 3,80 0,31 6 -- 621 1,56

12 2 90 10 100 2,62 3,80 0,33 6 -- 620 1,5624 2 100 0 100 2,67 3,60 0,42 7 -- 617 1,6136 2 90 15 100 2,56 3,20 0,48 8 -- 614 1,6648 2 90 10 100 2,52 3,30 0,54 8 -- 614 1,6672 2 0 5 0 2,32 3,00 0,62 10 611 1,70SR 1,84 -- -- -- 2,32 3,00 0,62 10 0 0,00 611 1,70SL 1,04 -- -- -- 0,73 1,00 0,18 6 606 2,05

TOTAL 660 160 700

PRODUCTO PESO (g) CuT (%) CuS (%) Fe (%)CABEZA 1000,0 0,89 0,69 3,66RIPIO 959,8 0,22 0,05 3,41



PRUEBA : 61MUESTRA : UGT - 1 - C9ISO-pH : 1,5

BALANCE ÁCIDO

Débil Conc. Parcial Acum. Volumen Conc. Parcial Acum. Parcial Acum. Acum.(h) (l) (l) (g) (g) (l) (g/l) (g) (g) (g) (g) (kg/t)0 2,00 0,05 13,20 13,20 --2 0,10 0,04 6,76 19,96 0,10 3,30 0,33 0,33 13,03 13,03 13,034 0,10 0,02 3,95 23,91 0,10 4,40 0,44 0,77 1,31 14,34 14,348 0,10 0,02 3,00 26,91 0,10 3,80 0,38 1,15 3,82 18,16 18,1612 0,09 0,01 2,05 28,96 0,10 3,80 0,38 1,53 1,67 19,83 19,8324 0,10 0,00 0,19 29,15 0,10 3,60 0,36 1,89 0,23 20,06 20,0636 0,09 0,02 2,99 32,14 0,10 3,20 0,32 2,21 3,47 23,53 23,5348 0,09 0,01 2,05 34,19 0,10 3,30 0,33 2,54 1,52 25,05 25,0572 0,00 0,01 0,94 35,13 -- 3,00 -- 0,98 26,03 26,03SR -- -- -- -- 1,84 3,00 5,52 8,06SL -- -- -- -- 1,04 1,00 1,04 9,10 26,03 26,03

BALANCE COBRETiempo Volumen Cu Peso Cu Cu

(h) (l) (g/l) Parcial Acum Parcial Acum. (g) (%) (g) Parcial Acum.0 -- -- --2 2,00 1,98 0,20 0,20 5,03 5,03 -- -- -- 56,61 56,614 2,00 2,42 0,24 0,44 0,20 5,23 -- -- -- 2,23 58,838 2,00 2,66 0,27 0,71 0,24 5,47 -- -- -- 2,72 61,5612 2,00 2,62 0,26 0,97 0,27 5,73 -- -- -- 2,99 64,5524 2,00 2,67 0,27 1,24 0,26 6,00 -- -- -- 2,95 67,5036 2,00 2,56 0,26 1,49 0,27 6,26 -- -- -- 3,01 70,5148 2,00 2,52 0,25 1,74 0,26 6,52 -- -- -- 2,88 73,3972 -- 2,32 -- -- 0,25 6,77 -- -- -- 2,84 76,23SR 1,84 2,32 4,27 -- -- -- --SL 1,04 0,73 0,76 -- -- -- --

RIPIO -- -- -- -- -- -- 959,8 0,22 2,11CABEZA CALCULADA 1000 0,89 8,88 76,23CABEZA ANALIZADA 1000 0,89 8,90 76,08


ALIMENTADO

Extracción CuT (%)

CONSUMOSALIDOTiempo


134



0 2 0 50 -- -- 1,90 -- -- -- -- --2 2 100 20 100 1,14 4,80 0,14 3 -- 638 1,394 2 100 0 100 1,23 4,10 0,17 3 -- 636 1,458 2 100 5 100 1,34 3,50 0,24 4 -- 632 1,52

12 2 100 0 100 1,35 3,20 0,28 4 -- 629 1,5824 2 95 5 100 1,39 2,20 0,34 5 -- 622 1,7536 2 90 20 100 1,44 2,80 0,41 5 -- 624 1,6548 2 90 10 100 1,46 2,80 0,48 6 -- 623 1,6572 2 0 5 0 1,42 2,60 0,57 8 618 1,69SR 1,76 -- -- -- 1,42 2,60 0,57 8 0 0,00 618 1,69SL 1,10 -- -- -- 0,67 1,10 0,28 8 * 613 2,00

TOTAL 675 115 700





BALANCE ÁCIDO






ALIMENTADO

Extracción CuT (%)

CONSUMOSALIDOTiempo


135



0 2 0 50 -- -- 1,90 -- -- -- -- --2 2 100 0 100 0,45 3,70 0,26 4 -- 636 1,464 2 100 0 100 0,51 3,20 0,28 4 -- 633 1,548 2 95 10 100 0,66 2,80 0,37 6 -- 630 1,60

12 2 100 0 100 0,70 2,90 0,40 6 -- 630 1,5924 2 90 10 100 0,85 2,10 0,48 8 -- 623 1,7436 2 88 12 100 1,04 2,30 0,57 10 -- 622 1,7148 2 90 10 100 1,10 2,60 0,61 11 -- 623 1,6772 2 0 5 0 1,20 2,40 0,69 13 617 1,72SR 1,74 -- -- -- 1,20 2,40 0,69 13 0 0,00 617 1,72SL 1,20 -- -- -- 0,48 0,90 0,29 13 614 2,02

TOTAL 663 97 700





BALANCE ÁCIDO

Débil Conc. Parcial Acum. Volumen Conc. Parcial Acum. Parcial Acum. Acum.(h) (l) (l) (g) (g) (l) (g/l) (g) (g) (g) (g) (kg/t)0 2,00 0,05 13,20 13,20 --2 0,10 0,00 0,19 13,39 0,10 3,70 0,37 0,37 5,62 5,62 5,624 0,10 0,00 0,19 13,58 0,10 3,20 0,32 0,69 0,87 6,49 6,498 0,10 0,01 2,06 15,64 0,10 2,80 0,28 0,97 2,58 9,07 9,0712 0,10 0,00 0,19 15,83 0,10 2,90 0,29 1,26 -0,30 8,77 8,7724 0,09 0,01 2,05 17,88 0,10 2,10 0,21 1,47 3,44 12,21 12,2136 0,09 0,01 2,42 20,30 0,10 2,30 0,23 1,70 1,79 14,00 14,0048 0,09 0,01 2,05 22,36 0,10 2,60 0,26 1,96 1,19 15,20 15,2072 0,00 0,01 0,94 23,30 -- 2,40 -- 0,88 16,08 16,08SR -- -- -- -- 1,74 2,40 4,18 6,14SL -- -- -- -- 1,20 0,90 1,08 7,22 16,08 16,08





ALIMENTADO

Extracción CuT (%)

CONSUMOSALIDOTiempo


136



0 2 0 50 -- -- 1,90 -- -- -- -- --2 2 100 20 100 1,47 3,80 0,16 3 -- 625 1,514 2 100 5 100 1,56 3,60 0,18 4 -- 623 1,538 2 100 5 100 1,64 3,60 0,22 4 -- 623 1,55

12 2 100 0 100 1,60 3,10 0,24 5 -- 619 1,6124 2 90 10 100 1,62 2,40 0,28 5 -- 611 1,7336 2 88 12 100 1,63 2,90 0,33 7 -- 615 1,6648 2 95 5 100 1,56 3,10 0,36 7 -- 619 1,6272 2 0 10 0 1,40 3,10 0,42 9 620 1,62SR 1,90 -- -- -- 1,40 3,10 0,42 9 0 0,00 620 1,62SL 1,06 -- -- -- 0,54 1,10 0,16 7 613 1,99

TOTAL 673 117 700





BALANCE ÁCIDO






ALIMENTADO

Extracción CuT (%)

CONSUMOSALIDOTiempo


137

16 ANEXO G: Resultados Pruebas de Sulfatación


Tabla 16.1 Planilla de registro pruebas de curado

138

17 ANEXO H: Resultados Pruebas Lixiviación en Columna de 1 metro


Tabla 17.1 Resumen resultados columnas 1 metro. (Col. 1C a la 8C)

139

Tabla 17.2 Resumen resultados columnas 1 metro. (Col. 9C a la 16C)

140

17.2 Planillas de Leyes a Columna, Datos y Resultados Operacionales; Gráficas de Extracción de Cu y Consumo de Ácido.

En este punto solo mencionaremos solo 1 planilla por cada UGT debido a que las columnas pares eran duplicados para evitar errores operacionales.

17.2.1 Planillas de Columna 1C Tabla 17.3 Tablas planillas de leyes, datos, resultados columna 1C

COLUMNA : 1CDISTRIBUCIONES GRANULOMÉTRICAS MINERAL DE CABEZA MUESTRA : UGT - 3 - C1

TAMAÑO GRANULOMETRÍA 1 GRANULOMETRÍA 2 GRANULOMETRÍA PROMEDIO

PESO % % PESO % % PESO % %RETENIDO RETENIDO PASANTE RETENIDO RETENIDO PASANTE RETENIDO RETENIDO PASANTE

pulg mm Kg PARCIAL ACUM Kg % Kg PARCIAL ACUM

+ 1" 25,40 0,29 1,00 99,00 0,29 1,00 99,00 - 1 +3/4" 19,05 1,76 6,00 93,00 1,76 6,00 93,00

- 1/4 +1/2" 12,70 8,20 28,00 65,00 8,20 28,00 65,00 - 1/2 +1/4" 6,35 9,37 32,00 33,00 9,37 32,00 33,00 - 1/4 +35# 4,25 7,03 24,00 9,00 7,03 24,00 9,00

- 35# 0,00 2,64 9,00 0,00 2,64 9,00 0,00TOTAL 29,29 100,00 29,29 100,00

P80 (mm) 17,98

PESO LEY CuT FINO CuT LEY CuS FINO CuSTAMAÑO TAMAÑO RETENIDO PARCIAL ACUM PARCIAL ACUM

pulg mm Kg % Kg % Kg

+ 1" 25,40 0,29 0,56 0,00 0,40 0,00 1,06 1,06 1,02 1,02 - 1 +3/4" 19,05 1,76 0,60 0,01 0,42 0,01 6,82 7,88 6,44 7,46

- 1/4 +1/2" 12,70 8,20 0,49 0,04 0,35 0,03 25,99 33,88 25,05 32,52 - 1/2 +1/4" 6,35 9,37 0,47 0,04 0,36 0,03 28,50 62,37 29,45 61,96 - 1/4 +35# 4,25 7,03 0,52 0,04 0,38 0,03 23,65 86,02 23,31 85,28

- 35# 0,00 2,64 0,82 0,02 0,64 0,02 13,98 100,00 14,72 100,00TOTAL 29,29 0,528 0,15 0,391 0,11 100,00 100,00

0,528 LEY CuS COMPOSITADA ( % ) 0,391

DISTRIBUCIÓN DE COBRE TOTAL, COBRE SOLUBLE y COBRE LIXIVIABLEPOR FRACCIÓN GRANULOMÉTRICA

LEY COMPOSITADA MINERAL DE CABEZA COLUMNA 1C

LEY CuT COMPOSITADA ( % )

DISTRIB.CuT (%) DISTRIB.CuS (%)

141

COLUMNA - 1CÁREA

Día RIEGO Tiempo Volumen Calcul. Masa Soluc Densidad Volumen Calcul. Cu H+ pH Cu H+ pHOperación Riego (h) (l) (g) g/cc litros g/l g/l g/l g/l

0 0,0180

3 reposo 0,0180

1 0,0180 24 4,38 3451,0 1,21 2,85 0,00 10,30 <1 18,20 10,10 1,35

2 0,0180 24 4,38 4611,6 1,06 4,35 0,00 10,30 <1 6,20 5,00 1,58

3 0,0180 24 4,38 4373,6 1,02 4,29 0,00 10,30 <1 1,61 3,10 1,64

4 0,0180 24 4,38 4672,2 1,01 4,63 0,00 10,30 <1 0,96 4,00 1,59

5 0,0180 24 4,38 4298,2 1,01 4,26 0,00 10,30 <1 0,96 3,40 1,67

6 0,0180 24 4,38 4021,4 1,01 3,98 0,00 10,30 <1 0,80 3,30 1,69

7 0,0180 24 4,38 4419,8 1,01 4,38 0,00 10,30 <1 0,81 3,80 1,59

8 0,0180 24 4,38 4451,2 1,01 4,41 0,00 10,30 <1 0,49 4,40 1,40

9 0,0180 24 4,38 4239,6 1,01 4,20 0,00 10,30 <1 0,46 4,50 1,45

10 0,0180 24 4,38 4391,6 1,01 4,35 0,00 10,30 <1 0,40 4,30 1,52

12 0,0180 48 8,76 8469,2 1,01 8,39 0,00 10,30 <1 0,38 4,00 1,53

14 0,0180 48 8,76 8742,2 1,00 8,74 0,00 10,30 <1 0,28 4,40 1,49

16 0,0180 48 8,76 8517,4 1,01 8,43 0,00 10,30 <1 0,25 4,30 1,47

18 0,0180 48 8,76 8689,2 1,01 8,60 0,00 10,30 <1 0,22 4,40 1,52

20 0,0180 48 8,76 8709,8 1,01 8,62 0,00 10,30 <1 0,18 4,50 1,52

23 0,0180 72 13,14 12959,5 1,01 12,83 0,00 10,30 <1 0,15 4,20 1,47

26 0,0180 72 13,14 12289,0 1,01 12,17 0,00 10,30 <1 0,12 4,10 1,53

29 0,0180 72 13,14 12877,0 1,01 12,75 0,00 9,70 1,08 0,11 4,30 1,45

30 0,0180 24 4,38 4294,0 1,01 4,25 0,00 0,00 0,07 2,70 1,61

33 444,4 1,01 0,44 0,08 1,20 1,94

SOLUCION SALIENTECONTROL DE VOLUMEN SOLUCIÓN SALIENTE VOLUMEN SOL.ALIMENTACION SOLUCION ALIMENTACION

142

DIA VOL CONC. PARCIAL ACUMUL. VOL CONC. PARCIAL ACUMUL.(l) (g/l) (Kg) (Kg) (l) (g/l) (Kg) (Kg) (Kg) (Kg/ton)

0 0,00 0,00 0,718 0,718 0,718 24,523 reposo 0,00 0,00 0,000 0,718 0,718 24,52

1 4,38 10,30 0,045 0,763 2,85 10,10 0,029 0,029 0,734 25,072 4,38 10,30 0,045 0,808 4,35 5,00 0,022 0,051 0,758 25,873 4,38 10,30 0,045 0,853 4,29 3,10 0,013 0,064 0,789 26,964 4,38 10,30 0,045 0,898 4,63 4,00 0,019 0,082 0,816 27,875 4,38 10,30 0,045 0,944 4,26 3,40 0,014 0,097 0,847 28,916 4,38 10,30 0,045 0,989 3,98 3,30 0,013 0,110 0,879 30,007 4,38 10,30 0,045 1,034 4,38 3,80 0,017 0,127 0,907 30,988 4,38 10,30 0,045 1,079 4,41 4,40 0,019 0,146 0,933 31,869 4,38 10,30 0,045 1,124 4,20 4,50 0,019 0,165 0,959 32,75

10 4,38 10,30 0,045 1,169 4,35 4,30 0,019 0,184 0,986 33,6512 8,76 10,30 0,090 1,259 8,39 4,00 0,034 0,217 1,042 35,5914 8,76 10,30 0,090 1,350 8,74 4,40 0,038 0,256 1,094 37,3616 8,76 10,30 0,090 1,440 8,43 4,30 0,036 0,292 1,148 39,2018 8,76 10,30 0,090 1,530 8,60 4,40 0,038 0,330 1,200 40,9920 8,76 10,30 0,090 1,620 8,62 4,50 0,039 0,368 1,252 42,7423 13,14 10,30 0,135 1,756 12,83 4,20 0,054 0,422 1,333 45,5226 13,14 10,30 0,135 1,891 12,17 4,10 0,050 0,472 1,419 48,4429 13,14 9,70 0,127 2,018 12,75 4,30 0,055 0,527 1,491 50,9230 4,38 0,00 0,000 2,018 4,25 2,70 0,011 0,539 1,480 50,5333 0,00 0,00 0,000 2,018 0,44 1,20 0,001 0,539 1,479 50,51

CONSUMO ACUMUL. ENTRANTE SALIENTE

PLANILLA DE CONTROL DE ÁCIDO - COLUMNA 1C

143

Granulometría (pulg.) : 100 % - 11/4" Peso Mineral Seco (Kg) 29,29Altura Inicial Lecho (m) : 1,0Tasa de Riego (l/h/m2) : 10,0 Ley Cabeza Calculada Ley Cabeza AnalizadaDiámetro Columna (pulg.) : 6,0 Cu T (%) 0,535 Cu T (%) 0,528

CuS (%) 0,468 CuS (%) 0,391Aglomeración Acida Cu en Muestra Cu en Muestra

H2SO4 (Kg/ton) 24,52 Cu T (Kg) 0,157 Cu T (Kg) 0,155AGUA (l/ton) 40 CuS (Kg) 0,137 CuS (Kg) 0,115

Día RazónCu Acido L/S

Parcial Acumulado Parcial Acumulado. Parcial Acum. Parcial Acum. Acum. Acum. Acum.(Kg/Kg) (Kg/Kg) (Kg/ton) (Kg/ton) (Kg/Kg) (Kg/ton) (m3/ton)

24,52 24,52 24,52 0,0003 reposo 0,00 24,52 24,52 0,000

1 14,15 14,15 0,56 25,07 12,61 22,34 33,12 33,12 37,85 37,85 18,20 10,10 0,1502 0,87 9,61 0,80 25,87 8,07 21,72 17,21 50,33 19,67 57,52 10,95 7,02 0,2993 4,61 9,20 1,09 26,96 7,66 22,45 4,40 54,73 5,03 62,55 7,47 5,56 0,4494 5,99 9,05 0,91 27,87 7,51 23,12 2,83 57,56 3,24 65,79 5,60 5,11 0,5985 7,50 8,98 1,05 28,91 7,44 23,95 2,61 60,17 2,98 68,77 4,63 4,75 0,7486 10,04 9,01 1,09 30,00 7,47 24,88 2,03 62,20 2,32 71,09 4,00 4,52 0,8977 8,04 8,98 0,97 30,98 7,44 25,66 2,26 64,46 2,58 73,67 3,52 4,41 1,0478 11,91 9,04 0,88 31,86 7,50 26,43 1,38 65,84 1,57 75,25 3,11 4,41 1,1969 13,58 9,12 0,90 32,75 7,58 27,22 1,23 67,07 1,41 76,66 2,82 4,42 1,34610 15,19 9,22 0,90 33,65 7,68 28,03 1,11 68,18 1,27 77,92 2,56 4,40 1,49612 17,79 9,47 1,94 35,59 7,93 29,80 2,03 70,22 2,32 80,25 2,20 4,34 1,79514 21,15 9,72 1,77 37,36 8,18 31,44 1,56 71,78 1,78 82,03 1,91 4,35 2,09416 25,60 10,02 1,84 39,20 8,48 33,17 1,35 73,12 1,54 83,57 1,70 4,34 2,39318 27,67 10,30 1,79 40,99 8,76 34,86 1,21 74,33 1,38 84,95 1,54 4,35 2,69220 33,13 10,60 1,76 42,74 9,06 36,54 0,99 75,32 1,13 86,08 1,40 4,36 2,99123 42,32 11,11 2,78 45,52 9,57 39,22 1,23 76,55 1,40 87,49 1,23 4,34 3,44026 58,53 11,68 2,92 48,44 10,14 42,06 0,93 77,48 1,06 88,55 1,11 4,31 3,88929 51,79 12,14 2,48 50,92 10,60 44,46 0,89 78,38 1,02 89,57 1,01 4,31 4,33730 -38,57 12,02 -0,39 50,53 10,48 44,06 0,19 78,57 0,22 89,79 0,97 4,26 4,48733 -15,00 12,01 -0,02 50,51 10,47 44,04 0,02 78,59 0,03 89,81 0,97 4,25 4,487

PESO SECO HUMEDAD CuT CuSol Fe Mn(kg) (%) (%) (%) (%) (%)

27,96 7,72 0,12 0,05 3,23 0,034

29,29 0,10 0,53 0,39 3,61 0,039

78,29 87,80 14,60 17,40

1,5

COLUMNA 1C / UGT - 3 - C1 / RESULTADOS DE OPERACIÓN

(%) (g/l)

MATERIAL

CABEZA

% EXTRACCION POR TIERRA BASE CABEZA ANALIZADA

Acum.(%)

(%) COMPACTACION

RIPIOS

CuT CuSConc. Prom.Consumo de Ácido Total Consumo de

Acido NetoExtracción Base Cab. Calculada

144

Fig 17.1 Cinética de extracción Col. 1C

Fig 17.2 Consumo acido v/s razón lixiviación 1C

145





pulg mm Kg PARCIAL ACUM Kg % Kg PARCIAL ACUM + 1" 25,40 0,29 1,00 99,00 0,29 1,00 99,00

- 1 +3/4" 19,05 1,72 6,00 93,00 1,72 6,00 93,00 - 1/4 +1/2" 12,70 8,01 28,00 65,00 8,01 28,00 65,00 - 1/2 +1/4" 6,35 9,16 32,00 33,00 9,16 32,00 33,00 - 1/4 +35# 4,25 6,87 24,00 9,00 6,87 24,00 9,00

- 35# 0,00 2,58 9,00 0,00 2,58 9,00 0,00TOTAL 28,61 100,00 28,61 100,00

P80 (mm) 17,98


pulg mm Kg % Kg % Kg + 1" 25,40 0,29 0,78 0,00 0,61 0,00 0,78 0,78 0,75 0,75

- 1 +3/4" 19,05 1,72 0,61 0,01 0,44 0,01 3,68 4,46 3,25 4,00 - 1/4 +1/2" 12,70 8,01 1,00 0,08 0,87 0,07 28,13 32,59 29,99 33,99 - 1/2 +1/4" 6,35 9,16 0,94 0,09 0,76 0,07 30,22 62,81 29,94 63,92 - 1/4 +35# 4,25 6,87 1,04 0,07 0,82 0,06 25,08 87,88 24,22 88,15

- 35# 0,00 2,58 1,34 0,03 1,07 0,03 12,12 100,00 11,85 100,00TOTAL 28,61 0,995 0,28 0,812 0,23 100,00 100,00






146

COLUMNA - 3CÁREA


0 0,0180

3 reposo 0,0180

1 0,0180 24 4,38 3278,2 1,19 2,75 0,00 10,30 <1 31,90 7,90 1,53

2 0,0180 24 4,38 4187,6 1,08 3,88 0,00 10,30 <1 14,70 3,20 1,83

3 0,0180 24 4,38 4547,2 1,02 4,46 0,00 10,30 <1 3,65 2,10 1,91

4 0,0180 24 4,38 4278,8 1,01 4,24 0,00 10,30 <1 2,18 2,50 1,81

5 0,0180 24 4,38 4482,8 1,01 4,44 0,00 10,30 <1 1,93 2,60 1,84

6 0,0180 24 4,38 4751,0 1,01 4,70 0,00 10,30 <1 1,41 3,40 1,70

7 0,0180 24 4,38 4060,0 1,01 4,02 0,00 10,30 <1 1,43 2,80 1,76

8 0,0180 24 4,38 4412,8 1,01 4,37 0,00 10,30 <1 1,06 3,60 1,47

9 0,0180 24 4,38 4289,0 1,01 4,25 0,00 10,30 <1 1,01 3,70 1,55

10 0,0180 24 4,38 4282,0 1,01 4,24 0,00 10,30 <1 0,96 3,50 1,64

12 0,0180 48 8,76 8502,0 1,01 8,42 0,00 10,30 <1 0,87 3,30 1,64

14 0,0180 48 8,76 8929,0 1,01 8,84 0,00 10,30 <1 0,66 3,60 1,58

16 0,0180 48 8,76 8566,0 1,01 8,48 0,00 10,30 <1 0,57 3,60 1,56

18 0,0180 48 8,76 9374,2 1,01 9,28 0,00 10,30 <1 0,45 4,10 1,57

20 0,0180 48 8,76 9036,6 1,01 8,95 0,00 10,30 <1 0,35 4,50 1,52

23 0,0180 72 13,14 12358,6 1,01 12,24 0,00 10,30 <1 0,32 3,60 1,58

26 0,0180 72 13,14 13013,0 1,01 12,88 0,00 10,30 <1 0,25 3,50 1,61

29 0,0180 72 13,14 12650,0 1,01 12,52 0,00 9,70 1,08 0,21 3,80 1,49

30 0,0180 24 4,38 4599,6 1,01 4,55 0,00 0,00 0,14 3,30 1,52

33 666,4 1,01 0,66 0,10 1,20 1,87


147


0 0,00 0,00 0,702 0,702 0,702 24,533 reposo 0,00 0,00 0,000 0,702 0,702 24,53

1 4,38 10,30 0,045 0,747 2,75 7,90 0,022 0,022 0,725 25,352 4,38 10,30 0,045 0,792 3,88 3,20 0,012 0,034 0,758 26,493 4,38 10,30 0,045 0,837 4,46 2,10 0,009 0,044 0,794 27,744 4,38 10,30 0,045 0,882 4,24 2,50 0,011 0,054 0,828 28,955 4,38 10,30 0,045 0,928 4,44 2,60 0,012 0,066 0,862 30,126 4,38 10,30 0,045 0,973 4,70 3,40 0,016 0,082 0,891 31,147 4,38 10,30 0,045 1,018 4,02 2,80 0,011 0,093 0,925 32,328 4,38 10,30 0,045 1,063 4,37 3,60 0,016 0,109 0,954 33,359 4,38 10,30 0,045 1,108 4,25 3,70 0,016 0,124 0,984 34,38

10 4,38 10,30 0,045 1,153 4,24 3,50 0,015 0,139 1,014 35,4412 8,76 10,30 0,090 1,243 8,42 3,30 0,028 0,167 1,076 37,6214 8,76 10,30 0,090 1,334 8,84 3,60 0,032 0,199 1,135 39,6616 8,76 10,30 0,090 1,424 8,48 3,60 0,031 0,229 1,194 41,7518 8,76 10,30 0,090 1,514 9,28 4,10 0,038 0,267 1,247 43,5720 8,76 10,30 0,090 1,604 8,95 4,50 0,040 0,308 1,297 45,3123 13,14 10,30 0,135 1,740 12,24 3,60 0,044 0,352 1,388 48,5126 13,14 10,30 0,135 1,875 12,88 3,50 0,045 0,397 1,478 51,6629 13,14 9,70 0,127 2,002 12,52 3,80 0,048 0,444 1,558 54,4530 4,38 0,00 0,000 2,002 4,55 3,30 0,015 0,459 1,543 53,9233 0,00 0,00 0,000 2,002 0,66 1,20 0,001 0,460 1,542 53,90



148






24,53 24,53 24,53 0,0003 reposo 0,00 24,53 24,53 0,000

1 8,25 8,25 0,82 25,35 6,71 20,62 30,42 30,42 33,92 33,92 31,90 7,90 0,1532 0,57 5,23 1,14 26,49 3,69 18,70 19,73 50,15 22,00 55,92 21,84 5,15 0,3063 2,20 4,93 1,25 27,74 3,39 19,07 5,63 55,79 6,28 62,20 14,53 3,93 0,4594 3,74 4,86 1,21 28,95 3,32 19,78 3,20 58,98 3,56 65,77 11,12 3,53 0,6125 3,92 4,82 1,17 30,12 3,28 20,49 2,97 61,95 3,31 69,07 9,05 3,32 0,7656 4,39 4,80 1,02 31,14 3,26 21,15 2,30 64,25 2,56 71,63 7,58 3,34 0,9187 5,89 4,83 1,18 32,32 3,29 22,03 1,99 66,24 2,22 73,85 6,72 3,26 1,0728 6,34 4,87 1,03 33,35 3,33 22,80 1,60 67,84 1,79 75,64 5,96 3,31 1,2259 6,86 4,91 1,03 34,38 3,37 23,60 1,48 69,32 1,66 77,30 5,40 3,35 1,37810 7,44 4,96 1,06 35,44 3,42 24,44 1,41 70,73 1,57 78,87 4,94 3,37 1,53112 8,53 5,09 2,18 37,62 3,55 26,23 2,54 73,27 2,83 81,69 4,25 3,36 1,83714 10,01 5,22 2,04 39,66 3,68 27,95 2,02 75,29 2,25 83,95 3,71 3,39 2,14316 12,35 5,37 2,09 41,75 3,83 29,78 1,67 76,96 1,87 85,81 3,31 3,42 2,44918 12,49 5,50 1,82 43,57 3,96 31,38 1,45 78,41 1,61 87,42 2,97 3,50 2,75520 15,96 5,65 1,75 45,31 4,11 32,96 1,08 79,49 1,21 88,63 2,69 3,61 3,06123 23,31 5,94 3,19 48,51 4,40 35,94 1,36 80,85 1,51 90,14 2,39 3,61 3,52126 28,02 6,24 3,15 51,66 4,70 38,92 1,12 81,96 1,24 91,39 2,14 3,59 3,98029 30,36 6,51 2,79 54,45 4,97 41,57 0,91 82,87 1,02 92,40 1,95 3,61 4,43930 -23,57 6,43 -0,53 53,92 4,89 41,01 0,22 83,09 0,25 92,65 1,88 3,60 4,59233 -12,00 6,42 -0,03 53,90 4,88 40,98 0,02 83,12 0,03 92,67 1,87 3,59 4,592


27,10 9,00 0,18 0,07 3,28 0,034

28,61 0,11 1,00 0,81 3,59 0,038

82,87 91,84 13,57 14,59

1,7


(%) (g/l)

MATERIAL

CABEZA


Acum.(%)

(%) COMPACTACION

RIPIOS



149

Fig 17.3 Cinética de extracción Col. 3c

Fig 17.4 Cons. ácido v/s Razón de lixiviación Col. 3C

150






+ 1" 25,40 0,30 1,00 99,00 0,30 1,00 99,00 - 1 +3/4" 19,05 1,78 6,00 93,00 1,78 6,00 93,00

- 1/4 +1/2" 12,70 8,31 28,00 65,00 8,31 28,00 65,00 - 1/2 +1/4" 6,35 9,50 32,00 33,00 9,50 32,00 33,00 - 1/4 +35# 4,25 7,13 24,00 9,00 7,13 24,00 9,00

- 35# 0,00 2,67 9,00 0,00 2,67 9,00 0,00TOTAL 29,69 100,00 29,69 100,00

P80 (mm) 17,98



+ 1" 25,40 0,30 0,37 0,00 0,30 0,00 0,42 0,42 0,44 0,44 - 1 +3/4" 19,05 1,78 0,50 0,01 0,36 0,01 3,37 3,78 3,20 3,65

- 1/4 +1/2" 12,70 8,31 0,79 0,07 0,67 0,06 24,83 28,61 27,80 31,45 - 1/2 +1/4" 6,35 9,50 0,89 0,08 0,66 0,06 31,96 60,57 31,30 62,74 - 1/4 +35# 4,25 7,13 1,04 0,07 0,74 0,05 28,01 88,59 26,32 89,06

- 35# 0,00 2,67 1,13 0,03 0,82 0,02 11,41 100,00 10,94 100,00TOTAL 29,69 0,891 0,26 0,675 0,20 100,00 100,00






151

ÁREA VOLUMEN SOL.ALIMENTACION CONTROL DE VOLUMEN SOLUCIÓN SALIENTE SOLUCION ALIMENTACION SOLUCION SALIENTEDía RIEGO Tiempo Volumen Calcul. Masa Soluc Densidad Volumen Calcul. Cu H+ pH Cu H+ pH

Operación Riego (h) (l) (g) g/cc litros g/l g/l g/l g/l0 0,0180

3 reposo 0,0180

1 0,0180 24 4,38 3238,4 1,16 2,79 0,00 10,30 <1 20,50 5,70 1,64

2 0,0180 24 4,38 4363,6 1,09 4,00 0,00 10,30 <1 11,50 3,80 1,77

3 0,0180 24 4,38 4539,4 1,04 4,36 0,00 10,30 <1 5,60 2,60 1,86

4 0,0180 24 4,38 4271,2 1,01 4,23 0,00 10,30 <1 2,18 2,60 1,79

5 0,0180 24 4,38 4161,0 1,01 4,12 0,00 10,30 <1 1,60 3,00 1,70

6 0,0180 24 4,38 4342,6 1,01 4,30 0,00 10,30 <1 1,37 3,30 1,68

7 0,0180 24 4,38 4310,0 1,01 4,27 0,00 10,30 <1 1,11 3,50 1,65

8 0,0180 24 4,38 4355,6 1,01 4,31 0,00 10,30 <1 0,92 4,40 1,42

9 0,0180 24 4,38 4453,2 1,01 4,41 0,00 10,30 <1 0,93 3,70 1,53

10 0,0180 24 4,38 4487,8 1,01 4,44 0,00 10,30 <1 0,85 3,70 1,60

12 0,0180 48 8,76 8372,4 1,01 8,29 0,00 10,30 <1 0,78 3,60 1,62

14 0,0180 48 8,76 8812,0 1,01 8,72 0,00 10,30 <1 0,61 3,90 1,55

16 0,0180 48 8,76 8637,4 1,01 8,55 0,00 10,30 <1 0,53 4,00 1,51

18 0,0180 48 8,76 8974,0 1,01 8,89 0,00 10,30 <1 0,46 4,20 1,54

20 0,0180 48 8,76 8564,8 1,01 8,48 0,00 10,30 <1 0,40 4,10 1,57

23 0,0180 72 13,14 12922,2 1,01 12,79 0,00 10,30 <1 0,34 4,10 1,55

26 0,0180 72 13,14 13184,4 1,01 13,05 0,00 10,30 <1 0,28 3,80 1,57

29 0,0180 72 13,14 12787,4 1,01 12,66 0,00 9,70 1,08 0,23 4,10 1,48

30 0,0180 24 4,38 4374,4 1,00 4,37 0,00 0,00 0,19 2,30 1,69

33 596,8 1,00 0,60 0,10 1,20 1,96

COLUMNA - 5C

152


0 0,00 0,00 0,728 0,728 0,728 24,533 reposo 0,00 0,00 0,000 0,728 0,728 24,53

1 4,38 10,30 0,045 0,773 2,79 5,70 0,016 0,016 0,757 25,512 4,38 10,30 0,045 0,818 4,00 3,80 0,015 0,031 0,787 26,523 4,38 10,30 0,045 0,864 4,36 2,60 0,011 0,042 0,821 27,654 4,38 10,30 0,045 0,909 4,23 2,60 0,011 0,053 0,855 28,805 4,38 10,30 0,045 0,954 4,12 3,00 0,012 0,066 0,888 29,916 4,38 10,30 0,045 0,999 4,30 3,30 0,014 0,080 0,919 30,957 4,38 10,30 0,045 1,044 4,27 3,50 0,015 0,095 0,949 31,968 4,38 10,30 0,045 1,089 4,31 4,40 0,019 0,114 0,975 32,849 4,38 10,30 0,045 1,134 4,41 3,70 0,016 0,130 1,004 33,81

10 4,38 10,30 0,045 1,179 4,44 3,70 0,016 0,147 1,033 34,7812 8,76 10,30 0,090 1,270 8,29 3,60 0,030 0,177 1,093 36,8114 8,76 10,30 0,090 1,360 8,72 3,90 0,034 0,211 1,149 38,7116 8,76 10,30 0,090 1,450 8,55 4,00 0,034 0,245 1,205 40,5918 8,76 10,30 0,090 1,540 8,89 4,20 0,037 0,282 1,258 42,3820 8,76 10,30 0,090 1,630 8,48 4,10 0,035 0,317 1,314 44,2423 13,14 10,30 0,135 1,766 12,79 4,10 0,052 0,369 1,397 47,0426 13,14 10,30 0,135 1,901 13,05 3,80 0,050 0,419 1,482 49,9229 13,14 9,70 0,127 2,029 12,66 4,10 0,052 0,471 1,558 52,4730 4,38 0,00 0,000 2,029 4,37 2,30 0,010 0,481 1,548 52,1333 0,00 0,00 0,000 2,029 0,60 1,20 0,001 0,482 1,547 52,10



153



H2SO4 (Kg/ton) 24,53 Cu T (Kg) 0,255 Cu T (Kg) 0,265AGUA (l/ton) 36,67 CuS (Kg) 0,224 CuS (Kg) 0,200



24,53 24,53 24,53 0,0003 reposo 0,00 24,53 24,53 0,000

1 13,23 13,23 0,98 25,51 11,69 22,54 22,41 22,41 25,52 25,52 20,50 5,70 0,1482 0,65 7,62 1,01 26,52 6,08 21,16 18,03 40,43 20,53 46,05 15,20 4,58 0,2953 1,38 6,43 1,14 27,65 4,89 21,03 9,57 50,00 10,90 56,95 11,44 3,81 0,4434 3,70 6,25 1,15 28,80 4,71 21,70 3,61 53,61 4,11 61,06 8,90 3,47 0,5905 4,97 6,19 1,10 29,91 4,65 22,46 2,58 56,19 2,94 64,00 7,36 3,37 0,7386 5,25 6,15 1,04 30,95 4,61 23,20 2,31 58,50 2,63 66,63 6,28 3,36 0,8857 6,37 6,16 1,02 31,96 4,62 23,97 1,85 60,36 2,11 68,74 5,49 3,38 1,0338 6,59 6,17 0,88 32,84 4,63 24,64 1,55 61,91 1,77 70,51 4,88 3,52 1,1809 7,02 6,19 0,97 33,81 4,65 25,40 1,61 63,51 1,83 72,34 4,41 3,54 1,32810 7,59 6,22 0,97 34,78 4,68 26,17 1,48 64,99 1,68 74,02 4,03 3,56 1,47512 9,34 6,34 2,03 36,81 4,80 27,87 2,53 67,52 2,88 76,90 3,48 3,56 1,77014 10,56 6,46 1,89 38,71 4,92 29,49 2,08 69,61 2,37 79,28 3,05 3,61 2,06516 12,36 6,61 1,89 40,59 5,07 31,14 1,77 71,38 2,02 81,30 2,73 3,66 2,36018 12,95 6,75 1,78 42,38 5,21 32,71 1,60 72,98 1,82 83,12 2,46 3,73 2,65520 16,35 6,92 1,87 44,24 5,38 34,40 1,33 74,31 1,51 84,63 2,25 3,76 2,95023 19,05 7,19 2,79 47,04 5,65 36,97 1,70 76,01 1,94 86,57 2,00 3,81 3,39326 23,46 7,49 2,89 49,92 5,95 39,66 1,43 77,45 1,63 88,20 1,80 3,81 3,83629 25,94 7,76 2,54 52,47 6,22 42,06 1,14 78,59 1,30 89,50 1,64 3,84 4,27830 -12,11 7,68 -0,34 52,13 6,14 41,67 0,33 78,91 0,37 89,87 1,59 3,78 4,42633 -12,00 7,67 -0,02 52,10 6,13 41,65 0,02 78,93 0,03 89,90 1,58 3,77 4,426


28,32 7,69 0,19 0,08 3,27 0,044

29,69 0,11 0,89 0,67 3,70 0,057

79,66 88,69 15,66 26,76

1,0


(%) (g/l)

MATERIAL

CABEZA


Acum.(%)

(%) COMPACTACION

RIPIOS



154


Fig 17.6 Cons. ácido v/s Razón lixiviación Col. 5C

155






+ 1" 25,40 0,30 1,00 99,00 0,30 1,00 99,00 - 1 +3/4" 19,05 1,78 6,00 93,00 1,78 6,00 93,00

- 1/4 +1/2" 12,70 8,31 28,00 65,00 8,31 28,00 65,00 - 1/2 +1/4" 6,35 9,49 32,00 33,00 9,49 32,00 33,00 - 1/4 +35# 4,25 7,12 24,00 9,00 7,12 24,00 9,00

- 35# 0,00 2,67 9,00 0,00 2,67 9,00 0,00TOTAL 29,66 100,00 29,66 100,00

P80 (mm) 17,98



+ 1" 25,40 0,30 0,88 0,00 0,75 0,00 1,82 1,82 2,01 2,01 - 1 +3/4" 19,05 1,78 0,64 0,01 0,54 0,01 7,95 9,77 8,68 10,69

- 1/4 +1/2" 12,70 8,31 0,42 0,03 0,34 0,03 24,35 34,13 25,50 36,19 - 1/2 +1/4" 6,35 9,49 0,44 0,04 0,33 0,03 29,16 63,28 28,29 64,48 - 1/4 +35# 4,25 7,12 0,51 0,04 0,38 0,03 25,35 88,63 24,43 88,91

- 35# 0,00 2,67 0,61 0,02 0,46 0,01 11,37 100,00 11,09 100,00TOTAL 29,66 0,483 0,14 0,373 0,11 100,00 100,00






156

COLUMNA - 7CÁREA


0 0,0180

3 reposo 0,0180

1 0,0180 24 4,38 3568,0 1,16 3,08 0,00 10,30 <1 13,30 9,80 1,34

2 0,0180 24 4,38 4539,6 1,07 4,24 0,00 10,30 <1 5,20 6,20 1,47

3 0,0180 24 4,38 4578,2 1,03 4,44 0,00 10,30 <1 3,12 5,00 1,55

4 0,0180 24 4,38 4443,6 1,01 4,40 0,00 10,30 <1 1,28 4,10 1,55

5 0,0180 24 4,38 4021,8 1,01 3,98 0,00 10,30 <1 0,85 4,40 1,56

6 0,0180 24 4,38 4348,6 1,01 4,31 0,00 10,30 <1 0,62 5,40 1,40

7 0,0180 24 4,38 4283,0 1,01 4,24 0,00 10,30 <1 0,53 5,10 1,43

8 0,0180 24 4,38 4412,4 1,01 4,37 0,00 10,30 <1 0,46 5,50 1,30

9 0,0180 24 4,38 4352,2 1,01 4,31 0,00 10,30 <1 0,40 5,50 1,33

10 0,0180 24 4,38 4603,6 1,01 4,56 0,00 10,30 <1 0,36 5,60 1,41

12 0,0180 48 8,76 8750,0 1,01 8,66 0,00 10,30 <1 0,36 5,10 1,43

14 0,0180 48 8,76 8525,0 1,01 8,44 0,00 10,30 <1 0,27 5,00 1,39

16 0,0180 48 8,76 8652,6 1,01 8,57 0,00 10,30 <1 0,24 5,00 1,38

18 0,0180 48 8,76 8783,4 1,01 8,70 0,00 10,30 <1 0,21 5,10 1,45

20 0,0180 48 8,76 8554,0 1,01 8,47 0,00 10,30 <1 0,18 5,30 1,43

23 0,0180 72 13,14 13134,4 1,01 13,00 0,00 10,30 <1 0,15 5,30 1,48

26 0,0180 72 13,14 13122,8 1,01 12,99 0,00 10,30 <1 0,13 4,70 1,45

29 0,0180 72 13,14 12840,6 1,01 12,71 0,00 9,70 1,08 0,12 5,00 1,36

30 0,0180 24 4,38 4343,6 1,00 4,34 0,00 0,00 0,09 2,80 1,58

33 664,4 1,00 0,66 0,14 1,20 1,93


157


0 0,00 0,00 0,728 0,728 0,728 24,533 reposo 0,00 0,00 0,000 0,728 0,728 24,53

1 4,38 10,30 0,045 0,773 3,08 9,80 0,030 0,030 0,743 25,042 4,38 10,30 0,045 0,818 4,24 6,20 0,026 0,056 0,761 25,673 4,38 10,30 0,045 0,863 4,44 5,00 0,022 0,079 0,784 26,444 4,38 10,30 0,045 0,908 4,40 4,10 0,018 0,097 0,811 27,355 4,38 10,30 0,045 0,953 3,98 4,40 0,018 0,114 0,839 28,286 4,38 10,30 0,045 0,998 4,31 5,40 0,023 0,137 0,861 29,027 4,38 10,30 0,045 1,043 4,24 5,10 0,022 0,159 0,884 29,818 4,38 10,30 0,045 1,089 4,37 5,50 0,024 0,183 0,905 30,529 4,38 10,30 0,045 1,134 4,31 5,50 0,024 0,207 0,927 31,25

10 4,38 10,30 0,045 1,179 4,56 5,60 0,026 0,232 0,946 31,9112 8,76 10,30 0,090 1,269 8,66 5,10 0,044 0,277 0,992 33,4614 8,76 10,30 0,090 1,359 8,44 5,00 0,042 0,319 1,040 35,0816 8,76 10,30 0,090 1,449 8,57 5,00 0,043 0,362 1,088 36,6818 8,76 10,30 0,090 1,540 8,70 5,10 0,044 0,406 1,134 38,2220 8,76 10,30 0,090 1,630 8,47 5,30 0,045 0,451 1,179 39,7523 13,14 10,30 0,135 1,765 13,00 5,30 0,069 0,520 1,245 41,9926 13,14 10,30 0,135 1,901 12,99 4,70 0,061 0,581 1,320 44,4929 13,14 9,70 0,127 2,028 12,71 5,00 0,064 0,644 1,384 46,6530 4,38 0,00 0,000 2,028 4,34 2,80 0,012 0,657 1,371 46,2433 0,00 0,00 0,000 2,028 0,66 1,20 0,001 0,657 1,371 46,21



158






24,53 24,53 24,53 0,0003 reposo 0,00 24,53 24,53 0,000

1 18,15 18,15 0,50 25,04 16,61 22,91 27,89 27,89 31,55 31,55 13,30 9,80 0,1482 0,85 12,09 0,63 25,67 10,55 22,40 15,04 42,92 17,02 48,57 8,60 7,71 0,2953 1,65 10,21 0,77 26,44 8,67 22,45 9,45 52,38 10,70 59,27 6,53 6,69 0,4434 4,81 9,84 0,91 27,35 8,30 23,07 3,84 56,22 4,34 63,61 5,10 5,98 0,5915 8,15 9,77 0,93 28,28 8,23 23,83 2,31 58,52 2,61 66,22 4,26 5,67 0,7386 8,19 9,72 0,74 29,02 8,18 24,43 1,82 60,34 2,06 68,28 3,62 5,62 0,8867 10,45 9,74 0,79 29,81 8,20 25,10 1,53 61,87 1,73 70,01 3,16 5,55 1,0348 10,49 9,76 0,71 30,52 8,22 25,71 1,37 63,24 1,55 71,56 2,81 5,54 1,1819 12,42 9,81 0,72 31,25 8,27 26,34 1,17 64,42 1,33 72,89 2,53 5,53 1,32910 11,94 9,84 0,66 31,91 8,30 26,91 1,12 65,54 1,27 74,16 2,29 5,54 1,47712 14,76 10,00 1,55 33,46 8,46 28,31 2,13 67,66 2,41 76,56 1,96 5,47 1,77214 21,07 10,25 1,62 35,08 8,71 29,81 1,55 69,22 1,76 78,32 1,72 5,40 2,06716 23,05 10,50 1,60 36,68 8,96 31,30 1,40 70,62 1,59 79,91 1,53 5,35 2,36318 25,12 10,75 1,55 38,22 9,21 32,75 1,24 71,86 1,41 81,32 1,38 5,32 2,65820 29,74 11,02 1,53 39,75 9,48 34,20 1,04 72,90 1,18 82,49 1,26 5,32 2,95323 34,05 11,44 2,24 41,99 9,90 36,34 1,33 74,23 1,50 84,00 1,11 5,32 3,39626 43,97 11,93 2,50 44,49 10,39 38,75 1,15 75,38 1,30 85,30 1,00 5,24 3,83929 41,88 12,34 2,15 46,65 10,80 40,83 1,04 76,42 1,18 86,48 0,91 5,22 4,28230 -31,11 12,19 -0,41 46,24 10,65 40,40 0,27 76,69 0,30 86,78 0,88 5,14 4,43033 -8,57 12,17 -0,03 46,21 10,63 40,37 0,06 76,75 0,07 86,85 0,88 5,12 4,430


28,42 7,00 0,12 0,06 3,08 0,041

29,66 0,12 0,48 0,37 3,54 0,054

76,19 84,60 16,53 26,84

1,8


Consumo deAcido Neto

Extracción Base Cab. Calculada

(%) (g/l)Acum.

(%)


CABEZA

MATERIAL

(%) COMPACTACION

RIPIOS

CuT CuSConc. Prom.Consumo de Ácido Total

159



160






+ 1" 25,40 0,29 1,00 99,00 0,29 1,00 99,00 - 1 +3/4" 19,05 1,77 6,00 93,00 1,77 6,00 93,00

- 1/4 +1/2" 12,70 8,25 28,00 65,00 8,25 28,00 65,00 - 1/2 +1/4" 6,35 9,43 32,00 33,00 9,43 32,00 33,00 - 1/4 +35# 4,25 7,07 24,00 9,00 7,07 24,00 9,00

- 35# 0,00 2,65 9,00 0,00 2,65 9,00 0,00TOTAL 29,47 100,00 29,47 100,00

P80 (mm) 17,98



+ 1" 25,40 0,29 0,82 0,00 0,72 0,00 1,21 1,21 1,33 1,33 - 1 +3/4" 19,05 1,77 0,71 0,01 0,59 0,01 6,31 7,52 6,53 7,86

- 1/4 +1/2" 12,70 8,25 0,68 0,06 0,56 0,05 28,19 35,71 28,92 36,78 - 1/2 +1/4" 6,35 9,43 0,61 0,06 0,50 0,05 28,90 64,60 29,51 66,30 - 1/4 +35# 4,25 7,07 0,67 0,05 0,51 0,04 23,80 88,41 22,58 88,88

- 35# 0,00 2,65 0,87 0,02 0,67 0,02 11,59 100,00 11,12 100,00TOTAL 29,47 0,676 0,20 0,542 0,16 100,00 100,00






161

COLUMNA - 9CÁREA


0 0,0180

3 reposo 0,0180

1 0,0180 24 4,38 3749,0 1,17 3,20 0,00 10,30 <1 22,80 11,80 1,21

2 0,0180 24 4,38 4580,0 1,08 4,24 0,00 10,30 <1 11,60 7,20 1,45

3 0,0180 24 4,38 4316,2 1,02 4,23 0,00 10,30 <1 4,24 5,50 1,43

4 0,0180 24 4,38 4354,2 1,01 4,31 0,00 10,30 <1 2,06 5,70 1,38

5 0,0180 24 4,38 4251,6 1,01 4,21 0,00 10,30 <1 1,48 5,20 1,52

6 0,0180 24 4,38 4249,8 1,01 4,21 0,00 10,30 <1 0,97 5,40 1,39

7 0,0180 24 4,38 4507,4 1,01 4,46 0,00 10,30 <1 0,73 5,50 1,29

8 0,0180 24 4,38 4265,2 1,01 4,22 0,00 10,30 <1 0,58 6,00 1,29

9 0,0180 24 4,38 4392,4 1,01 4,35 0,00 10,30 <1 0,45 6,50 1,35

10 0,0180 24 4,38 4402,0 1,01 4,36 0,00 10,30 <1 0,46 5,80 1,34

12 0,0180 48 8,76 8280,6 1,00 8,28 0,00 10,30 <1 0,38 6,00 1,36

14 0,0180 48 8,76 8683,8 1,01 8,60 0,00 10,30 <1 0,27 6,10 1,27

16 0,0180 48 8,76 8675,2 1,01 8,59 0,00 10,30 <1 0,23 6,30 1,32

18 0,0180 48 8,76 8551,4 1,01 8,47 0,00 10,30 <1 0,20 6,30 1,34

20 0,0180 48 8,76 8627,2 1,01 8,54 0,00 10,30 <1 0,16 6,30 1,27

23 0,0180 72 13,14 12751,2 1,01 12,62 0,00 10,30 <1 0,14 6,10 1,43

26 0,0180 72 13,14 12693,2 1,01 12,57 0,00 10,30 <1 0,11 6,10 1,30

29 0,0180 72 13,14 13013,6 1,01 12,88 0,00 9,70 1,08 0,10 6,40 1,23

30 0,0180 24 4,38 4124,2 1,00 4,12 0,00 0,00 0,06 3,80 1,38

33 584,0 1,00 0,58 0,07 1,50 1,79


162


0 0,00 0,00 0,723 0,723 0,723 24,523 reposo 0,00 0,00 0,000 0,723 0,723 24,52

1 4,38 10,30 0,045 0,768 3,20 11,80 0,038 0,038 0,730 24,772 4,38 10,30 0,045 0,813 4,24 7,20 0,031 0,068 0,745 25,273 4,38 10,30 0,045 0,858 4,23 5,50 0,023 0,092 0,766 26,014 4,38 10,30 0,045 0,903 4,31 5,70 0,025 0,116 0,787 26,705 4,38 10,30 0,045 0,948 4,21 5,20 0,022 0,138 0,810 27,496 4,38 10,30 0,045 0,993 4,21 5,40 0,023 0,161 0,833 28,257 4,38 10,30 0,045 1,038 4,46 5,50 0,025 0,185 0,853 28,958 4,38 10,30 0,045 1,084 4,22 6,00 0,025 0,211 0,873 29,629 4,38 10,30 0,045 1,129 4,35 6,50 0,028 0,239 0,890 30,19

10 4,38 10,30 0,045 1,174 4,36 5,80 0,025 0,264 0,910 30,8712 8,76 10,30 0,090 1,264 8,28 6,00 0,050 0,314 0,950 32,2414 8,76 10,30 0,090 1,354 8,60 6,10 0,052 0,366 0,988 33,5216 8,76 10,30 0,090 1,445 8,59 6,30 0,054 0,420 1,024 34,7518 8,76 10,30 0,090 1,535 8,47 6,30 0,053 0,474 1,061 36,0020 8,76 10,30 0,090 1,625 8,54 6,30 0,054 0,528 1,097 37,2423 13,14 10,30 0,135 1,760 12,62 6,10 0,077 0,605 1,156 39,2226 13,14 10,30 0,135 1,896 12,57 6,10 0,077 0,681 1,214 41,2129 13,14 9,70 0,127 2,023 12,88 6,40 0,082 0,764 1,259 42,7330 4,38 0,00 0,000 2,023 4,12 3,80 0,016 0,779 1,244 42,2033 0,00 0,00 0,000 2,023 0,58 1,50 0,001 0,780 1,243 42,17



163






24,52 24,52 24,52 0,0003 reposo 0,00 24,52 24,52 0,000

1 9,99 9,99 0,25 24,77 8,45 20,95 35,32 35,32 37,91 37,91 22,80 11,80 0,1492 0,30 6,09 0,49 25,27 4,55 18,88 23,79 59,11 25,52 63,43 16,42 9,18 0,2973 1,22 5,47 0,74 26,01 3,93 18,68 8,68 67,78 9,31 72,74 12,01 7,85 0,4464 2,31 5,28 0,70 26,70 3,74 18,91 4,29 72,08 4,61 77,35 9,32 7,27 0,5955 3,73 5,22 0,79 27,49 3,68 19,38 3,01 75,09 3,23 80,58 7,69 6,84 0,7436 5,49 5,22 0,76 28,25 3,68 19,92 1,97 77,06 2,12 82,70 6,53 6,59 0,8927 6,31 5,25 0,70 28,95 3,71 20,45 1,58 78,64 1,69 84,39 5,63 6,42 1,0408 8,07 5,29 0,67 29,62 3,75 20,99 1,18 79,82 1,27 85,66 4,99 6,37 1,1899 8,61 5,33 0,57 30,19 3,79 21,46 0,95 80,77 1,02 86,67 4,46 6,38 1,33810 9,89 5,38 0,67 30,87 3,84 22,03 0,97 81,74 1,04 87,71 4,04 6,32 1,48612 12,89 5,52 1,38 32,24 3,98 23,24 1,52 83,26 1,63 89,35 3,44 6,27 1,78414 16,28 5,66 1,28 33,52 4,12 24,40 1,12 84,38 1,20 90,55 2,97 6,24 2,08116 18,28 5,80 1,23 34,75 4,26 25,53 0,96 85,34 1,03 91,58 2,62 6,25 2,37818 21,78 5,95 1,25 36,00 4,41 26,69 0,82 86,16 0,88 92,45 2,35 6,26 2,67520 26,64 6,11 1,24 37,24 4,57 27,85 0,66 86,82 0,71 93,16 2,13 6,26 2,97323 33,00 6,37 1,98 39,22 4,83 29,74 0,85 87,67 0,92 94,08 1,87 6,24 3,41826 42,45 6,65 1,99 41,21 5,11 31,66 0,67 88,34 0,72 94,80 1,67 6,22 3,86429 34,92 6,84 1,53 42,73 5,30 33,12 0,62 88,96 0,67 95,47 1,50 6,24 4,31030 -63,33 6,75 -0,53 42,20 5,21 32,57 0,12 89,08 0,13 95,59 1,46 6,16 4,45933 -21,43 6,74 -0,03 42,17 5,20 32,54 0,02 89,10 0,02 95,62 1,45 6,14 4,459


28,14 7,25 0,08 0,03 1,61 0,019

29,47 0,10 0,68 0,54 2,02 0,032

88,69 94,72 24,02 42,40

1,5


(%) (g/l)

MATERIAL

CABEZA


Acum.(%)

(%) COMPACTACION

RIPIOS



164


Fig 17.10 Cons. ácido v/s Razón lixiviación

165






+ 1" 25,40 0,30 1,00 99,00 0,30 1,00 99,00 - 1 +3/4" 19,05 1,80 6,00 93,00 1,80 6,00 93,00

- 1/4 +1/2" 12,70 8,39 28,00 65,00 8,39 28,00 65,00 - 1/2 +1/4" 6,35 9,59 32,00 33,00 9,59 32,00 33,00 - 1/4 +35# 4,25 7,19 24,00 9,00 7,19 24,00 9,00

- 35# 0,00 2,70 9,00 0,00 2,70 9,00 0,00TOTAL 29,97 100,00 29,97 100,00

P80 (mm) 17,98



+ 1" 25,40 0,30 0,44 0,00 0,35 0,00 0,77 0,77 0,75 0,75 - 1 +3/4" 19,05 1,80 0,55 0,01 0,41 0,01 5,77 6,54 5,28 6,03

- 1/4 +1/2" 12,70 8,39 0,56 0,05 0,46 0,04 27,44 33,98 27,64 33,67 - 1/2 +1/4" 6,35 9,59 0,52 0,05 0,44 0,04 29,12 63,10 30,21 63,88 - 1/4 +35# 4,25 7,19 0,59 0,04 0,48 0,03 24,78 87,87 24,72 88,61

- 35# 0,00 2,70 0,77 0,02 0,59 0,02 12,13 100,00 11,39 100,00TOTAL 29,97 0,572 0,17 0,466 0,14 100,00 100,00






166

COLUMNA - 11CÁREA


0 0,0180

3 reposo 0,0180

1 0,0180 24 4,38 3128,2 1,22 2,56 0,00 10,30 <1 24,10 12,50 1,19

2 0,0180 24 4,38 4721,4 1,08 4,37 0,00 10,30 <1 11,20 6,80 1,53

3 0,0180 24 4,38 4457,8 1,01 4,41 0,00 10,30 <1 2,66 5,00 1,47

4 0,0180 24 4,38 4236,6 1,01 4,19 0,00 10,30 <1 1,68 4,50 1,54

5 0,0180 24 4,38 4278,6 1,01 4,24 0,00 10,30 <1 1,19 4,90 1,54

6 0,0180 24 4,38 4319,0 1,01 4,28 0,00 10,30 <1 0,78 5,40 1,42

7 0,0180 24 4,38 4595,8 1,01 4,55 0,00 10,30 <1 0,62 5,20 1,33

8 0,0180 24 4,38 4195,4 1,01 4,15 0,00 10,30 <1 0,51 5,70 1,32

9 0,0180 24 4,38 4262,6 1,01 4,22 0,00 10,30 <1 0,43 5,80 1,40

10 0,0180 24 4,38 4821,4 1,01 4,77 0,00 10,30 <1 0,38 5,70 1,35

12 0,0180 48 8,76 8281,2 1,01 8,20 0,00 10,30 <1 0,32 5,40 1,41

14 0,0180 48 8,76 8784,6 1,01 8,70 0,00 10,30 <1 0,22 5,50 1,28

16 0,0180 48 8,76 8776,0 1,01 8,69 0,00 10,30 <1 0,18 5,90 1,34

18 0,0180 48 8,76 8577,6 1,01 8,49 0,00 10,30 <1 0,15 5,80 1,38

20 0,0180 48 8,76 8964,0 1,01 8,88 0,00 10,30 <1 0,12 5,80 1,30

23 0,0180 72 13,14 12856,8 1,01 12,73 0,00 10,30 <1 0,10 5,50 1,40

26 0,0180 72 13,14 13174,8 1,01 13,04 0,00 10,30 <1 0,07 5,60 1,33

29 0,0180 72 13,14 12900,6 1,01 12,77 0,00 9,70 1,08 0,06 5,60 1,30

30 0,0180 24 4,38 4302,4 1,00 4,30 0,00 0,00 0,04 4,10 1,33

33 670,2 1,00 0,67 0,03 1,20 1,90


167


0 0,00 0,00 0,735 0,735 0,735 24,523 reposo 0,00 0,00 0,000 0,735 0,735 24,52

1 4,38 10,30 0,045 0,780 2,56 12,50 0,032 0,032 0,748 24,962 4,38 10,30 0,045 0,825 4,37 6,80 0,030 0,062 0,763 25,473 4,38 10,30 0,045 0,870 4,41 5,00 0,022 0,084 0,786 26,244 4,38 10,30 0,045 0,915 4,19 4,50 0,019 0,103 0,813 27,125 4,38 10,30 0,045 0,961 4,24 4,90 0,021 0,123 0,837 27,936 4,38 10,30 0,045 1,006 4,28 5,40 0,023 0,147 0,859 28,677 4,38 10,30 0,045 1,051 4,55 5,20 0,024 0,170 0,881 29,388 4,38 10,30 0,045 1,096 4,15 5,70 0,024 0,194 0,902 30,109 4,38 10,30 0,045 1,141 4,22 5,80 0,024 0,218 0,923 30,79

10 4,38 10,30 0,045 1,186 4,77 5,70 0,027 0,246 0,941 31,3812 8,76 10,30 0,090 1,276 8,20 5,40 0,044 0,290 0,986 32,9214 8,76 10,30 0,090 1,367 8,70 5,50 0,048 0,338 1,029 34,3316 8,76 10,30 0,090 1,457 8,69 5,90 0,051 0,389 1,068 35,6318 8,76 10,30 0,090 1,547 8,49 5,80 0,049 0,438 1,109 37,0020 8,76 10,30 0,090 1,637 8,88 5,80 0,051 0,490 1,148 38,2923 13,14 10,30 0,135 1,773 12,73 5,50 0,070 0,560 1,213 40,4726 13,14 10,30 0,135 1,908 13,04 5,60 0,073 0,633 1,275 42,5529 13,14 9,70 0,127 2,035 12,77 5,60 0,072 0,704 1,331 44,4230 4,38 0,00 0,000 2,035 4,30 4,10 0,018 0,722 1,313 43,8333 0,00 0,00 0,000 2,035 0,67 1,20 0,001 0,723 1,313 43,80



168






24,52 24,52 24,52 0,0003 reposo 0,00 24,52 24,52 0,000

1 12,11 12,11 0,44 24,96 10,57 21,79 34,67 34,67 37,06 37,06 24,10 12,50 0,1462 0,31 6,89 0,51 25,47 5,35 19,78 27,47 62,13 29,37 66,43 15,97 8,91 0,2923 1,96 6,42 0,77 26,24 4,88 19,95 6,59 68,72 7,04 73,47 10,79 7,39 0,4384 3,72 6,27 0,88 27,12 4,73 20,46 3,95 72,67 4,23 77,70 8,33 6,61 0,5855 4,83 6,22 0,81 27,93 4,68 21,02 2,83 75,50 3,02 80,72 6,80 6,24 0,7316 6,60 6,23 0,73 28,67 4,69 21,58 1,87 77,37 2,00 82,72 5,73 6,09 0,8777 7,60 6,26 0,72 29,38 4,72 22,15 1,58 78,95 1,69 84,42 4,92 5,95 1,0238 10,12 6,31 0,72 30,10 4,77 22,76 1,19 80,14 1,27 85,69 4,36 5,92 1,1699 11,37 6,38 0,69 30,79 4,84 23,35 1,02 81,16 1,09 86,78 3,91 5,91 1,31510 9,87 6,42 0,60 31,38 4,88 23,86 1,02 82,18 1,09 87,86 3,51 5,88 1,46112 17,51 6,62 1,53 32,92 5,08 25,25 1,47 83,65 1,57 89,44 2,99 5,80 1,75414 22,15 6,81 1,41 34,33 5,27 26,57 1,07 84,72 1,15 90,59 2,57 5,76 2,04616 24,91 7,00 1,30 35,63 5,46 27,79 0,88 85,60 0,94 91,52 2,27 5,78 2,33818 32,16 7,21 1,37 37,00 5,67 29,09 0,71 86,31 0,76 92,29 2,03 5,78 2,63120 36,39 7,41 1,29 38,29 5,87 30,33 0,60 86,91 0,64 92,93 1,83 5,78 2,92323 51,32 7,76 2,18 40,47 6,22 32,44 0,71 87,63 0,76 93,69 1,60 5,74 3,36126 68,22 8,12 2,08 42,55 6,58 34,48 0,51 88,14 0,55 94,24 1,42 5,73 3,80029 72,98 8,43 1,87 44,42 6,89 36,30 0,43 88,57 0,46 94,70 1,28 5,71 4,23830 -102,50 8,31 -0,59 43,83 6,77 35,70 0,10 88,66 0,10 94,80 1,24 5,66 4,38433 -40,00 8,30 -0,03 43,80 6,76 35,68 0,01 88,68 0,01 94,81 1,23 5,64 4,384


28,84 6,97 0,07 0,03 1,97 0,026

29,97 0,10 0,57 0,47 2,46 0,044

88,21 93,80 23,02 42,48

1,5


(%) (g/l)

MATERIAL

CABEZA


Acum.(%)

(%) COMPACTACION

RIPIOS



169



170






+ 1" 25,40 0,30 1,00 99,00 0,30 1,00 99,00 - 1 +3/4" 19,05 1,80 6,00 93,00 1,80 6,00 93,00

- 1/4 +1/2" 12,70 8,39 28,00 65,00 8,39 28,00 65,00 - 1/2 +1/4" 6,35 9,59 32,00 33,00 9,59 32,00 33,00 - 1/4 +35# 4,25 7,19 24,00 9,00 7,19 24,00 9,00

- 35# 0,00 2,70 9,00 0,00 2,70 9,00 0,00TOTAL 29,97 100,00 29,97 100,00

P80 (mm) 17,98



+ 1" 25,40 0,30 0,74 0,00 0,24 0,00 1,00 1,00 0,98 0,98 - 1 +3/4" 19,05 1,80 0,56 0,01 0,21 0,00 4,53 5,53 5,15 6,13

- 1/4 +1/2" 12,70 8,39 0,56 0,05 0,20 0,02 21,14 26,67 22,89 29,02 - 1/2 +1/4" 6,35 9,59 0,69 0,07 0,24 0,02 29,77 56,44 31,39 60,40 - 1/4 +35# 4,25 7,19 0,93 0,07 0,28 0,02 30,09 86,53 27,46 87,86

- 35# 0,00 2,70 1,11 0,03 0,33 0,01 13,47 100,00 12,14 100,00TOTAL 29,97 0,742 0,22 0,245 0,07 100,00 100,00






171

COLUMNA - 13CÁREA


0 0,0180

3 reposo 0,0180

1 0,0180 24 4,38 3363,6 1,25 2,69 0,00 10,30 <1 17,40 8,00 1,28

2 0,0180 24 4,38 4402,2 1,05 4,19 0,00 10,30 <1 4,70 3,20 1,82

3 0,0180 24 4,38 4220,2 1,01 4,18 0,00 10,30 <1 1,42 2,30 1,86

4 0,0180 24 4,38 4276,4 1,01 4,23 0,00 10,30 <1 1,01 3,00 1,75

5 0,0180 24 4,38 4157,2 1,01 4,12 0,00 10,30 <1 0,86 3,20 1,74

6 0,0180 24 4,38 4563,2 1,01 4,52 0,00 10,30 <1 0,64 4,10 1,54

7 0,0180 24 4,38 4338,0 1,01 4,30 0,00 10,30 <1 0,58 4,10 1,42

8 0,0180 24 4,38 4451,2 1,01 4,41 0,00 10,30 <1 0,56 4,30 1,44

9 0,0180 24 4,38 4295,6 1,01 4,25 0,00 10,30 <1 0,50 4,70 1,50

10 0,0180 24 4,38 4301,8 1,01 4,26 0,00 10,30 <1 0,54 3,80 1,55

12 0,0180 48 8,76 8511,0 1,01 8,43 0,00 10,30 <1 0,46 4,40 1,52

14 0,0180 48 8,76 8748,2 1,01 8,66 0,00 10,30 <1 0,40 4,50 1,39

16 0,0180 48 8,76 8577,4 1,01 8,49 0,00 10,30 <1 0,35 4,70 1,47

18 0,0180 48 8,76 8957,6 1,01 8,87 0,00 10,30 <1 0,33 4,80 1,48

20 0,0180 48 8,76 8359,0 1,01 8,28 0,00 10,30 <1 0,32 4,60 1,41

23 0,0180 72 13,14 12923,6 1,01 12,80 0,00 10,30 <1 0,31 4,50 1,45

26 0,0180 72 13,14 13190,8 1,01 13,06 0,00 10,30 <1 0,27 4,50 1,45

29 0,0180 72 13,14 12841,8 1,01 12,71 0,00 9,70 1,08 0,24 4,90 1,38

30 0,0180 24 4,38 4141,8 1,01 4,10 0,00 0,00 0,20 3,30 1,48

33 728,2 1,00 0,73 0,15 1,30 1,90


172


0 0,00 0,00 0,735 0,735 0,735 24,533 reposo 0,00 0,00 0,000 0,735 0,735 24,53

1 4,38 10,30 0,045 0,780 2,69 8,00 0,022 0,022 0,759 25,312 4,38 10,30 0,045 0,825 4,19 3,20 0,013 0,035 0,790 26,373 4,38 10,30 0,045 0,870 4,18 2,30 0,010 0,045 0,826 27,564 4,38 10,30 0,045 0,915 4,23 3,00 0,013 0,057 0,858 28,645 4,38 10,30 0,045 0,961 4,12 3,20 0,013 0,070 0,890 29,706 4,38 10,30 0,045 1,006 4,52 4,10 0,019 0,089 0,917 30,597 4,38 10,30 0,045 1,051 4,30 4,10 0,018 0,107 0,944 31,518 4,38 10,30 0,045 1,096 4,41 4,30 0,019 0,126 0,970 32,389 4,38 10,30 0,045 1,141 4,25 4,70 0,020 0,146 0,996 33,22

10 4,38 10,30 0,045 1,186 4,26 3,80 0,016 0,162 1,024 34,1912 8,76 10,30 0,090 1,276 8,43 4,40 0,037 0,199 1,078 35,9614 8,76 10,30 0,090 1,367 8,66 4,50 0,039 0,238 1,129 37,6716 8,76 10,30 0,090 1,457 8,49 4,70 0,040 0,278 1,179 39,3518 8,76 10,30 0,090 1,547 8,87 4,80 0,043 0,320 1,227 40,9420 8,76 10,30 0,090 1,637 8,28 4,60 0,038 0,358 1,279 42,6823 13,14 10,30 0,135 1,773 12,80 4,50 0,058 0,416 1,357 45,2726 13,14 10,30 0,135 1,908 13,06 4,50 0,059 0,475 1,433 47,8329 13,14 9,70 0,127 2,035 12,71 4,90 0,062 0,537 1,498 50,0030 4,38 0,00 0,000 2,035 4,10 3,30 0,014 0,550 1,485 49,5533 0,00 0,00 0,000 2,035 0,73 1,30 0,001 0,551 1,484 49,52



173






24,53 24,53 24,53 0,0003 reposo 0,00 24,53 24,53 0,000

1 16,20 16,20 0,79 25,31 14,66 22,91 21,76 21,76 35,61 35,61 17,40 8,00 0,1462 1,61 11,88 1,06 26,37 10,34 22,95 9,16 30,92 14,99 50,60 9,66 5,08 0,2923 5,98 11,40 1,18 27,56 9,86 23,83 2,76 33,68 4,51 55,12 6,55 4,03 0,4384 7,58 11,18 1,08 28,64 9,64 24,69 1,99 35,66 3,25 58,37 5,02 3,74 0,5855 9,02 11,09 1,07 29,70 9,55 25,58 1,65 37,31 2,69 61,06 4,14 3,63 0,7316 9,20 11,02 0,89 30,59 9,48 26,32 1,34 38,65 2,20 63,26 3,48 3,72 0,8777 11,04 11,02 0,92 31,51 9,48 27,11 1,16 39,81 1,89 65,16 3,03 3,78 1,0238 10,60 11,01 0,87 32,38 9,47 27,85 1,15 40,96 1,88 67,03 2,70 3,85 1,1699 11,81 11,03 0,84 33,22 9,49 28,58 0,99 41,95 1,62 68,65 2,45 3,94 1,31510 12,58 11,07 0,97 34,19 9,53 29,43 1,07 43,02 1,75 70,40 2,25 3,93 1,46212 13,71 11,18 1,77 35,96 9,64 31,00 1,80 44,82 2,95 73,35 1,95 4,01 1,75414 14,79 11,30 1,71 37,67 9,76 32,54 1,61 46,43 2,64 75,99 1,72 4,08 2,04616 16,93 11,46 1,68 39,35 9,92 34,06 1,38 47,81 2,26 78,25 1,54 4,16 2,33918 16,28 11,60 1,59 40,94 10,06 35,50 1,36 49,17 2,23 80,47 1,40 4,24 2,63120 19,69 11,79 1,74 42,68 10,25 37,11 1,23 50,40 2,01 82,49 1,29 4,27 2,92323 19,60 12,07 2,59 45,27 10,53 39,50 1,84 52,24 3,02 85,50 1,16 4,30 3,36226 21,71 12,36 2,56 47,83 10,82 41,87 1,64 53,88 2,68 88,19 1,06 4,33 3,80029 21,35 12,59 2,17 50,00 11,05 43,89 1,42 55,30 2,32 90,51 0,97 4,39 4,23930 -16,50 12,39 -0,45 49,55 10,85 43,40 0,38 55,68 0,62 91,13 0,95 4,35 4,38533 -8,67 12,38 -0,03 49,52 10,84 43,36 0,05 55,73 0,08 91,21 0,94 4,33 4,385


28,86 7,08 0,33 0,04 2,64 0,030

29,97 0,11 0,74 0,24 3,30 0,047

57,15 84,26 22,92 38,53

1,7

Extracción Base Cab. Calculada


(%) COMPACTACION

RIPIOS

(%)


Acido Neto

(g/l)

MATERIAL

CABEZA


Acum.(%)

174



175


COLUMNA : 15CDISTRIBUCIONES GRANULOMÉTRICAS MINERAL DE CABEZA MUESTRA : OXIDO REFERENCIAL




- 1 +3/4" 19,05 2,05 7,00 93,00 2,05 7,00 93,00 - 1/4 +1/2" 12,70 8,19 28,00 65,00 8,19 28,00 65,00 - 1/2 +1/4" 6,35 9,36 32,00 33,00 9,36 32,00 33,00 - 1/4 +35# 4,25 7,02 24,00 9,00 7,02 24,00 9,00

- 35# 0,00 2,63 9,00 0,00 2,63 9,00 0,00TOTAL 29,25 100,00 29,25 100,00

P80 (mm) 16,09



- 1 +3/4" 19,05 2,05 0,49 0,01 0,34 0,01 3,62 3,62 3,76 3,76 - 1/4 +1/2" 12,70 8,19 1,04 0,09 0,70 0,06 30,72 34,34 31,00 34,77 - 1/2 +1/4" 6,35 9,36 0,91 0,09 0,58 0,05 30,72 65,06 29,36 64,13 - 1/4 +35# 4,25 7,02 0,96 0,07 0,66 0,05 24,31 89,37 25,06 89,18

- 35# 0,00 2,63 1,12 0,03 0,76 0,02 10,63 100,00 10,82 100,00TOTAL 29,25 0,948 0,28 0,632 0,18 100,00 100,00






176

COLUMNA - 15CÁREA


0 0,0180

3 reposo 0,0180

1 0,0180 24 4,38 3283,2 1,22 2,69 0,00 10,30 <1 34,10 54,50 <1

2 0,0180 24 4,38 4384,0 1,06 4,14 0,00 10,30 <1 12,00 12,80 1,10

3 0,0180 24 4,38 4396,2 1,02 4,31 0,00 10,30 <1 4,34 6,80 1,28

4 0,0180 24 4,38 4368,6 1,02 4,28 0,00 10,30 <1 1,98 7,40 1,29

5 0,0180 24 4,38 4219,0 1,01 4,18 0,00 10,30 <1 1,49 7,00 1,33

6 0,0180 24 4,38 4718,2 1,01 4,67 0,00 10,30 <1 0,98 7,70 1,21

7 0,0180 24 4,38 4122,4 1,01 4,08 0,00 10,30 <1 0,93 6,10 1,13

8 0,0180 24 4,38 4124,0 1,01 4,08 0,00 10,30 <1 0,73 7,60 1,16

9 0,0180 24 4,38 4547,8 1,00 4,55 0,00 10,30 <1 0,57 8,20 1,24

10 0,0180 24 4,38 4111,2 1,01 4,07 0,00 10,30 <1 0,55 8,00 1,19

12 0,0180 48 8,76 8603,2 1,01 8,52 0,00 10,30 <1 0,46 7,90 1,23

14 0,0180 48 8,76 8733,0 1,01 8,65 0,00 10,30 <1 0,38 8,00 1,11

16 0,0180 48 8,76 8564,0 1,01 8,48 0,00 10,30 <1 0,31 8,10 1,19

18 0,0180 48 8,76 8728,6 1,01 8,64 0,00 10,30 <1 0,27 8,30 1,20

20 0,0180 48 8,76 8612,2 1,01 8,53 0,00 10,30 <1 0,23 8,20 1,13

23 0,0180 72 13,14 12963,4 1,01 12,84 0,00 10,30 <1 0,21 8,10 1,34

26 0,0180 72 13,14 13066,8 1,01 12,94 0,00 10,30 <1 0,17 8,20 1,14

29 0,0180 72 13,14 12889,2 1,01 12,76 0,00 9,70 1,08 0,15 8,20 1,12

30 0,0180 24 4,38 4289,6 1,00 4,29 0,00 0,00 0,08 3,70 1,26

33 433,6 1,00 0,43 0,07 2,60 1,51


177


0 0,00 0,00 0,719 0,719 0,719 24,593 reposo 0,00 0,00 0,000 0,719 0,719 24,59

1 4,38 10,30 0,045 0,764 2,69 54,50 0,147 0,147 0,618 21,122 4,38 10,30 0,045 0,810 4,14 12,80 0,053 0,200 0,610 20,853 4,38 10,30 0,045 0,855 4,31 6,80 0,029 0,229 0,626 21,394 4,38 10,30 0,045 0,900 4,28 7,40 0,032 0,261 0,639 21,855 4,38 10,30 0,045 0,945 4,18 7,00 0,029 0,290 0,655 22,406 4,38 10,30 0,045 0,990 4,67 7,70 0,036 0,326 0,664 22,717 4,38 10,30 0,045 1,035 4,08 6,10 0,025 0,351 0,684 23,408 4,38 10,30 0,045 1,080 4,08 7,60 0,031 0,382 0,698 23,889 4,38 10,30 0,045 1,125 4,55 8,20 0,037 0,419 0,706 24,15

10 4,38 10,30 0,045 1,170 4,07 8,00 0,033 0,452 0,719 24,5812 8,76 10,30 0,090 1,261 8,52 7,90 0,067 0,519 0,742 25,3614 8,76 10,30 0,090 1,351 8,65 8,00 0,069 0,588 0,763 26,0816 8,76 10,30 0,090 1,441 8,48 8,10 0,069 0,657 0,784 26,8218 8,76 10,30 0,090 1,531 8,64 8,30 0,072 0,728 0,803 27,4520 8,76 10,30 0,090 1,622 8,53 8,20 0,070 0,798 0,823 28,1423 13,14 10,30 0,135 1,757 12,84 8,10 0,104 0,902 0,855 29,2226 13,14 10,30 0,135 1,892 12,94 8,20 0,106 1,008 0,884 30,2229 13,14 9,70 0,127 2,020 12,76 8,20 0,105 1,113 0,907 31,0030 4,38 0,00 0,000 2,020 4,29 3,70 0,016 1,129 0,891 30,4633 0,00 0,00 0,000 2,020 0,43 2,60 0,001 1,130 0,890 30,42



178






24,59 24,59 24,59 0,0003 reposo 0,00 24,59 24,59 0,000

1 6,73 6,73 -3,47 21,12 5,19 16,29 34,83 34,83 41,03 41,03 34,10 54,50 0,1502 -0,16 4,31 -0,27 20,85 2,77 13,41 18,84 53,67 22,19 63,22 20,71 29,24 0,3003 0,84 3,91 0,54 21,39 2,37 12,96 7,10 60,77 8,36 71,58 14,38 20,55 0,4494 1,58 3,79 0,46 21,85 2,25 12,98 3,22 63,99 3,79 75,38 10,93 16,90 0,5995 2,55 3,75 0,54 22,40 2,21 13,19 2,36 66,35 2,78 78,16 8,92 14,79 0,7496 2,00 3,70 0,31 22,71 2,16 13,26 1,74 68,09 2,05 80,21 7,39 13,43 0,8997 5,33 3,74 0,69 23,40 2,20 13,75 1,44 69,53 1,70 81,90 6,46 12,37 1,0488 4,72 3,75 0,48 23,88 2,21 14,08 1,13 70,66 1,33 83,23 5,74 11,77 1,1989 3,02 3,74 0,27 24,15 2,20 14,21 0,98 71,64 1,16 84,39 5,10 11,33 1,34810 5,61 3,76 0,43 24,58 2,22 14,52 0,85 72,49 1,00 85,39 4,65 11,00 1,49812 5,85 3,81 0,78 25,36 2,27 15,10 1,49 73,98 1,75 87,15 3,93 10,47 1,79714 6,41 3,85 0,72 26,08 2,31 15,65 1,25 75,23 1,47 88,62 3,40 10,10 2,09716 8,20 3,91 0,74 26,82 2,37 16,24 1,00 76,22 1,18 89,79 3,01 9,85 2,39618 7,93 3,95 0,63 27,45 2,41 16,75 0,89 77,11 1,04 90,83 2,70 9,67 2,69620 10,35 4,01 0,69 28,14 2,47 17,34 0,74 77,85 0,88 91,71 2,45 9,52 2,99523 11,64 4,11 1,07 29,22 2,57 18,28 1,02 78,88 1,21 92,92 2,15 9,33 3,44426 13,30 4,21 1,00 30,22 2,67 19,16 0,83 79,71 0,98 93,90 1,92 9,20 3,89429 11,92 4,28 0,78 31,00 2,74 19,84 0,73 80,44 0,86 94,76 1,73 9,09 4,34330 -46,25 4,20 -0,54 30,46 2,66 19,28 0,13 80,57 0,15 94,91 1,68 8,91 4,49333 -37,14 4,19 -0,04 30,42 2,65 19,24 0,01 80,58 0,01 94,92 1,67 8,89 4,493


28,42 8,03 0,18 0,04 1,61 0,008

29,25 0,38 0,95 0,63 1,88 0,009

81,55 93,85 16,94 12,35

1,1

(%) (g/l)

MATERIAL

CABEZA


Acum.(%)

COLUMNA 15C / OX. REFERENCIAL / RESULTADOS DE OPERACIÓN

(%) COMPACTACION

RIPIOS



179


Fig 17.16 Cons. ácido v/s Razón lixiviación Col. 15

pontificia universidad catÓlica de valparaÍso facultad de...

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