TESIS DE MAESTRIA
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UNIVERSIDAD AUTONOMA “TOMAS FRIAS” CURSO INTERNACIONAL DE MAESTRIA EN MEDIO AMBIENTE “TÉCNICAS AMBIENTALES” ENCAPSULAMIENTO CONCURRENTE DE LA PIRITA EN PRESAS DE RELAVES. TESIS PARA OPTAR AL GRADO DE MAGÍSTER EN MEDIO AMBIENTE AUTOR: ING. PEDRO CAMERO HERMOZA TUTOR : M. Sc. ING. CARLOS VILLACHICA LEON 1 1
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Informe de un trabajo de invetsstigaci´pon sobre relaves con alto contenido de pirita y propuesta de manejo con fines de reducir la formacion de aguas ácidas.
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UNIVERSIDAD AUTONOMA “TOMAS FRIAS”
CURSO INTERNACIONAL DE MAESTRIA EN MEDIO AMBIENTE
“TÉCNICAS AMBIENTALES”
ENCAPSULAMIENTO CONCURRENTE DE LA PIRITA EN PRESAS DE RELAVES.
TESIS PARA OPTAR AL GRADO DE MAGÍSTER EN MEDIO AMBIENTE
AUTOR: ING. PEDRO CAMERO HERMOZA
TUTOR : M. Sc. ING. CARLOS VILLACHICA LEON
POTOSÍ – BOLIVIA
2000
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PRESENTACIÓN
Señor Rector, Señor Director de Post-Grado de la Universidad Autónoma Tomás Frías de Potosí, honorables miembros del Tribunal, es grato honor poner a vuestra consideración el trabajo de tesis intitulado: “ ENCAPSULAMIENTO CONCURRENTE DE LA PIRITA EN PRESAS DE RELAVES “, para optar al grado de MAGÍSTER EN MEDIO AMBIENTE.
En el trabajo mencionado se demuestra la factibilidad de una nueva tecnología en el manejo de relaves piritosos, potenciales generadores de aguas ácidas, y es mi esperanza que se siga investigando esta propuesta para que finalmente sea aplicado en la industria minero metalúrgica, ya que los trabajos de laboratorio muestran que es posible realizar un manejo concurrente de los relaves de plantas concentradoras de minerales sulfurados que garanticen una mejor estabilidad química de las presas relaves y de esta forma alcanzar una mejor protección del ambiente.
Aprovecho esta ocasión para expresar mi reconocimiento a la Universidad Autónoma Tomás Frías por haberme brindado la oportunidad de lograr un grado académico más en mi vida profesional.
Potosí mayo de 2001.
Ing. Pedro Camero Hermoza
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AGRADECIMIENTOS
A las autoridades y docentes de la Universidad
Autónoma Tomás Frías por las facilidades brindadas
en mi formación académica y técnica en gestión
ambiental
A la Universidad Nacional San Antonio de Abad del
Cusco por las facilidades brindadas para mi
capacitación y el usos de sus laboratorios y a mis
colegas del Departamento Académico de Metalurgia
por su apoyo incondicional
A Conculcont, Smallville y la Empresa Minera Yauliyacu y en forma muy especial al M.Sc. Ing. Carlos Villachica León por haber hecho posible la ejecución del trabajo de tesis
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RESUMEN
En el tratamiento de menas sulfuradas se producen relaves con altos contenidos de pirita
que en el futuro se convierten en fuentes generadores de drenaje ácido por lo que su manejo
requiere el uso de tecnologías tendientes a evitar esta generación. Con este propósito se plantea
el encapsulamiento concurrente de la pirita en presas de relaves, tecnología que sustancialmente
consiste en la separación por flotación de la pirita contenida en los relaves para encapsular el
concentrado de pirita almacenándolo en el estanque de finos y construyendo el dique con el
relave neutro que se obtiene en la flotación.
Mediante los trabajos de laboratorio se ha visto que este manejo concurrente es factible,
por cuanto mediante la flotación podemos obtener concentrados de pirita con contenidos con 19
a 20 % de azufre para un tiempo de flotación de 4 a 5 minutos y un relave con contenidos entre
1.03 a 1.15 % de azufre y 4.93 a 5.05 % de carbonato que prácticamente lo hace un relave neutro
y las pruebas de sedimentación, tanto, con el material sintético como con los relaves de la presa
Chinchán muestran que la pirita sedimenta a través de una pulpa constituido por material fino
(lama). Las pruebas de material sintético permiten observar que la granulometría de la pirita es
determinante en la velocidad de sedimentación y las pruebas con los relaves de Chinchán
muestran que las capas superiores tendrán valores de NNP de hasta –115 Kg de CaCO3 / TM y
la capa del fondo hasta de - 486 Kg de CaCO3 /TM, lo que permite afirmar que este proceso
manejado adecuadamente durante los dos últimos años de operación de planta, permitirá obtener
capas superficiales con bajo potencial de generación de drenaje ácida y diques construidos,
prácticamente, con material neutro, hechos que facilitaran los trabajos de la etapa de cierre de
una presa , reflejándose en ventajas técnicas y económicas.
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INDICECAPITULO I ................................................................................................................................................ 21.- introducción ............................................................................................................................................ . 2CAPITULO II .............................................................................................................................................. 102.0.- Marco Teórico ......................................................................................................................................... 102.1.- Manejo de Relaves .................................................................................................................................. 112.1.1.- Métodos de Manejo ............................................................................................................................. 112.2.- Generación de Drenaje Acido ................................................................................................................ 162.2.1.- Métodos de Control de DAM ............................................................................................................. 192.2.2.- Predicción del Drenaje Acido de Mina .............................................................................................. 212.2.2.1.- Determinación del AP, NP y NNP .................................................................................................. 232.3.- Flotación de la Pirita .............................................................................................................................. 242.3.1.- Química de la Flotación y Depresión de la Pirita ............................................................................... 252.4.- Sedimentación de Partículas ................................................................................................................. 292.4.1.- Leyes de Newton y Stokes ................................................................................................................. 302.4.2.- Sedimentación con Obstáculos .......................................................................................................... 322.4.3.- Concepto de Tanque de Sedimentación Ideal .................................................................................... 332.5.- Muestreo ................................................................................................................................................ 34CAPITULO III ........................................................................................................................................... 383.1.- Pruebas de Sedimentación con Material Sintético ............................................................................. 373.2.- Pruebas Experimentales con los Relaves de Chinchán ...................................................................... 433.2.1.- Aspectos Generales .......................................................................................................................... 433.2.2.- Ubicación de la Cuenca Hidrográfica .............................................................................................. 463.2.3.- Tratamiento del Mineral .................................................................................................................. 463.2.3.- Mineralogía y Distribución Granulométrica en el Relave ................................................................ 483.2.4.- Deposición de Relaves ..................................................................................................................... 493.2.5.- Presa de Relaves Chinchán ............................................................................................................... 503.2.5.1.- Antecedentes Sobre la estabilidad d la Presa de Chinchán ............................................................. 513.3.- Toma de Muestras en Campo ................................................................................................................ 523.4.- Caracterización de la Presa de Chinchán ............................................................................................... 543.4.1.- Caracterización del Estanque de Finos ............................................................................................... 553.4.1.1.- Análisis Granulométrico .................................................................................................................. 56
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3.4.1.2.-Determinación del Potencial Neto de Neutralización (NNP)........................................................... 593.4.2.- Caracterización del Dique de Contención .......................................................................................... 623.4.2.1.- Análisis Granulométrico ................................................................................................................. 633.4.2.2.- Determinación del NNP ................................................................................................................. 653.5.- Pruebas de Flotación de la Pirita del Underflow .................................................................................. 683.5.1.- Ley y Distribución del Azufre en el Concentrado y Relave .............................................................. 683.5.2.- Variación del NNP en el Concentrado y Relave ............................................................................... 693.6.- Pruebas de Encapsulamiento de Concentrado de Pirita ....................................................................... 823.6.1.- Determinación del Peso de Concentrado y Lama ........................................................................ 823.6.2.- Descripción del Experimento ........................................................................................................ 833.6.3.- Caracterización Granulométrica y Química de los Componentes de las Pruebas ......................... 843.6.4.- Análisis de Resultados .................................................................................................................... 863.6.4.1.- Análisis de los Resultados en Función de la Profundidad ............................................................ 863.6.4.2.- Análisis de los Resultados en Función del Tiempo ..................................................................... 923.6.4.3.- Análisis de los Resultados en Función de la Ley de S y CaCO3 y su Distribución con la Profundidad ................................................................................................... 963.7.- Análisis Técnico-Económico Comparativo ........................................................................................ 1003.7.1.- Encapsulamiento Total con Coberturas Complejas ......................................................................... 1003.7.2.- Encapsulamiento Total o Parcial con Coberturas Simples .............................................................. 1013.7.3.- Uso de Bactericidas para Inhibir el Drenaje Acido ......................................................................... 1023.7.4.- Separación de la Pirita de los Relaves .............................................................................................. 1033.7.4.1.- Separación de la Pirita del relave por Gravedad .......................................................................... 1033.7.4.2.- Separación de la Pirita del Relave por Gravedad ........................................................................... 1043.8.- Análisis Ambiental Comparativo ........................................................................................................ 105CONCLCUSIONESBIBLIOGRAFÍAANEXO DE FOTOGRAFIASANEXO DE TABLAS
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ENCAPSULAMIENTO CONCURRENTE DE LA PIRITA EN PRESAS DE
RELAVES
CAPITULO I
1.- INTRODUCCIÓN.-
En el tratamiento de menas sulfuradas de cobre, plomo, cinc o de complejos sulfurados se
generan relaves con contenidos de piritas, que con el paso de tiempo son generadores de aguas
ácidas, convirtiéndose en fuentes de contaminación de aguas y suelos, si el tratamiento durante y
después de las operaciones no es el apropiado .
En la minería antigua, la conservación del medio ambiente era un asunto secundario o no
existía, siendo la mayor preocupación la máxima utilidad y por tanto los relaves se ubicaban lo
más cerca de las plantas de beneficio, los que después de unas decenas o cientos de años se han
convertido en generadores de aguas ácidas, constituyendo los denominados pasivos ambientales,
que en la actualidad están siendo atendidos por los gobiernos nacionales, en caso de empresas
mineras que han desaparecido o cerrado sus operaciones o por las mismas empresas, pero, a altos
costos.
En la actualidad la industria minera debe desarrollarse dentro del concepto de DESARROLLO
SUSTENTABLE y por tanto debe cumplir con las leyes medio ambientales dado en cada país y
con las exigencias de la comunidad internacional, teniendo como un rubro importante la
conservación del medio ambiente, para lo que se ha implementado diversas tecnologías de
tratamiento y almacenamiento de los relaves, como son el uso como material de relleno,
almacenamiento en canchas de relaves, disposiciones subacuaticos, empantanamientos, etc. Y
en el caso de aguas ácidas sistemas de neutralización y mitigación del drenaje ácido de mina
(DAM.)
A través del presente trabajo de investigación denominado “ENCAPSULAMIENTO
CONCURRENTE DE LA PIRITA EN PRESAS DE RELAVES”, se alcanza a la industria
minera un nuevo método de tratamiento de relaves piritosos que permita lograr la
estabilidad química de las presas de relaves, la propuesta que se pone en consideración, es
separar por flotación la pirita contenida en el underflow de los relaves provenientes de la
planta concentradora, previamente clasificados mediante un ciclón y almacenar el
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concentrado de pirita, por inmersión, en la zona de finos del estanque de una presa de
relaves, logrando así, su encapsulamiento y el relave final obtenido en este proceso, al que
se denominará “relave neutro”, utilizar como material de construcción del dique de la presa,
este tratamiento debe realizarse durante el proceso productivo de la mina, preferentemente
durante los últimos años de producción, de modo que, en la etapa de cierre de la mina, los
costos de encapsulamiento final de la presa de relaves, sean mínimos y que garanticen la
estabilidad química de la presa en el futuro sin representar altos costos de mantenimiento y
así evitar daños al medio ambiente.
Puesto que el propósito principal en el manejo de relaves ácido generadores es eliminar o reducir
al mínimo los riesgos de daños que se pueda ocasionar al medio ambiente, considero que uno de
los caminos más seguros es aislar la pirita del aire, por ser el agente principal de la oxidación de
los minerales sulfurados, y este aislamiento se conseguirá cubriendo con el espesor apropiado de
lamas a la pirita separada por flotación y construyendo el dique con el relave neutro
Sin embargo, es bueno preguntarse, ¿por qué se debe hacer este trabajo? O ¿cuál es el
problema?, entonces, vemos que el manejo inapropiado de las colas o relaves generados en las
plantas concentradoras de minerales sulfurados, que antiguamente han sido almacenados sin
ningún criterio de protección y seguridad del medio ambiente y la salud, constituyen hoy en día
los denominados pasivos ambientales y son fuentes de contaminación a través de la generación
de aguas ácidas, que a su vez, lixivian otros metales pesados presentes en los desechos mineros y
demandan fuertes inversiones para su tratamiento y mitigación.
Frente a esta situación, en los países industrializados, principalmente en Europa y Norteamérica
y posteriormente en la mayoría de los países del mundo, se han dictado medidas legales de
protección del medio ambiente, que obliga a la industria minera ya existente, tomar medidas de
adecuación ambiental, otorgándoles plazos para el manejo apropiado de los residuos y efluentes
contaminantes que producen, y, para las empresas nuevas, se establecieron medidas que
contemplan el cuidado del medio ambiente desde las etapas de concepción de la idea del
proyecto, hechos que han permitido el desarrollo de muchas tecnologías tanto en el tratamiento
como en la prevención del drenaje ácido de mina.
En el caso particular del tratamiento de las colas sulfuradas de plantas concentradoras, se están
empleando métodos de encapsulamiento, relleno hidráulico, neutralización, inhibición con
bactericidas, inmersión subacuática, etc, que aparentemente son eficientes durante la etapa de
producción y cierre, la pregunta es: ¿CUAN EFICIENTE SERAN DESPUÉS DE 50, 100 ó 200
AÑOS?, se plantea esta pregunta, por que la experiencia está mostrando que la generación de
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aguas ácidas a partir de canchas de relaves y de labores mineras en general se presentan después
de decenas o centenares de años.
No siendo eficientes las técnicas convencionales de manejo de relaves y que los costos de
tratamiento, mantenimiento y prevención del DAM son altos, son cada vez más los trabajos de
investigación orientados a la eliminación de estas fuentes de generación de aguas ácidas, como
los sistemas de separación de la pirita y el microencapsulamiento, sin embargo todos están
orientados al tratamiento al final del proceso, pero existen planteamientos como de Villachica y
Manzaneda1 en su trabajo: REINGENIERÍA DE LA CONCENTRACIONES DE LOS
MINERALES POLIMETALICO Y SUS VENTAJAS ECONOMICAS Y AMBIENTALES, que
proponen una flotación colectiva de todos los sulfuros para una posterior separación de la pirita y
su almacenamiento neutralizado o uso como relleno.
Dentro de la concepción: ELIMINAR DE RAIZ LA GENERACIÓN DE DRENAJE ACIDO
(DAM), a través del presente trabajo, se hace una nueva propuesta, que consiste en el manejo
concurrente de los relaves en los últimos años de operación de una mina.
Y ¿cómo resolver este problema y alcanzar los objetivos?, para responder a esta pregunta , se ha
trazado un plan de actividades, que permita alcanzar los objetivos, así en primera instancia, se
corrió una serie de experimentos con material sintético, para evaluar la factibilidad y velocidad
de sedimentación de la pirita a través una pulpa, y después de siete pruebas, se ha visto que la
pirita sedimenta a través de una pulpa y que según su granulometría, requiere un tiempo de
apenas un minuto para que el 97% de la pirita malla +100 se deposite a 26 cm de profundidad, el
93% de la malla –100+140 a profundidad de 27.8 cm y el 73% del material de malla –140+100
a una profundidad de 29.8 cm. De estos datos, que se presenta en el punto 3.1, se deduce que la
velocidad de sedimentación de la pirita en el seno de una pulpa lamosa es función directa del
tamaño de la partícula, a mayor tamaño mayor velocidad de sedimentación y a menor tamaño
menor velocidad de sedimentación. Con estos resultados alentadores, se procedió a realizar
experimentos con materiales reales, se utilizó los relaves de la Empresa Minera Yauliyacu S.A. y
los trabajos experimentales de esta parte se desarrollaron en tres etapas: Toma de muestras en la
Presa de Relaves de Chinchán, Caracterización de la Presa de Relaves y Pruebas de flotación del
Undeflow y Sedimentación del concentrado de pirita.
1Villachica C. – Manzaneda J., Reingeniería de la Concentración de los Minerales Polimetálicos y sus Ventajas Económicas y
Ambientales, Pag. 257 Primer Simposio Nacional de Medio Ambiente y Seguridad Minera, Lima-Perú, 1997
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La toma de muestras para la caracterización de la Presa, tanto en el estanque como en el dique, se hizo por zonas y al azar, teniendo como línea de referencia el eje de la cresta del dique para ver el cambio de las variables estudiadas con la distancia y a tres niveles de profundidad: 40, 80 y 120 cm, los resultado de la caracterización presentados en el punto 3.4, permite observar que en el estanque, donde se deposita overflow del ciclón, el porcentaje de humedad en la zona de finos es mayor al 45%, mientras que en la zona de intermedios y gruesos es más bajo llegando incluso al 9%; el pH es casi constantes en todo el estanque, la conductividad alcanza valores máximos en la zona de gruesos de 1816 μ s en K y en general, valores más bajos en la zona de finos, sin embargo, el valor más bajo de 808μ s se da en punto G esto se explica por que por esta zona, con regular frecuencia, se descarga directamente el relave procedente de la planta y por tanto es un material fresco. El potencial de oxido-reducción, Eh, también es mayor en la zona de grueso y menor en la zona de finos, variando entre 2.94 a 0.76 mv, que los valores del Eh y la conductividad sean mayores en la zona de gruesos y menores en la zona de finos, se debe a que la zona intermedia y gruesa están directamente expuestos a la atmósfera, mientras que la zona de finos está cubierto por un espejo de agua, sin embargo los valores medidos, están dentro del rango de estabilidad de los sulfuros al pH medido. También se ve que los pesos unitarios son altos en la zona de gruesos e intermedios y bajos en la zona de finos, 0.64 en D y 1.24 TM/ m3 en F. Y en lo referente al análisis granulométrico, lo más destacable, desde la óptica que interesa al trabajo, es ver que el material de la zona de finos o lamas está constituido, mayoritariamente, por partículas menores a 38μ , del 94 al 98% menos malla 400, hecho que favorecerá enormemente la deposición del concentrado de pirita en esta zona, para este mismo material el potencial neto de neutralización (NNP) varia entre -84 a –120 kgCaCO3/TM, que comparado con los materiales de la zona de gruesos tiene valores menos negativos y por ende con menores potenciales de generación de DAM. Realizando, un análisis similar del dique, vemos que el % de humedad está entre 4.41 a 14.95%, esta última para la zona de descarga al momento del muestreo, pero en general es más seco hacia la superficie, tiene pH entre 7.08 a 8.01, una conductividad eléctrica de 723 a 1460 μ s y un potencial de óxido-reducción (Eh) que fluctúa entre 1.32 a 1.92 mv, los que indican que son condiciones estables para el material que lo compone, el peso unitario es alto, está entre 1.32 a 1.73 TM/m3, la granulometría, por el contrario al material del estanque, en general, es casi más del 90% más malla 400, mayor a 38μ y el NNP , para el componente mayoritario, material más malla 400, varía entre –285 a –639 kgCaCO3/TM, que implica alto potencial de generación de DAM y consiguientemente mayores medidas de protección en etapa de cierre. Esta caracterización de la presa en su conjunto, principalmente la granulométrica y la química, sirve de base para evaluar los resultados logrados en las pruebas de flotación y sedimentación del concentrado en las lamas del estanque. Con la muestra tomada del underflow del ciclón de la presa de relaves, se corrió 5 pruebas de flotación, con dos fines específicos, por un lado, separar la pirita contenida en el underflow y por otro, obtener un relave neutro o casi neutro. Las pruebas de flotación se realizaron sin realizar modificaciones en la pulpa, así el pH fue de 8, se usó 0.05 kg/TM de xantato Z-11 y 0.10 kg/TM de espumante, Los resultados de estas pruebas, que se discuten en el punto 3.5, permiten ver que la ley del azufre y carbonato, que son los componentes que definen si un material es o no generador potencial de ácido, es de 1.15 a 1.03% de S y de 4.93 a 5.05% de CaCO3 en el relave, de 19 a 20 % de S y 4.13 a 4.35% de CaCO3 en el concentrado, para un tiempo de flotación de 9 minutos , que representa una extracción del 86 al 87% del azufre en el concentrado y un residuo de 14 a 13% del azufre en el relave y en lo referente a la distribución del material en peso, el 26% va como concentrado y el 74 como relave. Las pruebas realizada para 5 y 6 minutos de flotación, muestran que las leyes del azufre el relaves alcanzan valores de 1.02, 1.65 y 1.21 y de 5.10, 4.95 y 6.83% de CaCO 3, y las del concentrado de 20, 21 y 23 % de S y de 2.95, 2.55 y 1.78% CaCO3, mientras que la distribución de peso está entre 76 y 79% para el relave y 11 a 14% para el concentrado, estas leyes de S y carbonato determinan los valores del Potencial Acido (AP), el Potencial de
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Neutralización (NP) y el Potencial Neto de Neutralización (NNP) del concentrado y el relave y la variación de estos con el tiempo, así, el AP en el concentrado disminuye con el tiempo de flotación , sucede igual en el relave, mientras que el NP se mantiene casi constante en el concentrado, aumenta marcadamente en el relave y como consecuencia el NNP del concentrado se desplaza, fuertemente, de zonas muy negativas hacia zonas menos negativas y el relave alcanza valores incluso positivos. A partir de estos resultados se desprende, que con un tiempo de flotación entre 4 a 5 minutos, se puede lograr un relave neutro o casi neutro para ser usado en la construcción del dique y que el concentrado de pirita, con alta capacidad generadora de DAM, puede ser almacenado aparte, eliminándose, así, la generación de ácidos desde el dique, con una reducción del 20 al 25% del material grueso, que no afectaría en los requerimientos de material para la elevación del nivel del dique.Como último paso de la parte experimental, se desarrollaron 05 pruebas de sedimentación
(encapsulamiento) con el concentrado de pirita, obtenido de la flotación del underflow y una
lama preparada 100% a malla –400 a partir de la muestra tomada en del oveflow del ciclón,
considerando, que el análisis granulométrico efectuada con las muestras de la zona de finos del
estanque de la presa, dan valores del 94 al 98% menos malla 400. Las mezclas de concentrado y
lama, preparadas tratando de simular las condiciones que se darían en el proceso del manejo
concurrente de los relaves, en una proporción de 204.5 g de concentrado de pirita por 278.12 g
de lama y 852 de agua, fueron repulpeadas en una probeta de 1000 cc, agitados por 10 minutos
y se varió el tiempo de sedimentación entre 5 y 30 minutos y al final de la sedimentación se
extrajo 5 capas de muestra en cada caso, para evaluar la variación de la densidad de pulpa, el %
de sólidos, el % de azufre, AP, NP, NNP y la relación NP/AP, en función de la profundidad y el
tiempo.
Analizando los resultados como una función de la altura de sedimentación, se ve que el % de
sólidos de la pulpa, como la densidad de la pulpa, se incrementa hacia el fondo para las cinco
pruebas, así la densidad de pulpa de la capa más profunda supera los 2000 g/l y de la primera
capa suprior se acerca a los 1000 g/l , igualmente el % de sólidos de la pulpa de la capa
superficial alcanza hasta el 12.94% y en la capa más profunda sus valores son del orden del
64%; hay que referirse también a la distribución porcentual por capas del sólido total
(concentrado + lama) presente en la pulpa, aclarando que es diferente al % de sólidos de la pulpa,
se nota que más del 45% de los sólidos presentes en la pulpa se depositan en el fondo, lo que
implica, que parte del material conformante de la lama también sedimenta con el concentrado; el
% de S se hace menor en la capa superior(a 3.4 cm de profundidad)y se hace máximo en la
última capa inferior (30.6 cm), en las capas superiores, la ley parcial del S alcanza valores de
hasta 6.09 % (casi concordante con la ley de S en la lama) y la del acumulado para las tres capas
superiores fluctúa entre 6.51 a 9.14%, relacionando esta leyes de S con las CaCO 3, que
prácticamente es constante en las tres primeras capas con valor entre 6 a 8% y marcadamente
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menor en la capa del fondo, de 3.7 a 5.7%, encontramos que el valor de AP tiende a triplicarse
hacia el fondo, comparado con la primera capa superior, haciéndose cada vez menor en las capas
superiores, en cambio el NP es mayor en las capas superiores y menor en la capa inferior,
relacionando ambos valores, el NNP de las capas superiores alcanza valores de hasta –115 kg
CaCO3/TM y la del fondo hasta de – 486 kg CaCO3/TM , por su puesto, por los valores
negativos del NNP, la NP/AP toma valores menores a la unidad, altos para las capas superiores y
cercanos a cero para al capa del fondo. Y como se ha manifestado, interrelacionado los
resultados de la 5 pruebas para los distintos tiempos de sedimentación a una misma altura, con
excepción de la prueba de 5 minutos, se puede observar que el % de sólidos en la pulpa es
irregular, pero con una clara tendencia a aumentar en el fondo con el paso del tiempo, lo que está
directamente relacionado con la densidad de la pulpa. El % de S es alto en el fondo y tiende a
aumentar, mientras que en las capas superiores tiende a disminuir, lo que nos indica, que
posiblemente a mayores tiempos de sedimentación, cosa que se da en el estanque de la presa, el
% de S disminuya a valores más bajos y por consiguiente el NNP tome valores menos negativos
como se ha visto en la caracterización de la presa. El AP es alto en la capa del fondo y crece
progresivamente con el tiempo desde 715 en 5 minutos hasta 812 en 30 minutos y decrece en las
capas superiores, así a 10.6 cm , baja de 286 a 5 minutos hasta 203 para 30 minutos, en cuanto al
NP, se nota claramente que aumenta con el tiempo en las capas superiores, y se hace más alto en
las capas intermedias, es así que los valores más altos lo alcanza entre los 20 y 30 minutos en las
4 capas superiores, variando entre 69.75 a 81.5 , lo que es muy ventajoso para los fines del
manejo concurrente que se propone, ligado a estos dos valores el NNP en el fondo varía entre
– 660 a 5 minutos a – 783 a 30 minutos, entonces el NNP de la capa final tiende a valores muy
negativos con el aumento del tiempo y en las capas superiores la tendencia es su desplazamiento
hacia valores positivos, acerándose a –100
Los resultados de estos experimentos, me permite afirmar, que el manejo concurrente de los
relaves es factible, por que permitiría encapsular un material piritoso (concentrado de pirita) con
un relave neutro producto de la flotación del underflow de un ciclón clasificador de relaves de
una planta concentradora y una lama del overflow del mismo, proceso que se puede desarrollar
en los 2 ó 3 últimos años de operación, según el espesor que se quiera alcanzar para garantizar un
buen aislamiento del material piritoso de la acción del aire o el agua, puesto que no se requiere
material extraño o de aporte para este fin, este hecho, que definitivamente presenta ventajas
técnicas, económicas y ambientales; técnicas por que en la etapa de cierre se podrán emplear
coberturas simples, tanto para el dique como para el estanque, por el bajo potencial de
generación de DAM que se alcanzaría con el manejo concurrente y además, en caso de fallas su
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reparación sería fácil y también por que el mantenimiento se hace más fácil; económicas por que
los costos de la cobertura simple, su mantenimiento y reparación son bajos; y ambientales por
que al aislar el concentrado de pirita con un buen espesor de cobertura, fabricado con el mismo
material del relave, tanto en el dique como en el estaque, se garantiza una buena estabilidad
química de la presa, por tanto la posibilidad de generar DAM, sería prácticamente nula.
OBJETIVOS:
Objetivo General Proteger el medio ambiente de la acción contaminante de aguas ácidas generadas desde
los depósitos de relaves producidos en las plantas concentradoras de minerales sulfurados
Objetivos específicos Eliminar o reducir el riesgo de la generación de aguas ácidas a partir de las presas de
relaves sulfurados, controlando el contenido de azufre y por consiguiente el valor del
potencial neto de neutralización (NNP) en el material conformante del dique y
encapsular el concentrado de pirita con las lamas del relave disponiendo por inmersión
en la zona de lamas del estanque.
Separar por flotación la pirita del underflow de los relaves sulfurados hasta lograr relaves
neutros o ligeramente ácido generadores.
Demostrar que el manejo concurrente de los relaves representa ventajas técnicas,
económicas y ambientales frente a los sistemas tradicionales de manejo de relaves.
HIPÓTESIS
Se plantea que el manejo concurrente de los relaves producidos en las plantas concentradoras permitirá reducir o eliminar el riesgo de la generación de aguas ácidas desde las presas de relaves, separando por flotación la pirita contenida en el underflow y almacenando por inmersión este concentrado de pirita en la zona de lamas del estanque de la presa y al mismo tiempo, utilizando el relave neutro producido en la construcción del dique, logrando así, aislar el material piritoso del aire. Este manejo ofrecerá ventajas técnicas, económicas y ambientales frente a los sistemas de manejo actuales.
METODOLOGÍA
La metodología empleada en el presente trabajo de investigación es de carácter experimental, inductivo y comparativo, por que se parte de trabajos experimentales con muestras particulares y a partir de esos resultados se propone una tecnología para el tratamiento y manejo de relaves sulfurados en general
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CAPITULO II
INTRODUCCIÓN.
En este capítulo se trata brevemente los conceptos teóricos aplicados en las diferentes etapas del
trabajo de investigación, entre ellos el marco teórico general en lo referente al manejo de
efluentes desde centros industriales, el manejo de relaves, predicción y control del drenaje ácido
de mina, conceptos de flotación de la pirita, operaciones de sedimentación de sólidos en medios
densos (pulpas) y los conceptos de muestreo de minerales.
2.0.- MARCO TEORICO
En un corto período de tiempo, desde la época de la Revolución Industrial, el planeta Tierra
ha sido modificado en muchos aspectos y en algunos casos de manera tristemente irreversible y a
esta modificación se le llamó PROGRESO, pero ahora la generación beneficiaria del progreso
anterior es también heredera de los errores del pasado, por lo que la humanidad ahora se ve
forzada a investigar las consecuencias ambientales de sus acciones a escala local, regional y
global, para reparar los daños del pasado y evitarlos en el futuro, tal vez reteniendo las ganancias
del pasado y logrando alcanzar un progreso en el futuro, pero no basado en las fuerzas limitadas
de la economía o la ingeniería, sino basado en el DESARROLLO SOSTENIBLE, que se define
como “la capacidad de satisfacer las necesidades del presente sin comprometer las capacidad de
las generaciones futuras de satisfacer sus propias necesidades”. Esto exige el uso equilibrado de
los recursos y cambios radicales para toda actividad humana y la formación de profesionales
comprometidos con la protección ambiental, que tengan una apreciación ecológica, sensibilidad
acerca de los impactos sobre los humanos, la flora, la fauna y el entorno abiótico, es decir que
estén familiarizados con un enfoque holístico. En esta concepción la Ingeniería Ambiental y la
Ciencia Ambiental, son disciplinas modernas cuyo uso se está generalizando en las últimas
décadas y la ingeniería ambiental se define como “la rama de la ingeniería que se ocupa de la
protección del ambiente de los efectos potencialmente dañinos de la actividad humana,
atendiendo problemas en el entorno del agua, el aire y el suelo para así mejorar la calidad
ambiental para la salud y el bienestar humanos” .
Actualmente es importante tener presente la trilogía: INGENIERIA, ETICA Y AMBIENTE y
dejar en el pasado la tradicional forma de ejercer la profesión carente de ética ambiental, en la
que sólo importaba lo técnico y lo económico, más hoy en día la ética ambiental se preocupa de
la actitud de las personas hacia otros seres vivos y hacia el medio natural.
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Dentro de esta concepción de preservación del medio natural, pensando en el futuro, es que se
plantea una alternativa más segura de manejo de los relaves, basados en los fundamentos teóricos
de manejo de relaves, flotación de sulfuros metálicos y operaciones de sedimentación de sólidos
en medios densos.
2.1.- MANEJO DE RELAVES.-
Históricamente el manejo de los relaves estaba en función de maximizar el rendimiento
económico y se descargaban en los ríos y quebradas y a consecuencia de demandas judiciales por
contaminación, se construyen presas de relaves, en primera instancia del tipo aguas arriba que
posteriormente van evolucionando a tecnologías que garantizan un mejor manejo.
En la actualidad, el manejo de relaves es probablemente el mayor problema ambiental que afronta la industria minera en general y la polimetálica en particular, para cumplir con las exigencias legales de límites máximos permisibles de emisiones.
En el manejo de relaves hay que distinguir dos etapas: durante la operación y durante el cierre - postcierre. Durante la etapa de operación, normalmente de almacena en presas, recubierto con agua, la que es recirculada a la planta, y en la etapa de cierre se puede dar distintos tratamientos, siendo ésta la etapa más crítica desde el punto de vista ambiental y de costos.
2.1.1.-Métodos de Manejo .-
A.- ETAPA DE OPERACIÓN
La localización de la cancha de relaves es factor importante en la ubicación de una planta y debe estar cerca de ella para permitir el reciclaje del agua así como minimizar o evitar descarga de efluentes fuera de la zona de almacenamiento y debe ser seleccionado en base a las siguientes prioridades:
No ocupar causes de aguas de flujo permanente, arroyos, riachuelos o ríos
No deben estar ubicadas en cuencas sujetas a aluviones, huaycos o tormentas
Ubicarse en tierras de mínima permeabilidad y alta estabilidad
No ocupar áreas situadas aguas arriba de poblaciones o campamentos
No estar ubicadas en orillas de cuerpos lacustres o marinos
El área requerida para la cancha de relaves varía en un amplio rango, dependiendo del volumen total del mineral tratado, la topografía del área escogido y de las alturas de los bancos que será requerido durante la vida de las operaciones.
Los factores que limitan el almacenamiento de los relaves son:
La topografía y características del terreno
La protección del medio ambiente
La vida proyectada de la mina
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Las condiciones climáticas
Las propiedades físicas y químicas de los relaves
Factores geológicos del suelo
Teniendo en consideración, estas condicionantes, la disposición de los relaves, pueden ser en:
a.- Represas.- Básicamente existen tres métodos de construcción de represas de relaves:
Método Aguas Arriba, La represa inicial se construye en la zona aguas abajo y es
importante que esta represa inicial sea lo suficientemente permeable al paso de las aguas
de filtración y que la porción aguas debajo de la represa sea diseñada para resistir los
poros de agua y aire retenidas. Los relaves son descargados en la parte superior de la
represa inicial usando mangueras o ciclones para desarrollar un dique compuesto de la
fracción gruesa del relave. La línea central de la cresta de la represa se desplaza hacia el
área de la laguna conforme aumenta la altura de la represa y el extremo aguas debajo de
cada etapa subsiguiente, se apoya sobre la parte superior del dique de gruesos, junto con
la porción aguas arriba del dique ubicado sobre los relaves finos, como resultado, la
superficie exterior contribuye menos a la estabilidad conforme aumenta la altura. La
estabilidad de estas represas es pobre y puede fallar por licuefacción si es expuesta a un
choque sísmico. La vibraciones pueden ser producidas por terremotos, explosiones,
camiones pesados etc.
Método Aguas Abajo, en este método la línea central o cresta de la represa se desplaza
aguas abajo conforme aumenta la altura de la represa. También se requiere de una
represa inicial que debe ser impermeable, por esto la represa inicial, generalmente es
construido con material prestado y compactado. Cada etapa subsiguiente de la
construcción del dique se apoya en la parte superior del talud aguas debajo de la sección
anterior y si los relaves son empleados durante la etapa de la construcción, sólo deberá
emplearse la parte gruesa. Antes de realizar una nueva extensión aguas abajo, deberá
prepararse cama permeable de drenaje de por lo menos de 0.90 m de espesor o sistemas
de canales alternativos para reducir la posibilidad de formación de poros de agua que son
causantes de la reducción del esfuerzo al corte. Si la represa está ubicada en zonas
sísmicas y/o su altura excediera los 15 m, deberá compactarse la extensión aguas abajo.
Para minimizar la filtración, en represas construidas con relaves es recomendable que la
cara aguas arriba sea sellada, frecuentemente con suelo impermeable o depositando la
parte fina de los relaves sobre la cara del talud aguas arriba.
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Método de la Línea Central, en este método la cresta se mantiene en la misma posición
horizontal conforme aumenta la altura de la represa, el incremento de la altura de la
represa se hace extendiendo y compactando el relave grueso adicional en la parte superior
sobre las caras aguas arriba y aguas abajo, la graduación de la parte gruesa del relave es
importante para proporcionar un drenaje rápido y para soportar el equipo de
construcción. Con excepción de las represas pequeñas, los relaves ubicados sobre el talud
aguas abajo deben ser siempre compactados, por el hecho de que uno de los criterios más
importantes de estabilidad de represas en tierra, es desarrollar la máxima estabilidad en
el extremo y áreas del talud aguas abajo.
b.- Fondo de Cuerpos Acuáticos.- En casos en que por razones topográficas, geológicas,
edafológicas o hídricas, no es posible ubicar los depósitos de los relaves en zonas cercanas, éstos
pueden ser conducidos y depositados en el fondo de los cuerpos lacustres o del mar,
garantizando la estabilidad física y química de los relaves de manera que no constituya riego
para la flora y fauna marina o lacustre.
Se autoriza la disposición de relaves en fondos acuáticos cuando el volumen de material
imposibilita su acumulación en quebradas, o al hacerlo en tierras planas impedirían su futuro
aprovechamiento agrícola, las deterioren, o en los que podrían presentarse casos de percolación o
se trate de zonas sísmicas o que pudieran generar impactos ambientales.
Los análisis de estabilidad de este tipo de represas son similares a los usados para diseñar
cualquier otra estructura, añadiendo el análisis estático de la estabilidad del talud, la aceleración
de una fuerza horizontal como producto de un determinado movimiento sísmico, realizar un
análisis de suelos desde una dinámica triaxial y otras pruebas.
c.- Relleno Subterráneo.- Conocido como RELLENO HIDRÁULICO, es otra forma de
disposición de los relaves, constituyéndose además como una alternativa para la prevención de
la contaminación ambiental.
Prácticamente, es posible retornar la mitad o hasta dos tercios de los relaves producidos a las
labores explotadas en las minas subterráneas, por ejemplo la Cia. Minera Milpo retorna el 70%
de sus relaves.
En minería es uno de los tantos métodos de relleno de los espacios vacíos dejados por la
explotación minera, en el cual, el material rellenante es el relave producido en las plantas de
concentración que son transportados como pulpas y el nombre de relleno hidráulico,
precisamente se debe al tipo de transporte empleado o sea transporte de sólidos mezclados con
agua que adquiere propiedades hidráulicas.
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Esta técnica tiene amplia aceptación en la minería subterránea, desde el punto de vista de manejo
de relaves como desde el punto de vista del relleno.
d.- Disposición sub-aérea.- Denominado debajo del aire, originalmente fue empleada y
desarrollada para lamas de oro en Africa del Sur , en este método los relaves son descargados en
capas delgadas que se dejan secar bajo el calor de los climas calientes y secos, resultando en
depósitos que tienen un alto grado de sobreconsolidación y/o presión de poros negativos (succión
capilar), mejorando así las características físicas de los lodos, en comparación a los almacenados
en forma convencional.
La disposición sub-aérea en otros lugares, reproduce estos procedimientos empleando el
espesamiento de los relaves cuando es necesario, descargándolo en capas finas a partir de grifos
espaciados muy cerca uno del otro y manteniendo una poza de decantación pequeña que se
controla cuidadosamente. A menudo se colocan drenajes en la parte inferior de los depósitos de
relaves como parte de las técnicas sub-aéreas, con el fin de disminuir la presión de los poros
negativos en la porción de los relaves finos.
e.- Descarga espesada.- Se basa en la eliminación de la mayor cantidad de agua de los lodos de
relaves, mediante espesamiento hasta por lo menos 50 a 60% de sólidos en peso, estos lodos
pueden alcanzar inclinaciones de 3 a 6 grados cuando son depositados a partir de una tubería,
esta técnica reduce la extensión del área de construcción de la represa. Las condiciones de
saturación con agua de estos depósitos, posiblemente, mitigan el desarrollo del DAM, pero al
igual que cualquier relave saturado , los espesados permanecerán susceptibles a la licuefacción
sísmica, por tanto será necesario una completa desaturación del depósito para garantizar su
estabilidad.
f.- Relaves Deshidratados.- La eliminación del agua se puede lograr mediante filtros de vacío,
de presión, de tambor, de faja y/o centrífugos, hasta reducir el contenido de agua a unos 20 a
25% en peso. Aunque los costos de operación y de capital pueden ser altos y que requieren un
sistema de disposición de relaves de respaldo, este método ofrece ventajas únicas para minas
ubicadas en zonas estrechas y montañosas.
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g.- Métodos Combinados.- En lugares con áreas restringidas, de topografía accidentada, etc, es
más conveniente emplear métodos combinados de disposición de relaves, así, el relleno
hidráulico puede ser complementado con instalaciones de eliminación del agua de los relaves
para el material remanente, este método es empleado con éxito en algunas minas del Perú.
Alternativamente, las arenas cicloneadas pueden ser retornadas al subsuelo como relleno
mientras que las lamas remanentes bombeadas a distancias mucho mayores, pero al mismo
tiempo, mucho más convenientes. El problema de la generación del drenaje ácido de mina
(DAM), asociada con relaves sulfurosos, originan combinaciones novedosas, como la
disposición subacuática de las arenas cicloneadas, mientras que las lamas son depositadas en
superficie o la separación de la pirita de los relaves por flotación para ser usado como relleno
hidráulico, dejando los sólidos más estables para ser dispuestos en superficie.
h.- Flotación Total.- En tratamiento de sulfuros polimetálicos, C. Villachica2 planea una nueva
filosofía de tratamiento, denominada “Flotación Total”, que permite lograr recuperaciones
similares o mayores que los sistemas convencionales, junto con relaves mucho más gruesos y se
considera una nueva filosofía por que el relave final es el primer producto y no el último com 2o
se en los procesos convencionales.
B.- ETAPA DE CIERRE Y POST-CIERRE
2 Villachica C. – Manzaneda J., Reingeniería de la Concentración de los Minerales Polimetálicos y sus Ventajas Económicas y Ambientales, Pag.
261 Primer Simposio Nacional de Medio Ambiente y Seguridad Minera, Lima-Perú, 1997
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Las fallas de represas de relaves, como la de Barahona en Chile en 1928 y la
disponibilidad de equipos de gran capacidad para movimiento de tierras, favorecieron al
desarrollo y la construcción de represas grandes y seguras, pero los asuntos relacionados a la
contaminación de aguas subterráneas y las medidas para reducirla fueron considerados
seriamente a partir de los años 70 y crecieron en importancia en la década del 80,
principalmente en los países desarrollados, variando la atención de la estabilidad física de los
depósitos de los relaves hacia los efectos químicos y al transporte de contaminantes, hasta que
actualmente, muchos problemas medio ambientales asociados con el manejo de relaves en
Norteamérica y Europa están relacionados con el potencial de contaminación de aguas
superficiales y subterráneas. A partir de la década del 90 se ha dado un creciente reconocimiento
de que los depósitos de relaves, aún los físicamente estables, no pueden ser abandonados sin
considerar sus efectos a largo plazo sobre el ambiente, la salud y la seguridad. Entre estos efectos
se puede mencionar la ingestión directa de las partículas finas llevadas por el viento, el más
severo de todos, la generación de aguas ácidas, que a su vez, llevan metales en solución. La
tecnología para la mitigación del DAM aún está poco desarrollada y las soluciones son
específicas para cada caso, por lo tanto ningún programa sistemático de manejo de relaves
llegará lejos a menos que sus objetivos sean claramente expresados desde la etapa de
planificación, construcción, cierre y post-cierre de la mina. Los períodos típicos de operación
duran de 10 a 20 años, aunque algunos siguen operando después de 90 años, entonces, el
planeamiento operacional de los relaves debe considerar como volumen mínimo la cantidad total
de relaves obtenibles con las reservas económicamente minables; el cierre puede durar de 2 a 30
años, aunque normalmente se realiza entre 5 a 10 años dependiendo de la complejidad y
requerimientos técnicos de las medidas de cierre y el monitoreo pertinente para alcanzar la
estabilidad física o química a largo plazo y la etapa de post-cierre para propósitos prácticos debe
ser indefinida y para circunstancias que involucran DAM puede alcanzar períodos de hasta 1000
años. Con el fin de mitigar la generación de aguas ácidas a partir de desechos mineros, como
son las escombreras y relaves de plantas concentradoras, se han desarrollado muchos trabajos de
investigación y tecnologías que pueden ser aplicados en las diferentes etapas, como:
acondicionamiento de los estériles, recubrimientos y sellado, depósitos subacuáticos, mezclado
de materiales estériles y vertido selectivo con materiales alcalinos, uso de bactericidas, los que
se tratarán en el punto 2.2.1
2.2.- GENERACIÓN DE DRENAJE ACIDO DE MINA (DAM)
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El DAM se genera por la interacción del oxígeno, agua y mineral sulfuroso, como resultado de la explotación minera, construcción u otras actividades. Según Bussiere3, el DAM puede provenir de los trabajos subterráneos, chorreo de aguas
superficiales provenientes de los frentes de extracción de minas de cielo abierto, desmontes
(estériles) o de DIQUES DE COLAS (DESECHOS DE CONCENTRADORA). La formación
del drenaje ácido de mina dependerá de la cantidad de minerales neutralizantes presentes en el
material, principalmente la calcita, dolomita y otros materiales carbonatados y un material será
considerado como generador de DAM si su potencial de generación de ácido sobrepasa su
poder de neutralización. En la generación ácida, se tienen los componentes primarios: minerales,
materiales y residuos que contienen sulfuros reactivos, oxígeno y agua; y factores que la
inducen como las bacterias, la temperatura y el pH.
De esto se desprende que la generación de aguas ácidas es función de estabilidad y oxidabilidad
de los sulfuros, según Bonelli4 la estabilidad comparativa de los sulfuros a difrentes valores de
pH es la siguiente:
pH = 2.7Fe7S8 > FeS2 > CuS > Cu2S > CuFeS2 = CuFeS > PbS > Sb2S3 >ZnS
pH = 7.1
Sb2S3 > CuS > FeS2 > ZnS > CuFeS2 > CuFeS =PbS > Cu2S >FeS
pH = 11.1
Sb2S3 > FeS2 > PbS > CuS > CuFeS > CuFeS2 > Cu2S=FeS = ZnS
pH= 14
Sb2S3 > FeS2 > CuFeS2 > CuS > PbS = Cu2S = FeS = CuFeS > ZnS.
Y gráficamente la estabilidad se muestra en la figura 2.0
3 Bussiere B. Problemática del Medio Ambiente Minero en Québec y Metodos de Control de Drenaje Acido de Mina, Pag 15 Universidad de Québec-Canadá- 19994 Bonelli J., Aspectos Fundamentales en la Generación de Drenaje Acido y Racionalización de las Medidas para su Control, Pag 86 Primer
Simposio Nacional de Medio Ambiente y seguridad Minera, Lima –Perú, 1997
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Figura 2.0.- Diagrama E – pH para el Sistema Fe – S – H2O*
Las reacciones de generación de ácido se desarrolla por etapas (Fig. 2.1), en función del pH del
micro-ambiente que se da en los minerales y del tiempo y éstas son mejor representadas,
analizando las reacciones de la pirita (FeS2), por ser el sulfuro más común que acompaña a casi
todos los minerales de interés económico.
FIGURA 2.1 Etapas en la Formación del Drenaje Acido de Mina
** H. Haung y A. Ronie – HSC Outokumpu Research Oy – 1992.
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FUENTE : Bonelli J., Aspectos Fundamentales en la Generación de Drenaje Acido y
Racionalización de las Medidas para su Control, Primer Simposio Nacional de
Medio Ambiente y seguridad Minera, Lima –Perú, 1997
La primera reacción importante es:
FeS2 + 7/2 02 + H20 Fe2+ + 2S0 42- + 2H+ …………(1)
Los productos disueltos representan un incremento en el total de sólidos disueltos y de ácidos del agua y a menos que sea neutralizada, el incremento de la acidez estará asociada con una disminución del pH. En presencia de suficientes oxidantes, ocurre la reacción 2
Fe2+ + ¼ 02 + H+ Fe3+ ½ H20 ……..(2)
Y a pH superior a 3.5 se precipita el hidróxido férrico
Fe3+ + 3H20 Fe(0H)3 (sólido) + 3H+ ...........(3)
Algunos cationes férricos que no precipitan, pueden seguir oxidando adicionalmente la pirita:
FeS2 + 14Fe3+ + 8H20 15Fe2+ + 2S042- + 16H+ ………..(4)
Una reacción simplificada de la generación de ácido a partir de la pirita es:
FeS2 + 15/4 02 + 7/2 H20 Fe(0H)3 + 2S042- + 4H+ …..(5)
Por otra parte el total de reacciones para estabilizar el férrico que es usado para oxidar más pirita es:
FeS2 + 15/8 02 + 13/2 Fe3+ +17/4 H20 15/2 Fe2+ + 2SO42- + 17/2 H+ ….(6)
La presencia de ciertas bacterias, como el Thiobacillus Ferrooxidans, aceleran la
velocidad de las reacciones de formación de aguas ácida.
2.2.1. Métodos de Control de DAM.-Cuando hay generación de aguas ácidas desde los residuos mineros, la legislación obliga
al propietario a tomar acciones para limitar los impactos ambientales. Para ello se dispone de tecnologías que tienen como objetivo restringir el aporte de uno o más de los componentes de la formación del DAM: AGUA - AIRE – SULFURO.
Los principales métodos aplicados con este fin son:
El mayor objetivo en la elección de las medidas de regulación del DAM es alcanzar el
necesario control ambiental por la mejor vía costo-efectividad.
Agrupando las distintas técnicas de control del DAM se tiene las siguientes vías:
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Los recubrimientos por agua
Recubrimientos multicapas por suelos y geosintéticos
Recubrimientos multicapas por suelos
Técnicas de desulfuración
Recubrimientos al consumo de oxígeno
Relleno en pasta
Tratamiento químico del agua
Control de la acción bactericida
La selección del método de control del DAM, depende de factores como:
El potencial de generación de ácido
La naturaleza y las características de los residuos
Las condiciones del terreno (clima, topografía, hidrología de las aguas superficiales y
subterráneas)
El período de duración, en el cual la medida debe ser eficaz
La sensibilidad del medio receptor del drenaje ácido.
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a) Eliminación o Asilamiento de los Sulfuros.- Si los sulfuros minerales de las colas son
separadas, reducidos o aislados con revestimientos u otros medios, entonces la oxidación
de sulfuros y producción de ácidos no ocurrirá. Los procedimientos empleados para este
fin se denominan de acondicionamiento de colas.
b) Exclusión del Agua.- La total eliminación del agua para prevenir la generación de ácido
puede no ser práctico. La fuente de agua puede ser superficial, de infiltración debido a
las precipitaciones o de precolación de las aguas subterráneas, esta última es de poca o
ninguna importancia para las colas. Estas aguas pueden ser evitadas con barreras de
impermeabilización como los recubrimientos con membranas sintéticas, sistemas de
multicapas (suelos, arenas, arcillas) , sin embargo a largo plazo la degradación o
deformación de estos materiales resultaría en la penetración del agua.
c) Exclusión del Oxígeno.- La eliminación del oxígeno evitará la oxidación del sulfuro o
reducirá la velocidad de la producción del contaminante, aunque es posible la generación
del ácido en condiciones anaeróbicas, éste no tiene significación en los valores de la
mina. Una reducción significativa del oxígeno puede ser alcanzado mediante el uso de un
recubrimiento con características de difusión de oxígeno extremadamente bajos, como
son cubiertas de suelos, materiales orgánicos consumidores de oxígeno, agua o materiales
sintéticos.
d) Control del pH.- Si el pH del agua puede ser mantenido dentro del rango alcalino, la
producción del ácido puede ser inhibida, la regulación del pH se puede lograr mediante la
adición de materiales alcalinos a los residuos potencialmente generadores de ácido y
puede ser un procedimiento con un resultado cercano al éxito. Se puede emplear roca
caliza, cal, soda cáustica
e) Control de la acción Bacterial.- Cuando el pH de medio es inferior a 4 , la velocidad de
generación de ácido se incrementa a cinco veces o más por la presencia de las bacterias,
especialmente de la Thiobacillus Ferrooxidans; esta acción se puede controlar o regular
mediante el empleo de sustancias bactericidas como sulfato láurico de sodio, benzoato
potásico, ácidos orgánicos, preservantes de alimentos, etc.
f) Nuevos Métodos.- Dentro de los métodos de prevención, en la actualidad las
investigaciones se orientan al mejoramiento de los métodos convencionales de sellado y
al desarrollo de técnicas alternativas, como el microencapsulado y la creación de
sustratos resistentes mediante el mezclado del relave con materiales ricos en materia
orgánica.
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El microencapsulamiento es un método para prevenir la oxidación de la pirita que
consiste en recubrir el material reactivo con una capa de precipitado inerte de forma que
quede aislado del agua y del oxígeno y el mecanismo consiste en irrigar o lixiviar el
material reactivo con una solución acuosa de Ca2+ o P043- (apatito, lechada de cal o caliza)
que contenga peróxido de oxígeno para incrementar la potencia oxidante de la solución.
La solución en contacto con partículas de pirita genera iones Fe3+ que reacciona con el
fosfato o carbonato, según sea la solución, y precipita sobre la superficie de la pirita
formando una costra insoluble que aísla las partículas del agua y del oxígeno.
La mezcla de los materiales reactivos con materiales ricos en materia orgánica, como el
compost o los lodos de depuradora compostados permite la creación de un sustrato fértil,
resistente a la acidificación y promueve la supresión de la generación de aguas ácidas.
2.2.2.- Predicción del Drenaje Acido de Mina.-
La capacidad de generación del DAM puede ser predecida y cuantificada para cada mineral.
El Potencial Neto de Neutralización (NNP), es aceptado internacionalmente como un
parámetro para caracterizar este fenómeno y se determina del siguiente modo (C.Villachica –
J.Llamosas)5:
Potencial Acido (AP).-Es la capacidad de un mineral para generar ácido y depende de
su contenido de sulfuros. Se determina multiplicando el % de azufre como sulfuro por
31.25
Potencial de Neutralización (NP).- Es la capacidad de un mineral para
consumir/neutralizar ácido y se determina por titulación ácido-base de una muestra del
relave u otro producto
Potencial Neto Neutralizante (NNP).- Es la capacidad de un mineral de generar o
consumir ácido y es igual a:
NNP = NP – APTodos los parámetros se expresan en Kg de CaCO3 / TM , en general es una regla aceptada que
no se producirá DAM si:
NNP > +20 Kg CaCO3/ TM y NP/AP > 3
Del mismo modo existe un rango de incertidumbre, para valores en el rango de:
-20 < NNP < +20, en este caso el DAM puede prevenirse a través de medidas de mitigación,
ver figuras 2.2 y 2.3.
5 Villachica C. – Llamosas J., Sistemas Metalúrgicos para el Control y Mitigación del Drenaje Acido, Pag 125 Primer Simposio Nacional de
Medio Ambiente y Seguridad Minera, Lima-Perú, l997
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La predicción del DAM, en operaciones mineras comprende los siguientes métodos:
La comparación con minas similares o vecinas
Un programa de muestreo sistemático para recoger muestras representativas
Pruebas estáticas geoquímicas sobre las muestras
Pruebas cinéticas o de meteorización simulada, empleando previamente condiciones in
situ y haciendo uso de muestras potencialmente ácido-generadores
Modelado y simulación
Entre los ensayos estáticos estandarizados tenemos la de:
- Evaluación ácido-base de Sobek, 1978
- Relación de Potencial de Producción Alcalina(PPA)/Azufre de Caruccio, l977
- Ensayo Inicial de Investigación BC de Bruynesteyn y Hackl, 1984
Y como métodos cinéticos se tienen: Ensayos de Confirmación de Investigación BC,
Recipiente Shake, Reactor Soxhlet, Célula de Humedad, Lísimetros/Columnas y Ensayos en
Pilas
FIG. 2.2 .- INTERPRETACION DE LA RELACION ACIDO -BASE
POR PRUEBAS NNP
FUENTE : Brougton S.L., Acid Mine Drainage Prediction in the North. Report prepared for the Department of Indian Affairs and Northern Development, Ottawa,
Ontario, Canadá, 1992.
27
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FIG. 2. 3.- INTERPRETACION DE LA RELACION ACIDO-BASE POR PRUEBAS DE RADIO NP:AP
FUENTE : Brougton S.L., Acid Mine Drainage Prediction in the North. Report prepared for the Department of Indian Affairs and Northern Development, Ottawa,
Ontario, Canadá, 1992.
2.2.2.1.-. DETERMINACIÓN DEL AP, NP Y NNP.-
La evaluación de la relación ácido-base de las rocas se desarrollaran mediante pruebas de
predicción estática de DAM de Sobeck* :
o de Bruynesteyn y Hackl .
En los trabajos relacionados al control medio ambiental de la minería Peruana, es de amplio uso
la determinación del NP y AP y por ende del NNP, siguiendo el Método de Sobek modificado,
desarrollado por Consulcont S.A., la modificación está en la determinación del NP y consiste en
el hecho de que la acidez inicial no se lleva a valores extremos por que difícilmente ocurren en la
práctica.
López J.C., Aduvire P.O, Estudios de Viabilidad en Proyectos Mineros, Pag.14 E.T.S. Ingenieros de Minas de Madrid
1:1
3:1
28
28
2.3.- FLOTACIÓN DE LA PIRITA.-
La pirita, FeS2, de dureza 6 y peso específico 5, es el sulfuro más abundante y sus propiedades de
flotación son de interés en la concentración por flotación de menas de cobre, cobre-Zinc, plomo-zinc, molibdeno,
arsénico y otros. Además, usualmente contiene oro, plata, cobre, cobalto y níquel como impurezas en forma de
finas inclusiones, impurezas isomórficas, o como soluciones sólidas que pueden incrementar su valor.
En los sistemas de flotación, la pirita muestra diferencias en su comportamiento frente a los
reactivos de flotación y se han manejado muchas teorías para explicar esta conducta como la
solubilidad relativa del mineral, propiedades superficiales, grado de oxidación, reactividad y
recientemente las características electroquímicas de los sulfuros, principalmente en los procesos
hidrometalúrgicos, en presencia de surfactantes, usados como reactivos de flotación, tales
propiedades electroquímicas tienen alta significación, pues trabajos realizados con la pirita
muestran que sobre la superficie de la pirita se genera un mosaico de áreas aniónicas y
catiónicas, debido a la presencia de sitios aniónicos y catiónicos en un simple grano de pirita,
que generan procesos electroquímicos con superficies que adsorben ciertas especies que pueden
reaccionar con los reactivos de flotación.
La pirita es susceptible a una oxidación comparativamente rápida, debido a sus peculiaridades
cristalinas y químicas. Los iones azufre en la red cristalina de los minerales de pirita se
encuentran principalmente en los puntos de la superficie y por lo tanto son más susceptibles a la
oxidación y a una mayor actividad química y están emparejados y próximos formando los iones
(S2)2-, estos iones son mucho mayores que los cationes de hierro y su disposición superficial
explican las razones por las cuales las caras frescas de la pirita son mojadas por los
hidrocarburos y no por el agua. Un aspecto importante de la pirita es la posible presencia de
azufre elemental sobre su superficie, formada según la reacción:
FeS2 FeS + S
Este azufre incrementa las propiedades hidrofóbicas de la pirita y colabora en su flotación.
Cuando se pulveriza la pirita, absorbe grandes cantidades de oxígeno del agua, formando
compuestos solubles en la pulpa que depende de la alcalinidad del medio.
La pirita se flota muy rápidamente y si no está fuertemente oxidada puede flotarse
completamente sólo utilizando espumante. Hay indicaciones bibliográficas que indican que la
flotabilidad de la pirita también depende de la uniformidad de sus redes cristalinas.
La pirita débilmente oxidada flota rápidamente con ácidos grasos, los jabones y también con
todos los reactivos que pueden utilizarse en la flotación de menas sulfuradas.
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2.3.1.- Química de la Flotación y Depresión de la Pirita
Como se ha manifestado, la pirita responde a los reactivos de flotación normalmente
usados en los sistemas de flotación de sulfuros, así por ejemplo es bien conocido que los xantatos
son buenos colectores para la pirita y que el cianuro, sulfuro e hidróxidos son depresores. Esta
conducta de la pirita frente a estos reactivos y otros es bien aprovechada en muchas áreas,
entonces, a través de un cuidadoso control en la adición de depresantes o colectores, la pirita
puede ser separado por flotación de otros sulfuros. La flotación de la pirita es ampliamente
usado en el procesamiento de minerales de oro y del carbón y últimamente se está usando como
una alternativa el tratamiento de relaves piritosos.
Según B. Ball6, la conducta de la pirita frente a colectores y depresantes ha sido analizado por
muchos investigadores como Gaudin, Cox, Wark, Fuerstenau, Majima y Takeda, Mellgren, etc,
quienes demostraron que la pirita puede ser flotado usando muchos tipos de reactivos, por tanto,
es conveniente ver la conducta de la pirita frente a los colectores y depresores.
a.- Colectores.- Para flotar la pirita pueden emplearse reactivos que incluyen xantatos,
dithiofosfatos, dithiocarbamatos, ácidos grasos y aminas, de estos los xantatos son los
más importantes y los más estudiados y se ha establecido que el xantato es oxidado a
dixantógeno en presencia de la pirita y oxígeno más no solo en presencia del oxígeno y que la
variación de la concentración del dixantógeno, la carga superficial de la pirita (positiva) y la
recuperación de la pirita es función del pH, usando 1.3x10-5M de dietil dixantógeno, lo que
sugiere que la especie dixantógeno es el responsable principal de la flotación de la pirita en
presencia de un xantato y oxígeno (Fig. 2.4). Esto se debe a que la pirita por tener una superficie
heterogénea promueve reacciones electroquímicas como la oxidación del xantato a dixantógeno
y los probables mecanismos, según Fuerstenau son:
2EX- + ½ 02 + H20 = 20H- + (EX)2 .............(I)
2Fe3+ + 2EX- = 2Fe2+ + (EX)2 .............(II)
2Fe(0H)3 + 6H+ + 2EX- = 2Fe2+ + 6H20 + (EX)2 ...(III)
La oxidación del xantato ( EX-) a dixantógeno ( EX )2 , es más probable que sean por las
reacciones II o III.
6 Ball B – Rickard R., Chemistry Of Pyrite Flotation and Depression, Pag 458 AIME, New York, 1976.
30
30
Ball y Rickard7 manifiestan: “ ... Las reacciones propuestas por todos los investigadores
requieren transferencia de electrones y pueden ser escritos como reacciones de media celda. En
ausencia de oxígeno, puede ocurrir una reacción catódica produciendo dixantógeno, sin embargo
en presencia de oxígeno, las evidencias demuestran que predominan las siguientes reacciones:
FIG. 2.4 : RECUPERACIÓN DE LA PIRITA COMO UNA FUNCION DEL pH CON
1.3X10-5 M DIETIL DIXANTOGENO*
½ 02(ad) + H20 + 2e- = 20H- Reacción Catódica
2 EX - = (EX)2 + 2e- Reacción Anódica
La explicación electroquímica puede ser ampliado para los depresantes mostrando que los
reactivos de depresión interfieren con la reacción catódica y por tanto evitan la reacción anódica
de formación del dixantógeno y generando la depresión”
El efecto colector de los xantatos sobre la pirita, está claramente demostrado que es a través de la
formación del dixantógeno y para ver el efecto de otros colectores de sulfuros sobre la pirita, se
presenta la tabla 2.1 que muestra el pH crítico por encima del cual no ocurre la flotación.
.Tabla 2.1
- pH CRITICO ( POR ENCIMA DEL CUAL NO OCURRE LA FLOTACIÓN PARA VARIOS
COLECTORES, A IGUAL CONCENTRACIÓN MOLAR)
COLECTOR - pH CRITICO
7 Ball B – Rickard R., Chemistry Of Pyrite Flotation and Depression, Pag 467 AIME, New York, 1976
** Ball B – Rickard R., Chemistry Of Pyrite Flotation and Depression, AIME, New York, 1976
31
31
Na-dietil dithiofosfato
K-etil xantato
Na-dietil dithiocarbamato
K-iso-amil xantato
K-di-n-amil-dithiocarbamato
3.5
10.5
10.5
12.3
12.8
Fuente: Ball-Rickard, The Chemistry of Pyrite Flotation and Depression, AIME, New York, 1976.
Los carbamatos se descomponen por oxidación en forma similar a los xantatos y los
dithiofosfatos se oxidan a diferentes tipos de compuestos. Los resultados de la tabla 2.1 indican
que los xantatos y los carbamatos tienen similares pH críticos y para el grupo amil se requiere
pH crítico más básico.
b.- Depresores.- La flotación selectiva de los sulfuros metálicos está basada principalmente en
el efecto que los reactivos de depresión tienen sobre cada mineral individual y la pirita es
fácilmente deprimido por el cianuro, o por hidróxidos, no así por aniones sulfuro, los cuales
realmente deprimen otros minerales sulfurados, resultando en muchos métodos de flotación. En
la figura 2.5 se muestra el efecto combinado del pH y el colector dietil dithiofosfato de sodio y
demuestra que la depresión de la pirita se debe a la formación de una superficie de carga
negativa que evitas la adsorción del anión dithiofosfato.
La depresión completa de la pirita se puede lograr mediante la adición del KOH, NaOH, K2CO3,
o Ca0, usados para el control de pH (Fig. 2.6)
El cianuro es otro buen depresor de la pirita y su efecto también se interrelaciona con el pH,
como se puede apreciar en la figura 2.7
32
32
FIG. 2.5: EFECTO DEL pH Y COCENTRACION DEL COLECTOR SOBRE LA FLOTACION DE LA
PIRITA
FIG. 2.6: FLOTACION DE LA PIRITA CON 10-4 M KEX**
* Ball B – Rickard R., Chemistry Of Pyrite Flotation and Depression, AIME, New York, 1976.** Ball B – Rickard R., Chemistry Of Pyrite Flotation and Depression, AIME, New York, 1976.
33
33
FIG. 2.7: FLOTACION DE PIRITA CON 5X10-4 M KEX**
2.4.- SEDIMENTACIÓN DE PARTICULAS
Puesto que, el manejo concurrente de los relaves piritosos se fundamenta en la sedimentación
de la pirita, previamente separada por flotación de los relaves provenientes de una planta
concentradora , en un medio con partículas finas en suspensión, es conveniente repasar algunos
conceptos básicos sobre la sedimentación.
“En sentido restringido, la palabra sedimentación es la deposición por gravedad de partículas
sólidas en un medio fluido. Sin embargo desde el punto de vista tecnológico, la fuerza impulsora
puede ser cualquiera que actúe a distancia; es decir, la gravitatoria, la centrífuga, la eléctrica o la
** Ball B – Rickard R., Chemistry Of Pyrite Flotation and Depression, AIME, New York, 1976.
34
34
magnética; la deposición puede ser en cualquier dirección, como, ...... la ascensión de burbujas
de gas en una masa estacionaria de agua, o el movimiento predominantemente horizontal de las
partículas en suspensión en un ciclón de eje vertical; las partículas pueden ser sólidas, líquidas o
gaseosas, siempre que formen una fase distinta el líquido suspensor, y, por último, el medio de
suspensión no es preciso que sea un verdadero fluido, sino que puede ser, y con frecuencia es,
una suspensión” (Taggart A.F., Elementos de Preparación de Minerales, Pag.75, 1966.)
La sedimentación de partículas discretas no floculadas pueden analizarse mediante las leyes de
clásicas formuladas por Newton y Stokes (Santander M., Tratamiento de Efluentes, Pag 37
Potosí-Bolivia, 1999)
De acuerdo a los análisis teóricos , las partículas más gruesas se sedimentan con velocidades que
varían en función de la raíz cuadrada de diámetro de la partícula y para las partículas finas las
velocidades son proporcionales al cuadrado del diámetro, mientras que para las partículas de
diámetro intermedio, los análisis teóricos no son aplicables.
TIPOS DE SEDIMENTACIÓN.-
Según la literatura existen tres tipos de sedimentación:
1. Sedimentación Discreta .- Las partículas que sedimentan mantienen su individualidad, o
sea, no se someten a un proceso de coalescencia con otras partículas, manteniendo sus
propiedades físicas ( tamaño, forma, peso específico) sin variar. Ejm. Sedimentación de
partículas de arena en desarenadores
2. Sedimentación con Floculación .- La aglomeración de las partículas va acompañada de
cambios en la densidad y la velocidad de sedimentación. Ejm. Sedimentación en
clarificadores.
3. Sedimentación por Zonas .- Las partículas forman una especie de manta que sedimenta
como una masa total presentando una interfase distinta con la fase líquida. Ejm.
Sedimentación de lodos en clarificadores. La sedimentación de la pirita a través de una
pulpa (medio con obstáculos) , materia del presente estudio, está comprendido en este
tipo.
2.4.l.- Leyes de Newton y Stokes .-
El propósito de la interpretación física y matemática de las operaciones de sedimentación se ha
desarrollado con diferentes fines, como la interpretación de fenómenos naturales, clarificación
de aguas residuales, procesamiento de minerales y dentro de este último campo, la clasificación
35
35
( separación por tamaños de partículas de igual densidad) y la concentración gravimétrica
(partículas de diferentes densidades).
El fundamento teórico de la sedimentación de partículas es la Ley de Newton, que se basa en la
suposición de que las partículas son esféricas con diámetros homogéneos y que una partícula al
sedimentar se acelera hasta que su peso efectivo se equilibra con la resistencia que ofrece el
líquido.
Las leyes de Newton y Stokes, están representadas por las siguientes ecuaciones:( Ramalho
R.S., Tratamiento de Aguas Residuales, Pag 94, 1996)
Ley de Newton: vS= [ 4
3 ( gCD ) ρs−ρLρLd ]
1/2
Ley de Stokes: vS=( 1
18 ) ρ s−ρLμLgd 2
Para las partículas esféricas, el coeficiente de fricción CD está relacionada con el número de
Reynolds NR :
N R=dv S ρL/ μL
Esta relación representada en la figura 2.8, nos permite ver la correlación entre el coeficiente de
fricción para partículas esféricas y el número de Reynolds, así como , las zonas de Stokes (flujo
laminar), de transición y de Newton(flujo turbulento).
En general, el valor aproximado de CD se puede obtener por la fórmula:
CD=
b
N Rn
La relación aproximada entre CD y NR está representada en la figura 2.8 y los valores de los
coeficientes b y n , para las distintas regiones del gráfico, se da en la tabla 2.2
Tabla 2.2: Coeficiente CD
36
36
Zona B n CD=bN Rn
Ley de Stokes
NR < 2 24 1.0 CD =24/NR
Transición
2< NR <500 18.
5
0.6 CD =
18 .5N R
0. 6
Newton
NR > 500 0.4 0.0 CD = 0.4
Fuente: R.S. Ramalho “Tratamiento de Aguas Residuales “
FIGURA 2.8.- CORRELACION ENTRE COEFICIENTE DE FRICCION Y NUMERO DE REYNOLS*
Logaritmando las ecuaciones del cuadro se tiene:
Zona de Styokes:
log CD = -log NR + log 24
Zona de Transición:
log CD = - 0.6 log NR + log 18.5
Zona de Newton:
log CD = log 0.4 = 0.0 lor NR + log 0.4
En estas ecuaciones, los símbolos empleados significan:
** Ramalho R. S. – 1996.
37
37
vS=Velocidad de sedimentación
ρ s= Densidad del sólido
ρL= Densidad del líquido
g = Aceleración de la gravedad
CD= Coeficiente de fricción
d = Diámetro de partícula
μL= Viscosidad del líquido
2.4.2.- Sedimentación con Obstáculos.-
Es cuando las partículas se sedimentan en un medio de colisión, prácticamente continua y su
caída implica el desplazamiento de partículas ligeras por las más pesadas. En una caída
libre(Taggart A.F., Elementos de Preparación de Minerales, pag. 148, 1966.) por una partícula
sólida existen 1000 a 8000 volúmenes de agua y en una pulpa silícea con un 25% de sólidos en
peso, hay 10 volúmenes de agua por cada uno de sólido, en algunos aparatos esta relación es
inclusive menor a 1. Indudablemente esta elevada concentración de sólidos da lugar a
desviaciones muy marcadas de las velocidades de sedimentación con relación a las teóricas.
El sistema de sedimentación con obstáculos es más fácil de observar en una columna de
clasificación que por las condiciones de agitación y estrechamiento que se dá en la columna se
conoce con el nombre de columna hidroclasificadora. La sección más estrecha es una columna
de clasificación con obstáculos. La relación volumétrica de agua a sólido en la columna oscila
entre 1 y 2:1 y en ella lo normal es una constante colisión entre partículas.
“La columna hidroclasificadora aumenta la resistencia a la sedimentación, pero esta función la
efectúa de modo selectivo, actuando como una especie de criba dilatable que permite el paso de
las partículas gruesas, pero rechaza las más pequeñas con un tamaño determinado con mayor
efectividad que las pesadas.....” (Taggart A.F., Elementos de Preparación de Minerales,
Ediciones Interciencia, pag 149, 1966)
Un concepto importante, en este tipo de sedimentación, es la razón de isodromía que relaciona
las características de sedimentación de dos cuerpos de clases distintas en condiciones análogas o
bien los efectos que al variar el régimen del flujo producen en el comportamiento de la
sedimentación de las partículas. La razón de isodromía se define como la razón de los diámetros
38
38
de las partículas de distintas densidades, pero de iguales velocidades límites de sedimentación en
idénticas condiciones. Para el cálculo de la velocidad de sedimentación se debe tomar en cuenta
las condiciones de densidad (d) y viscosidad(d) del medio disperso.
Así la ecuación de Stokes debe escribirse:
vS=( 118 ) ρ s−ρdμd
gd2
(Vian A. – Ocón J. , Elementos de Ingeniería Química, Pag. 348, 1976.)
Igualmente debe reemplazarse en las otras ecuaciones de caída libre, sin embargo existen otras
teorías que tratan de explicar la sedimentación con obstáculos, siendo las más confiables las
semiexperimentales aplicadas a los procesos de sedimentación.
2.4.3.- Concepto de Tanque de Sedimentación Ideal.-
Este concepto fue desarrollado por Hazen y Camp (R.S. Ramalho )8 y es la base para el
diseño de tanques de sedimentación y el modelo seleccionado es un sedimentador de sección
rectangular consistente en cuatro zonas:
1. Zona de Entrada .- Aquí el flujo puede ser considerada laminar. Se supone que en el límite
de esta zona, siguiendo la línea vertical xt, las partículas se distribuyen uniformemente
según la sección de entrada.
2. Zona de Sedimentación .- Se supone que la partícula deja de estar en suspensión cuando
llega al fondo de esta zona(línea horizontal ty)
3. Zona de Salida .- El agua residual se recoge aquí antes de su salida del tanque.
4. Zona de Lodos .- Es la zona reservada para los lodos.
Las trayectorias de sedimentación de las partículas que entran en la zona de
sedimentación en los puntos x y x´ para la sedimentación discreta, son las indicadas por
las líneas xy y x´y´ en la figura 2.9 y las líneas xy´´ y x´y en la figura 2.10. Estas
trayectorias son el resultado de los dos vectores componentes de la velocidad.
La velocidad de paso del agua V, para este modelo está expresada:
V = Q/A´ = Q/ WH
Donde V es la velocidad de paso en m/seg ; Q es el caudal en m3 /seg; A´ es el área de la
sección transversal en m2 y es igual al ancho (W) por la altura (H).
8 Ramalho R.S., Tratamiento de Aguas Residuales, pag 99, Ed. Reverté S.A., México, 1996
39
39
Por otro lado las velocidades de sedimentación están representadas por los vectores VS y
V1 en las figuras 2.9 y 2.10, y por consideraciones de triángulos similares en estas
figuras, se llega a las siguientes relaciones:
V/ VS = L/H o V/L = VS / H
A partir de la figura 2.10 se obtienen las siguientes relaciones:
V/V1 = L/h o V/L = V1/h
Comparando estas 4 últimas ecuaciones se tiene:
VS/H = V1/h o V1/VS = h/H
Como Q = VA´ = VWH y V = VS(L/H)
Entonces Q = VS LW = VSA ( figura 3-7)
De estas relaciones se tienen que VS = Q/ LW = Q/A
Fig. 2.9.- Modelo de un tanque de sedimentación con deposición discreta (caso 1 y 2)*
40
40
Fig. 2.10.- Modelo de un tanque de sedimentación con deposición discreta (casos 3 y 4)*.
2.5..- MUESTREO
Una muestra es una pequeña porción de un lote de material que contiene todos los
componentes que existen en el original y lo por tanto, el objeto de cualquier muestreo es lograr
una porción representativa del todo, la cual puede ser analizada o investigada de diferentes
maneras mediante pruebas físicas o químicas, cuyos resultados permitan pronosticar las
propiedades de la población. La gestión positiva de una mina, planta, fundición, factoría o
cualquier otra actividad se basa en los procedimientos de muestreo constantes y regulares y en el
uso apropiado de la estadística aplicada. Los elementos básicos (Currie M.J.)9 considerados en
cualquier procedimiento de muestreo son:
Definir las características a ser investigadas
Decidir acerca del grado de precisión requerido
Las características de la población
Decidir acerca del tamaño de muestra requerida para la investigación a efectuarse y
considera que el muestreo de minerales sea probablemente el más difícil de todos los
muestreos, debido a:
A la gran variedad de constituyentes minerales de la mena
La dispareja distribución de los minerales en la mena
La variación en el tamaño de las partículas constituyentes
La variación en la densidad de las partículas constituyentes
La variación en la dureza de los distintos minerales
En la práctica los planes de muestreo son el resultado de una combinación del sentido común,
reglas empíricas y factores prácticos, todos los cuales son difíciles de cuantificar,
consecuentemente, es difícil evaluar los errores inherentes a los planes de muestreo basados en
tales criterios, para superar estos inconvenientes existen tres patrones básicos de muestreo usados
frecuentemente:
a.- Un bloque en el cada una de las muestras es ubicada aleatoriamente
b.- Un bloque dividido en “n” pequeños bloques con una sola muestra ubicada
aleatoriamente en cada bloque
** Ramalho R. S. – 1996.9 Currie, John M. Operaciones Unitarias en Procesamiemnto de Minerales , pag 13-2, 1990.
41
41
c.- Un bloque dividido en “n” pequeños bloques con una sola muestra ubicada en el
centro de cada bloque
Fig. 2.11.- Patrones de Muestreo
Es característico de los productos minerales la heterogeneidad y que su composición puede
variar con respecto a su posición en el cuerpo mineral o en la corriente del mineral en el proceso
de la planta concentradora, igualmente los embarques de mineral en trenes o camiones, muestran
una clara segregación, entonces, cualquier procedimiento de muestreo en materiales de estas
características, debe tomar en cuenta, la probabilidad de una fuerte segregación de partículas.
La mayor consideración en el muestreo de minerales es decidir sobre un peso apropiado de la
muestra a sacarse de la población y después acerca del peso mínimo a retenerse. El peso de
mineral puede definirse, si se tiene suficiente información, tales como: Tamaño de partícula
promedio, gravedad específica, características de rotura, etc. ; no siempre se dispone de toda
esta información en detalle, por lo que se debe depositar la confianza en otras experiencias.
Según Curie M.J10., a través de los años, el trabajo efectuado por los investigadores sobre
problemas de muestreo, ha concluido en la siguiente fórmula:
W = Cdx
W = Peso de la muestra
d = Tamaño máximo de la partícula en la población
C = Constante cuyo valor depende de la naturaleza del mineral (dureza, densidad,
manera en la cual se hallan los valores) y de la precisión deseada
En la mayoría de los trabajos x está entre 2 a 3 y la práctica usual es hacer el peso de la muestra
proporcional al tamaño de la partícula. La determinación de C para cualquier valor de d
involucra una gran cantidad de investigaciones.
10 Currie, John M. Operaciones Unitarias en Procesamiemnto de Minerales , pag 13-14, 1990.
42
42
La toma de muestras en procesos industriales mineros pueden ser manuales o a máquina, el
muestreo manual en las plantas se realiza mediante personal de planta mediante tenazas, tubos,
palas cono y cuarteo; es lento y caro. El muestreo a máquina o automático, se efectúa mediante
un cortador de muestra manejado mecánicamente y diseñada para cortar una capa delgada del
mineral o pulpa en caída a intervalos predeterminados, es barato y más eficiente.
RESUMEN
Los conceptos teóricos revisados en la bibliografía permite ver que la filosofía del desarrollo
sustentable es hoy en día de aplicación obligatoria en toda actividad humana, particularmente en
la industria minera; el manejo de los relaves producidos en las plantas concentradoras de
minerales sulfurados requiere cada vez de tecnologías más seguras, tanto desde el punto de la
estabilidad física como de la estabilidad química, en estricto cumplimiento a las normas legales
medioambientales existentes, también se ha visto que es muy posible la separación de la pirita
por flotación desde los relaves y su posterior encapsulamiento a través de una pulpa de material
fino
43
43
CAPITULO III
ENCAPSULAMIENTO CONCURRENTE DE LA PIRITA EN PRESAS DE RELAVES
INTRODUCCIÓN
Como se ha visto, la pirita es el principal generador de aguas ácidas desde las distintas labores
mineras, principalmente desde los depósitos de relaves y como tal, actualmente recibe la mayor
atención en todos los programas de cierre, post-cierre de las empresas mineras y en el
tratamiento de los depósitos abandonados. En todos ellos el objetivo fundamental es mitigar y/o
eliminar la generación de aguas ácidas mediante la aplicación de diferentes tecnologías de
tratamiento de depósitos de relaves, según las características y naturaleza de los relaves. Para
estos fines el mercado ofrece varias tecnologías, que varían en su eficiencia y costo, sin
embargo, se siguen desarrollando trabajos de investigación para encontrar nuevas tecnologías o
mejorar los existentes y así garantizar un manejo adecuado de los relaves y evitar que se repitan
hechos catastróficos de daño al medio ambiente.
Dentro de esta concepción planteada, el trabajo de investigación del manejo concurrente de la
pirita en presas de relaves, es una alternativa nueva que se plantea al mundo minero, basado en
conceptos teóricos muy conocidos de flotación, sedimentación y clasificación de partículas,
aprovechando, la diferencia de propiedades físicas y químicas que existe entre sus componentes,
de modo que, se logra la flotación y posterior sedimentación de la pirita (partículas pesadas) en
44
44
el seno de una lama conformada por partículas livianas, resultando en un
ENCAPSULAMIENTO del material piritoso por la lama o material inerte o menos generador
de aguas ácidas y el dique cubierto con relave neutro.
Para lograr este propósito se han realizado trabajos experimentales, primero, pruebas de
sedimentación con material sintético y posteriormente, pruebas de flotación y sedimentación con
los relaves de la Empresa Minera Yauliyacu S.A. para plantear una nueva alternativa de manejo
de relaves, cuyo diagrama se presenta en la figura 3.28
3.1.- PRUEBAS DE SEDIMENTACIÓN CON MATERIAL SINTETICO.-
Estas pruebas de hicieron con el objetivo de ver la velocidad de sedimentación de la pirita
a través de una pulpa , para este fin se concentró en una mesa vibratoria la pirita del underflow
de la presa de relaves de Chinchán, se limpió y clasificó en mallas 100, 140 y 200 y como lama
se empleó el overflow de la presa de relaves de Arirahua, pasado por la malla 200. Se mezcló
ambos productos en una probeta de 1000 cc, agitó por diez minutos, sedimentó a diferentes
tiempos y en cada prueba se extrajo por sifoneo 5 muestras por capas , la muestra de cada capa
se pesó, tamizó, filtró y seco para determinar el peso de la pulpa, peso de sólidos, la
concentración de sólidos y lo que es de interés, el peso y la distribución de la pirita en cada capa,
lo que se muestra gráficamente en las fotografías 1 y 2.
El tratamiento de las muestras se presenta en la figura 3.1.
Los materiales y equipos empleados para esta pruebas fueron:
Una probeta de 1000 cc
Un agitador manual vertical
Una balanza electrónica
Vasos de precipitados
Un cronómetro
Mallas de clasificación 100,140, 200 y 270
Concentrado de pirita +100, -100 +140 y -140 +200
Lama 100% menos malla 200
Estas pruebas tienen un carácter semicuantitativo, por que la concentración de la pirita en las
diferentes capas se realiza por separación con malla y pesado, suponiendo que el concentrado de
pirita cargado es puro, no se realizaron análisis químicos por ser pruebas exploratorias.
45
45
El análisis granulométrico del concentrado de pirita es el siguiente:
Tabla 3.1.- Análisis Granulométrico de Concentrado de Pirita
MALLA PESO CONC. %PESO+ 100 77.85 42.69+ 140 29.33 16.08+ 200 30.35 16.70- 200 49.75 24.58
182.38 100.01
Se realizó tres grupos de pruebas:
PRIMER GRUPO: CONCENTRADO PIRITA MALLA + 100
a.- Condiciones: - Volumen Pulpa = 1000 cc - Dilución +/- 20% - Tiempo de agitación = 10 min - Tiempo de Sedimentación = 10 min.
RESULTADOSMUESTRA PULPA PESO SOLIDOS Conc. Sol.Capa H (cm)Vol.(cc)Peso(g)
Dens.(g/cc) Total 200 % -200 % g/l
1 -3.00 175 198 1.131 35.98 0 0 35.9817.24 205.6
2 -9.60 210 228 1.086 28.34 0 0 28.3413.58 135.0
3 -16.65 200 230 1.150 47.08 0 0 47.0822.56 235.4
4 -23.55 210 220 1.048 31.39 0 0 31.3915.04 149.5
5 -30.70 215 276 1.284 95.8329.96
100 65.87
31.57 445.7
238.62
29.96
208.66
b.- Condiciones: - Volumen Pulpa = 1050 cc - Dilución +/- 20% - Tiempo de Agitación = 10 min - Tiempo de Sedimentación = 2 min
46
46
RESULTADOS
MUESTRA PULPA PESO SOLIDOS Conc. Sol.
Capa H (cm)Vol.(cc)
Peso(g)
Dens.(g/cc) Total 200 % -200 % g/l
1 -3.45 200 218 1.090 28.25 0 0 28.25 13.54 141.32 -10.50 210 228 1.086 28.34 0 0 28.34 13.58 135.03 -17.55 200 214 1.070 21.97 0 0 21.97 10.53 109.94 -24.60 210 230 1.095 31.31 0 0 31.31 15.01 149.15 -32.70 260 314 1.208 84.88 29.96 100 54.92 26.32 326.5 194.75 29.96 164.79
c.- Condiciones: - Volumen Pula = 900 cc - Dilución +/- 20% - Tiempo Agitación = 10 min - Tiempo de Sedimentación = 1 min
RESULTADOS
MUESTRA PULPA PESO SOLIDOS Conc. Sol.
Capa H (cm)Vol.(cc)
Peso(g)
Dens.(g/cc) Total 200 % -200 % g/l
1 -2.60 150 158 1.053 12.48 0 0.00 12.48 7.60 83.202 -7.80 150 170 1.133 31.31 0.3 0.99 31.01 18.88 208.733 -13.00 150 170 1.133 31.31 0.33 1.09 30.98 18.86 208.734 -18.20 150 178 1.187 44.02 0.26 0.86 43.76 26.64 293.475 -26.00 300 370 1.233 109.71 29.07 97.03 80.64 49.10 365.70 228.83 29.96 198.9
47
47
0 10 20 30 40 50 60 70 80 90 100
-35
-30
-25
-20
-15
-10
-5
0
Fig. 3.2.- SEDIMENTACION DE LA PIRITA +100
10 minutos 2 minutos 1 minuto
% PIRITA
AL
TU
RA
H c
m
SEGUNDO GRUPO: CONCENTRADO PIRITA MALLA -100 +140
RESULTADOS
MUESTRA PULPA PESO SOLIDOS Conc. Sol.
Capa H (cm)Vol.(cc)
Peso(g)
Dens.(g/cc) Total 200 % -200 % g/l
1 -3.1 180 196 1.089 25.14 0.34 1.12 24.8 15.10 139.672 -9.3 180 200 1.111 31.36 0.46 1.52 30.9 18.81 174.223 -15.5 180 212 1.178 50.29 0.74 2.44 49.55 30.17 279.394 -21.6 170 200 1.176 46.96 1.47 4.85 45.49 27.70 276.245 -27.8 190 230 1.211 62.92 28.16 92.85 34.76 21.16 331.16 216.67 31.17 185.5
b.- Condiciones: - Volumen Pulpa = 900 cc - Dilución +/- 20% - Tiempo de Agiación = 10 min - Tiempo de Sedimentación = 2 min
RESULTADOS
48
48
a.- Condiciones: - Volumen Pulpa = 900 cc - Dilución +/- 20% - Tiempo de Agitación = 10 min - Tiempo de Sedimentación = 1 min
MUESTRA PULPA PESO SOLIDOS Conc. Sol.
Capa H (cm)Vol.(cc)
Peso(g)
Dens.(g/cc) Total 200 % -200 % g/l
1 -3 175 194 1.109 29.94 0.31 1.02 29.63 18.04 171.092 -9.1 180 204 1.133 37.57 0.21 0.69 37.36 22.75 208.723 -15.2 175 194 1.109 29.94 0.59 1.95 29.35 17.87 171.094 -21.5 190 210 1.105 31.31 0.55 1.81 30.76 18.73 164.795 -29.8 180 222 1.233 65.82 28.67 94.53 37.15 22.62 365.67 194.58 30.33 164.3
0 10 20 30 40 50 60 70 80 90 100-35
-30
-25
-20
-15
-10
-5
0
Fig. 3.3.- SEDIMENTACION PIRITA -100+140
1 minuto 2 minutos
% PIRITA
H cm
TERCER GRUPO: CONCENTRADO PIRITA -140+200
a.- condiciones; - Volumen Pulpa = 900 cc - Dilución +/- 20% - Tiempo de Agitación = 10 min - Tiempo de Sedimentación = 1 min
49
49
RESULTADOS
MUESTRA PULPA PESO SOLIDOS Conc. Sol.
Capa H (cm)Vol.(cc)
Peso(g)
Dens.(g/cc) Total 200 % -200 % g/l
1 -3 170 194 1.141 37.62 3.04 8.25 34.58 19.59 221.292 -9.1 175 200 1.143 39.28 2.12 5.75 37.16 21.05 224.463 -15.2 175 202 1.154 42.30 2.68 7.27 39.62 22.45 241.714 -21.5 200 224 1.120 37.67 2.25 6.10 35.42 20.07 188.355 -29.8 180 216 1.200 56.50 26.78 72.63 29.72 16.84 313.89 213.37 36.87 176.5
b.- Condiciones: - Volumen Pulpa = 900 cc - Dilución +/- 20% - Tiempo de Agitación = 10 min - Tiempo de Sedimentación = 2 min
RESULTADOS
MUESTRA PULPA PESO SOLIDOS Conc. Sol.
Capa H (cm)Vol.(cc)
Peso(g)
Dens.(g/cc) Total 200 % -200 % g/l
1 -2.95 170 188 1.106 28.28 1.24 3.76 27.04 15.26 166.352 -9.00 180 206 1.144 40.68 1.12 3.39 39.56 22.33 226.003 -15.20 175 210 1.200 47.18 1.46 4.42 45.72 25.80 269.604 -21.55 190 214 1.126 37.57 1.65 5.00 35.92 20.27 197.745 -27.90 180 216 1.200 56.50 27.54 83.43 28.96 16.34 313.89 210.21 33.01 177.2
50
50
0 10 20 30 40 50 60 70 80 90-35
-30
-25
-20
-15
-10
-5
0
Fig. 3.4.- SEDIMENTACION PIRITA -140+200
1minuto 2 minutos
% PIRITA
H c
m
Es fácil deducir a partir de los resultados y los gráficos que la velocidad de sedimentación está
determinada por la granulometría de la pirita y que los conceptos teóricos tratados anteriormente
pueden ser usados con buena aproximación.
Por otro lado, los resultados nos indican que la pirita puede sedimentar a través de una capa de
lodo constituido por materiales más livianos y de esta manera podemos lograr el
encapsulamiento concurrente si se maneja adecuadamente la disposición final de los relaves.
Amparados en estos resultados, se planificó realizar las pruebas de encapsulamiento concurrente,
llámese pruebas de sedimentación, con los relaves de la EMPRESA MINERA YAULIYACU
S.A., los que actualmente son depositados en la PRESA DE RELAVES CHINCHAN.
3.2.- PRUEBAS EXPERIMENTALES CON LOS RELAVES DE CHINCHAN .-
La hipótesis de lograr el encapsulamiento de la pirita, simultáneamente al proceso de
operación de la mina, se demostró mediante las pruebas con el material sintético, quedaba
entonces la tarea de demostrar con material real, es por ello que se decidió llevar adelante
pruebas con los relaves de Chinchán. Esta parte del trabajo se planificó en tres etapas:
1. Toma de muestras en la poza de finos, dique y ciclón
2. Caracterización física, química y fisico-química de las muestras
3. Pruebas de encapsulamiento (sedimentación)
51
51
Antes de entrar al tratamiento del trabajo planificado, es necesario, tratar aspectos generales
de la Empresa y algunos antecedentes en de la presa de Relaves de Chinchán.
3.2.1.- Aspectos Generales.-
Nombre de la Empresa: Empresa Minera Yauliyacu S.A. (EMYSA)
Nombre del Depósito: Presa de Relaves Chinchán
Clima:
Es frío y seco, propio de la región Puna, con presencia estacional de grandes precipitaciones
pluviales, sus características climatológicas principales son:
Temperatura : - Máxima en verano 20ºC - Promedio en verano 18ºC
- Máxima en invierno 17ºC - Promedio en invierno 15ºC
Precipitación promedio mensual 176.02 mm
Dirección del viento: De Oeste a Este
Velocidad máxima de viento: 30 km/h
Ubicación Geográfica:
Paraje : Chinchán
Distrito: Chicla
Provincia: Huarochirí
Departamento: Lima
Coordenadas U:T.M. Promedio: 76o 13´ 52” Longitud Este
11o 35’ 16” Latitud Sur
Altitud Promedio: 4,400 m.s.n.m.
La Unidad de Producción Yauliyacu, se encuentra en la Sierra Central del Perú, a 120 km al este
de la ciudad de Lima y a 14 km al este de la ciudad de San Mateo. Tiene acceso a través de la
Carretera Central y el Ferrocarril Central. Ver Plano de Ubicación en figura 3.5.
FLORA Y FAUNA
El ambiente biológico de la presa de Relaves de Chinchan, corresponde a la Bioregión de
Puna, por el mismo hecho de que está ubicado a una altura promedio de 4200 m.s.n.m. entonces
son las condiciones climáticas de la región los que definen la flora y fauna, exigiendo
adaptaciones muy importantes; florísticamente hay poca presencia de plantas arbóreas, sólo
existen bosques de queyña (Polylepis sp.) y de quishuar (Buddlia sp.), hay abundancia de
gramíneas que dominan el paisaje, siendo las especies dominantes: Stipa, Festuca y
Calamagrostis, otras herbáceas son la grama salada (Distichlis humilis, Bromus sp), la grama
dulce (Muhlenbergia sp, Alchemilla pinnata). En los terrenos planos y húmedos y en las laderas
52
52
rocosas encima de 4000 a 4500 m.s.n.m.existen comunidades de plantas almohadillas que
forman alfombras cerradas y duras cubriendo grandes extensiones. La juncaceae Distichia
muscoides es muy abundante en las zonas húmedas, así como la yareta Azorella sp. Otras plantas
almohadilladas son los pertenecientes a los géneros Pycnophyllum, Plettkea y Paronichia; en los
flancos de las colinas , orillas de los ríos y quebradas erosionadas existen barrancos rocosos que
alcanzan hasta los 100 metros de altura, donde la vegetación más frecuente son las hierbas de los
géneros: Asplenium, Polystichum y Polipodium con grupos de varias plantas arbustivas.
Respecto a la fauna, en las comunidades de plantas almohadilladas existen varios roedores como
el Phylloytis Darwin, AKodon andinus. Las aves características son el ganso andino o huallata
Chloephaga melanoptera, la Muscisaxicola sp, el Phrygilus sp, y entre las lagartijas destaca la
Liolaemus macquardi. En las laderas con vegetación mixta los mamíferos más comunes son la
vizacacha, la taruca, la vicuña, venados y roedores, en los barrancos rocosos las aves más
comunes son la china linda Phalcobaenus albogularis, el aguilucho cordillerano Buteo
Poecilochorus, la bandurria Theristicus branickii y el yanavico, los cuales frecuentan lugares
húmedos para alimentarse, buscar refugio y lugar para anidar y en los barrancos de tierra las aves
más comunes son el pito Colaptes rupícola, el pato sutro Anas flavirrostris y la bandurria
cordillerana Upucerthia validirrostris.
En lo referente a los ecosistemas acuáticos conformado por los cursos y cuerpos de agua, en la
bioregión de la Puna son de vital importancia. Los ríos constituyen ecosistemas variados en los
que se pueden distinguir el helecho, las orillas y las playas, en su curso, especialmente en las
partes más altas se pueden incluir zonas pantanosas donde el agua es muy fría , los riachuelos
pueden congelarse en las épocas de invierno (mayo a agosto).
Las algas en los ríos y lagunas constituyen el fitoplancton, siendo las de mayor representatividad
las algas azules pardas Crisoficeas, Diatomeas Basillareoficeas y otras como los Dinoflagelados.
La fauna en los sistemas acuáticos juega un papel funcional, los componentes animales del
zooplancton están representados por los rotíferos, cladóceros y copépodos; las comunidades
bentónicas y peces de los ríos y lagos han sido poco estudiados, pudiendo mencionarse gusanos
de los grupos Platelminthes, Nemátodes, Anélidos, crustáceos como los Ostrácodos, además de
moluscos e insectos acuáticos. Los anfibios más comunes son el sapo Bufo spinulosus y especies
de los géneros Telmatobius y Gastrotheca y los peces nativos más frecuentes son del género
Orestias y el suche Trichomycterus iralatus y como introducidos la trucha Onchorynchus
mickis.
Fig. 3.5.- Plano de ubicación de la unidad de producción de Yauliyacu
53
53
3.2.2.- Ubicación de la Cuenca Hidrográfica.-
La subcuenca hidrográfica que está afectada por los trabajos de explotación minera de la
Empresa Yauliyacu S.A., específicamente del emplazamiento de la Presa de Relaves Chinchán,
pertenece a la cuenca del río Rímac.
De acuerdo a la topografía del área se observa que todos los emplazamientos se hallan ubicados
en vertiente occidental de la cordillera y por lo tanto, todos efluentes generados por la actividad
minera y los cursos naturales de las aguas, escorrantías, etc, discurren hacia el oeste y convergen
finalmente al sistema hidrográfico del Rímac, por ello, desde el punto de vista ambiental, el área
de influencia de esta actividad minera puede alcanzar zonas muy extensas, y como los efluentes
derivados de la Presa de Relaves de Chinchán se descargan en los nacientes del río Rímac, la
eventual contaminación que se produzca en ellos afectará los cursos naturales de este sistema y
de su entorno natural.
Según el estudio hidrológico (Consulcont S.A., Estudio de Estabilidad Química de la Presa de
Relaves Chinchán, pag 4, 1998), la cuenca que afecta a la Presa Chinchán, abarca un área de
15.3 km2, que implica un caudal de avenidas extraordinarias en el orden de 10.6 m3/s , caudal
54
54
que es manejado por el sistema de canales de derivación que existe, por tanto no afecta el
balance de aguas de la presa.
3.2.3.- Tratamiento del Mineral.-
El tratamiento metalúrgico de los minerales extraídos por la EMYSA de la mina
Casapalca, se realiza por flotación y la capacidad de esta planta ha sido incrementando desde
2516 TMD en 1997 hasta 2846 en la actualidad. Las leyes y tonelaje del mineral extraído se dá
en la tabla 3.2, a partir de ello se deduce que puede generar 328 kg de ácido sulfúrico por TM de
mineral y que dispone de 85 kg equivalentes de calcita, luego tendrá una capacidad neta de
generación de ácido de 245 kg/TM.
Tabla 3.2
Composición Química(en % y * onz/t) del Mineral Extraido de la Mina Casapalca
TMD Cu Pb Zn Ag* Fe S CO3 SiO2 CaO CuOx ZnOx
2846 0.31 1.10 3.56 4.5 5.5 10.3 5.1 46.4 5.7 0.02 0.30
Fuente: Vector Perú S.A.C. – SmalVill Multiservice S.A., Plan de Cierre Mina
Yauliyacu, Lima, Marzo 2000)
Como producto final del proceso de flotación se obtiene un concentrado bulk de cobre-plomo-plata y otro de
Zinc. La composición promedio de ellos se presenta en el balance metalúrgico de la Tabla 3.3.
Tabla 3.3
Balance Metalúrgico de la Concentradora Yauliyacu
Producto TMS % Ensayes : % , *Oz/TM Recuperaciones %
Mensua
l Peso Zn Pb Cu Ag* Zn Pb Cu Ag
Cabeza 79,391 100.0 3.56 1.10 0.31 4.5 100.0 100.0 100.0 100.0
Conc.Bul
k 1,596 2.0 8.64 43.28 10.37 171.5 4.9 79.2 67.1 76.2
Conc. Zn 4,248 5.4 57.92 0.89 1.03 6.8 87.0 4.4 17.6 8.0
Relave 73,547 92.6 0.31 0.19 0.05 0.8 8.1 16.4 15.3 15.8
Fuente: Vector Perú S.A.C. – SmalVill Multiservice S.A., Plan de Cierre Mina
Yauliyacu, Lima, Marzo 2000)
55
55
Como se observa en la tabla 3.3, el 93% de la carga lo constituye el relave, cuya estabilidad
química se expresa principalmente en función del contenido de azufre, cuyo balance se presenta
en la tabla 3.4
Tabla 3.4
Balance del Azufre
Pruducto Ley de S en % Distribución en %
Mineral 9.5 100.0
Conc. Bulk 21.0 5.0
Conc. Zn 31.2 17.1
Relaves 8.0 77.9
Fuente: Consulcont S.A, Estudio de Estabilidad Química
de la Presa de Relaves Chinchán, Lima, Febrero 1998
Se observa , que prácticamente el 80% del S pasa al relave y de ahí la importancia del manejo de
relaves para evitar la generación del DAM.
Además de los componentes principales mencionados, también están presentes otro elementos de
interés en el cuidado del medio ambiente, como el Bi, As, etc, los mismos que se muestran el la
tabla 3.5
Tabla 3.5
Composición Química del Mineral y Productos de la Planta Concentradora de Yauliyacu
Producto %Peso Cu Pb Zn Ag* S Bi Sb As Fe
Mineral 100.00 0.30 1.41 3.49 1409 9.5 0.01 0.05 0.08 7.7
Conc.Bulk 2.27 8.43 50.68 7.13 4666 21.0 0.18 1.44 1.01 6.8
Conc. Zn 5.22 1.19 1.39 59.30 245 31.2 0.01 0.04 0.06 2.9
Relave 92.53 0.05 0.20 0.25 23 8.0 Trz 0.02 0.06 8.0
*en Oz/TM
Fuente: Consulcont S.A, Estudio de Estabilidad Química de la Presa de Relaves
Chinchan, Lima, Febrero 1998 .
3.2.3.1.- Mineralogía y Distribución Granulométrica en el Relave.-
56
56
La composición química de los relaves se muestra en la tabla 3.6 en % y g/TM para la
plata y a partir de la composición química se estima el porcentaje de los minerales sulfurados
presentes en los relaves.
Tabla 3.6
Composición Química del Relave de Flotación
Cu Pb Zn Fe S Ag As Sb Mn Si02
0.05 0.25 0.26 7.60 8.00 25 0.06 0.02 0.31 50.9
Tabla 3.7
Composición Mineralógica Estimada del Relave
Chalcopirita Galena Esfalerita Pirita
0.14 0.29 0.39 14.3
Fuente: Vector Perú S.A.C. – SmalVill Multiservice S.A., Plan de Cierre Mina
Yauliyacu, Lima, Marzo 2000)
Nótese que el mayor porcentaje lo representa la pirita.
La distribución de estos componentes en los distintos tamaños de grano se presenta en la tabla
3.8 Se observa que el 73% del Pb se halla por debajo de los 37 micrones(-400 mallas), por lo
que puede ser fácilmente arrastrado por los vientos y contaminar el aire, se observa también que
la granulometría del relave es relativamente gruesa comparada con otras operaciones, lo que
facilita su aprovechamiento como relleno hidráulico.
Tabla 3.8Distribución Granulométrica de los componentes Mineralógicos del Relave
Mallas % Concentración, % Distribución, % Peso Cu Pb Zn Ag* Cu Pb Zn Ag48 14.52 0.05 0.09 0.24 14 11.22 4.61 11.54 8.1165 10.31 0.04 0.12 0.34 16 9.63 4.36 11.63 7.59100 12.52 0.06 0.12 0.30 20 13.65 5.30 12.47 9.22150 9.45 0.07 0.15 0.21 20 10.30 5.00 6.59 8.35200 9.42 0.06 0.17 0.17 24 8.80 5.65 5.31 8.32270 3.85 0.05 0.17 0.20 24 2.97 2.29 2.54 2.81400 0.42 0.05 0.20 0.19 24 0.33 0.30 0.26 0.28-400 39.54 0.07 0.52 0.38 20 43.10 72.50 49.87 55.32Comp.Cal. 100.00 0.06 0.28 0.30 38
100.00
100.00
100.00
100.00
* g/TM Fuente: Vector Perú S.A.C. – SmalVill Multisrvice S.A., Plan de Cierre Mina Yauliyacu, Lima, Marzo 2000)
57
57
3.2.4.-Deposición de Relaves.- En el caso de los efluentes industriales, la mayor parte de ellos cesan su accionar
contaminante cuando la actividad que los genera cesa; en el caso de los depósitos de relaves no
ocurre así, puesto que su acción contaminante se hace evidente recién después del cierre de las
operaciones y pueden continuar por muchos años, por esta razón es que hoy en día se presta una
atención especial en el almacenamiento de los relaves, por eso, EMYSA, atendiendo a los
dispositivos legales sobre medio ambiente, los relaves producidos en la Planta Concentradora los
deposita en la Presa de Relaves de Chinchán y una parte lo utiliza como relleno hidráulico,
además, ocasionalmente lo deposita en la Presa de Emergencia de Tablachaca.
Las toneladas de relave generados y su distribución durante 1999 y de enero al 17 de mayo del
2000, según los registros de EMYSA, se presenta en la tabla 3.9
Tabla 3.9
Distribución de Relaves en 1999 y enero a 17 mayo 2000-09-06
Depósito Producto 1999 (TMS) 2000 (TMS)
Relave 884, 592 346,128
Chinchán Overflow
Underflow
263,760
311,028
121,008
142,694
Tablachaca Relave 120,458 ----
Relleno Hidraúlico 189,346 82,427
Fuente: Registros de EMYSA
Los relaves transportados hasta la Presa de Chinchán por bombeo, son clasificados en un ciclón,
depositándose los finos (Overflow) en la poza de finos y los gruesos(Underflow) en el dique.
Los datos de operación del ciclón son:
Densidad y gravedad específica de la pulpa de alimentación, overflow y underflow.
58
58
Densidad (g/l) Grav. Específica PH
Alimento 1,421 2.83 11.7
Overflow 1,250 2.76 11.7
Underflow 1,969 2.88 11.7
Dimensiones: Tamaño Ciclón: 15” de diámetro
Apex: 3
14 pulgadas de diámetro
Vortex Finder de 6” x 12”
Presión: 18.29 psi
D50 : 85.48 micrones
Eficiencia: 66.29%
3.2.5.- Presa de Relaves de Chinchán.-
La Presa está ubicada, como se ha indicado anteriormente, en el paraje Chinchán, una
zona que favorece al crecimiento de la capacidad de la Presa a bajo costo por las características
topográficas favorables que ofrece, tal como se puede apreciar en la figura 3.6: Plano
Topográfico, en las fotografías 3 y 4 que muestran el relieve topográfico y la parte frontal del
dique , en las fotografías 5 y 6 se aprecia la parte frontal del dique y el andamiaje utilizado para
el desplazamiento del ciclón, así como alguna labores realizadas para la estabilidad del dique y
por último en las fotografías 7 y 8 se aprecia la poza de finos, el espejo de agua y el sistema de
decantación al pie de la poza.
Esta Presa viene siendo utilizada desde 1982, estimándose que se han almacenado ya más de
4 000 000 TM de relaves, siendo su capacidad disponible de 14 400 000 TM. La disposición de
los relaves se hace siguiendo el método de “AGUAS ABAJO”, por ser el más recomendable por
la alta sismicidad de la zona Casapalca , por que el espesor del dique se incrementa a medida
que crece la presa, mejorando así la estabilidad física y por que permite renovar continuamente
59
59
el talud expuesto a la atmósfera, reduciendo de este modo la oxidación de los sulfuros. Los
parámetros más importantes de la Presa de Chinchán se dan en la Tabla 3.10
Tabla 3.10
Parámetro de Manejo de la Presa Chinchán
Parámetro Unidad Estudio
1997
Actual (marzo
2000)
Pendiente de Talud de Dique H : V 2.01 2.25
Altura Dique m 42 50
Borde Libre m 0.5 1.8
Espejo de Agua m2 10,778 5,394
Espejo de agua respecto a estanque % 8.3 3.6
Canal de drenaje agua decantada Si no
Quena de drenaje agua decantada 2 1
Plataforma filtrante No si
Material Plataforma Filtrante Desmonte de Mina
Altura mín. Plataf. Filtrante m 10
Altura Máx. Plataf. Filtrante m 18
Terraplén al Pie de Talud No si
Material de Terraplén Grava Aluvial
Area de estanque Finos m2 129,814 148,100
Flujo de Mineral Tratado TMPD 2,516 2,846
60
60
Flujo Total de Relaves TMPD 2,365 2,636
Flujo de Relave a Relleno de Mina TMPD 1,064 628
Flujo de Relave a Relleno de Mina % 45 23.8
Flujo de Relave a Tablachaca TMPD 216 0
Flujo Relave a Chinchán TMPD 1,085 2,008
Recuperación Relave Grueso (Chinchán) % 45 54.1
Recuperación Relave Grueso Total % 65.6 65
Piezómetros Instalados 7 2
Fuente: Vector Perú S.A.C. – SmalVill Multisrvice S.A., Plan de Cierre Mina Yauliyacu, Lima, Marzo 2000)
3.2.5.1.-Antecedentes sobre la Estabilidad de la Presa Chinchan.-
Hasta 1993, en que se inician los monitoreos ambientales ordenados por la DAA/MEM
(Dirección de Asuntos Ambientales del Ministerio de Energía y Minas del Perú), no se habían
registrado antecedentes en cuanto al carácter contaminante de los relaves y sus efluentes. En l994
se mejora ostensiblemente los procedimientos de monitoreo y en el mes de marzo de 1995 se
elabora el Reporte EVAP (Evaluación Ambiental Preliminar) que se constituye en el
antecedente más importante relacionado con la estabilidad química y física de esta Presa de
relaves. Las primeras determinaciones del balance ácido-base, necesarias para caracterizar la
estabilidad química de los relaves y otros materiales similares, fueron realizadas por esta
Empresa en 1994 y se determinó un potencial ácido (AP) de 255.1 kg CaCO3 /TM y un potencial
de neutralización(NP) de 105.3 kg CaCO3 /TM , resultando un potencial neto de neutralización
(NNP) de – 149.8 kg CaCO3 /TM., siendo el valor aceptado por la práctica internacional de
>+20, este valor del NNP reportado permite concluir que el relave de esta unidad de
producción, es un material con un potencial alto de generación de drenaje ácido. Sin embargo
comparado con la de otras unidades de producción de la Sierra Central de Perú, su valor es
mediano, tal como de puede apreciar en la Tabla 3.11
Tabla 3.11
61
61
Valores de AP, NP y NNP en kg CaCO3 /TM para relaves de varias concentradoras
Relave Fe SiO2 ST NP AP NNP NP/AP
Cerro de Pasco 35.7 14.2 36.7 45 1170 -1125 0.04
Cobriza 40.8 17.5 18.0 65 574 -509 0.11
Yauricocha 17 11.5 18.9 258 603 -345 0.43
Morococha 9.2 51.3 9.0 11 287 -276 0.04
Yauliyacu 7.6 50.9 8.0 105 255 -150 0.41
San Cristóbal 15.2 39.8 4.0 103 128 -25 0.80
Andaychagua 13.4 38.5 3.2 120 102 +18 0.80
Valor Recomendado mayor a: +20 3.00
Fuente: Consulcont S.A, Estudio de Estabilidad Química de la Presa de Relaves Chinchan, Lima, Febrero 1998 .
Es importante destacar que la EMYSA, cumpliendo con las disposiciones del MEM, cuenta
con los Estudios de Estabilidad Química y Física de esta Presa, estudios que fueron desarrolladas
por empresas consultoras en medio ambiente, los que se citan en la bibliografía. Los resultados
de estos estudios han permitido mejorar el manejo de los relaves, así como plantear medidas para
el Plan de Cierre.
3.3.- TOMA DE MUESTRAS EN CAMPO
Para realizar la caracterización física, fisico-química y química, principalmente esta última,
por ser de interés para el trabajo de investigación, se determinó tomar un conjunto de muestras al
azar y por zonas en el estanque de finos como en el dique, tomando como eje de distribución la
parte central de la cresta. El estanque de finos de dividió en tres zonas: Gruesos, Medios y
Finos, considerando la distribución granulométrica posible del overflow descargado, en función
a la distancia al eje de la creta del dique; igualmente, se tomó consideraciones similares para la
62
62
toma de muestra en la pared frontal del dique. También se definió que el muestreo se realice a
tres niveles de profundidad: a 40, 80 y 120 cm, lo que permite caracterizar los relaves
descargados en los últimos dos a tres años.
También se tomó muestras en el ciclón instalado en la cresta del dique a plena carga para
determinar la densidad de pulpa in situ, análisis granulométrico y para los ensayos de flotación
del underflow.
Las 99 muestras tomas en el estanque y el dique fueron pesadas y selladas herméticamente en
bolsa de polietileno para su traslado al laboratorio y las muestras tomadas en el ciclón , 20 litros
de cada uno (Alimento, Overflow y Underflow) fueron filtrados y sellados en bolsa de
polietileno.
El muestreo se realizó durante 10 días, con asistencia de 05 trabajadores, empleándose equipos
de seguridad adecuados, considerando que el estanque de finos tiene zonas de alto riesgo, como
la zona del espejo de agua al que se ha accedido utilizando una balsa o las zonas semi-secas,
fangosas y el riesgo de la licuefacción que se puede presentar en cualquier momento por el
material fino presente.
Los equipos, materiales y herramientas usadas (Ver fotos 9,10,11y 12) durante el muestreo son:
Una camioneta de doble tracción
Un teodolito y una mira
Una balsa
Balanza Electrónica de 5 kg.
Un muestreador de resorte sumergible
Un posteador de tornillo
Bolsas de polietileno
Sellador de plástico
Baldes plásticos
Wincha de 10 m
Un pH metro digital
Equipos de Seguridad: Chaleco, sogas, cascos, guantes, etc.
Herramienta: palas, picos
Las muestras en el estanque de finos y en el dique se tomaron mediante los posteadores, con
excepción del punto, donde se practicó una calicata; las fotografías 13 y 14, permite observar, la
63
63
estratificación natural que se da en el estanque de finos, sin un manejo orientado con ese
objetivo, lo que confirma muestra hipótesis.
Las coordenadas de los puntos de muestreo y la distancia al eje de la cresta , tanto para el
estanque de finos como para el dique se presenta en las tablas 3.12 y 3.13.
Tabla 3.12
Ubicación Puntos de Muestreo en Estanque de Finos
Código Punto Distancia a
Cresta (m)
Zona CORDENADAS
Norte Este
C 428 Finos 8 718 320 365 832
B 400 Finos 8 718 208 365 912
A 320 Finos 8 717 892 365 938
D 320 Finos 8 718 250 365 746
E 214 Intermedio 8 717 998 365 890
F 152 Intermedio 8 717 932 365 872
I 96 Intermedio 8 717 933 365 782
H 80 Intermedio 8 717 914 365 782
G 64 Gruesos 8 717 856 365 822
K 52 Gruesos 8 717 968 365 668
J 36 Gruesos 8 717 953 365 663
Tabla 3.13
Ubicación Puntos de Muestreo en el Dique
64
64
Código Punto Distancia a
Cresta (m)
Zona CORDENADAS
Norte Este
10 108 Finos 8 717 804 365 616
8 83 Finos 8 717 792 365 670
9 77 Finos 8 717 862 365 594
7 68 Intermedio 8 717 792 365 702
6 60 Intermedio 8 717 843 365 649
5 54 Intermedio 8 717 926 365 553
1 30 Intermedio 8 717 770 365 648
4 22 Gruesos 8 717 933 365 782
2 18 Gruesos 8 717 840 365 715
3 14 Gruesos 8 717 903 365 648
11 0 Gruesos 8 717 810 365 790
12 0 Gruesos 8 717 932 365 648
3.4.-CARACTERZACION DE LA PRESA CHINCHAN.-
Las muestras tomadas de la Presa de relaves de Chinchán, fueron tratadas en los
laboratorios de la Empresa Consultora en Medio Ambiente “ Consulcont S.A” y en los
laboratorios de Ingeniería Metalúrgica de la Universidad Nacional de San Antonio Abad del
Cusco. Los trabajos consistieron en: determinar el porcentaje de humedad, pH (alcalinidad o
acidez), conductividad eléctrica, Eh (potencial de oxidación o reducción), análisis
granulométrico, el peso unitario, potencial ácido, potencial de neutralización, pruebas de
65
65
flotación del underflow y pruebas de sedimentación con una mezcla del overflow del ciclón con
el concentrado de pirita.
3.4.1.- Caracterización del Estanque de Finos.-
Cada una de las muestras tomadas en el campo, con pesos entre 2 a 3 kilogramos, fueron
homogenizadas, para a su vez , tomar muestras pequeñas para las distintas determinaciones
indicadas anteriormente. En la figura 3.7 se muestra la secuencia del tratamiento, tanto para las
procedentes del estanque de finos como las del dique. Los resultados de las mediciones se dan en
la Tabla 3.14 y una información con más detalle en los anexos 1-A y 1-B.
Tabla 3.14
%Humedad, pH, Conductividad, Eh y Peso Unitario del Estanque de Finos
CODIGO PROFUND.
HUMEDAD pH* CONDUCTIVEh **
Peso Unit.
(m) % En pasta s mv (TM/m3)A-1 0.40 34.23 9.36 1045.00 0.87 0.8140A-2 0.80 31.74 9.02 1206.00 1.20 0.8060A-3 1.20 25.49 9.03 1555.00 1.35 1.0041B-1 0.40 45.32 8.92 1098.00 0.91 0.7442B-2 0.80 34.49 8.97 1545.00 0.85 1.0032B-3 1.20 35.37 9.17 1550.00 0.95 0.9265C-1 0.40 47.86 8.66 1566.00 1.01 0.8896C-2 0.80 41.96 8.79 1266.00 0.85 0.8347C-3 1.20 36.64 9.19 1384.00 0.76 0.6953D-1 0.40 47.11 8.64 1510.00 1.03 0.6705D-2 0.80 47.36 9.12 1583.00 0.89 0.6446D-3 1.20 46.40 9.28 1494.00 0.97 0.6527E-1 0.40 19.81 8.24 1203.00 1.44 0.9266E-2 0.80 26.61 8.53 1035.00 1.39 0.9490E-3 1.20 21.76 8.31 1057.00 1.87 1.0196F-1 0.40 11.96 8.27 1028.00 1.91 1.1558F-2 0.80 16.18 8.22 1040.00 2.06 1.1351F-3 1.20 12.65 8.10 970.00 2.45 1.2415G-1 0.40 13.17 8.46 1480.00 2.46 1.0185G-2 0.80 8.71 8.23 808.00 2.94 1.0185G-3 1.20 18.26 8.04 1045.00 2.80 1.0392H-1 0.40 17.02 8.19 1790.00 1.00 0.8947H-2 0.80 20.21 8.22 1480.00 1.61 0.9712H-3 1.20 15.46 8.28 1160.00 1.92 0.9364I-1 0.40 20.00 8.28 1600.00 1.90 0.9623I-2 0.80 16.56 8.40 1206.00 2.73 0.9143
66
66
I-3 1.20 16.70 8.29 1296.00 2.94 1.0109J-1 0.40 16.43 8.48 1756.00 2.70 0.9074J-2 0.80 23.93 8.73 1554.00 1.95 0.8962J-3 1.20 21.13 8.66 1598.00 2.25 1.0000K-1 0.40 22.01 8.94 1816.00 0.9417K-2 0.80 24.11 9.18 1530.00 0.8947K-3 1.20 19.24 9.06 1435.00 0.8793
*El pH se ha medido preparando pastas agregando un 30% de agua al peso húmedo de
la muestra. ** Se ha medido en pastas con una dilución de 1:1.5 (S/L)
Para determinar el peso unitario, las muestras han sido repulpeadas, usando un agitador vetical
(foto 15), hasta una dilución de 1:1.5 y luego se tomó muestras más pequeñas para ser agitadas
en un shaker múltiple (foto 16) por 20 minutos y después de 24 horas se midió esta unidad.
Los resultados de la tabla 3.14 nos indican que el % de humedad es mayor en la zona de finos y
que disminuye con la profundidad y esto es lógico por estar dentro del espejo de agua; el pH e
alcalino y casi constante, la conductividad eléctrica y el potencial de oxidación están dentro los
valores de estabilidad, lo que nos indica poca presencia de iones, lo cual es natural por la
humedad presente que protege de la oxidación a los minerales presentes; también se puede
observar la variación del peso unitario que es bajo para la zona de finos, incrementando
ligeramente en la zona de gruesos del estanque y es un indicador del volumen que ocupan estos
materiales dentro del estanque.
3.4.1.1.- Análisis granulométrico
Para el análisis granulométrico se usaron las mallas 70, 100, 200 y 400; la clasificación
en las mallas 200 y 400 se hizo en húmedo y las otras utilizando un Ro. Tap. Los resultados se
presentan en las tablas 3.15 al 3.17, clasificados según la profundidad y la distancia a la cresta, y
en el anexo 1-C, están los datos por zonas y profundidades.
67
67
Tabla 3.15
Distribución Porcentual por Mallas con la Distancia a 40 cm de profundidad
Código Distancia% Peso por Mallas (Diámetro en m) a 40 cm Profundidad
A Cresta 70 100 200 400 -400 (m) 212 m 150 m 75 m 38 m <38 mJ-1 36 20.10 10.74 17.53 15.55 36.09K-1 52 9.11 12.31 15.95 15.87 46.76G-1 64 38.07 14.23 17.70 11.03 18.87H-1 80 9.44 11.75 20.01 18.43 40.38I-1 96 9.52 6.91 18.54 18.05 46.98F-1 152 27.35 18.76 21.93 12.08 19.90E-1 214 16.26 13.33 18.02 12.87 39.52A-1 320 0.21 0.88 1.79 12.01 85.11B-1 400 0.00 0.23 2.32 3.24 94.21C-1 428 0.00 0.35 3.16 7.01 89.48
0 50 100 150 200 250 300 350 400 450
0
20
40
60
80
100
Fig.3.8.- Distribución Granulométrico Estanque Finos a 40 cm Profundidad
M-70
M-100
M-200
M-400
M <400
D istancia a la cresta (m)
% P
es
o R
ete
nid
o
68
68
Tabla 3.16
Distribución Porcentual por Mallas con la Distancia a 80 cm de profundidad
Código Distancia % Peso por Mallas (Diámetro en m) a 80 cm Profundidad
A Cresta 70 100 200 400 -400 (m) 212 m 150 m 75 m 38 m <38 mJ_2 36 4.91 6.15 13.80 16.68 58.47K-2 52 3.55 9.26 16.59 15.44 55.16G-2 64 57.45 15.59 14.20 6.09 6.68H-2 80 12.65 16.80 21.14 14.38 35.04I-2 96 9.80 11.23 21.11 22.12 35.74F-2 152 32.27 12.39 17.64 13.65 24.05E-2 214 8.66 7.22 14.09 14.65 55.39A-2 320 0.43 1.78 9.55 11.19 77.06B-2 400 0.28 4.96 16.83 14.07 63.86C-2 428 0.00 0.51 0.97 3.85 94.67
0 100 200 300 400 500
0102030405060708090
100
Fig. 3.9.- Disatribución Granulométrica Estanque Finos a 80 cm profundidad
M-70 M-100 M-200 M-400 M<400
Distancia a la Cresta (m)
% P
eso
Ret
enid
o
Con los valores de las tablas 3.14, 3.15 y 3.16 y los gráficos 3.8, 3.9 y 3.10, es posible interpretar
la distribución granulométrica de los relaves almacenados en el Estanque de Finos, en ellos se
aprecia claramente que las partículas con diámetros entre los 75 a mayores de 212 micrones se
depositan mayoritariamente en las zonas intermedia y gruesos y las partículas con diámetro
menores o iguales a 38 micrones lo hacen en la zona de finos, las ligeras variaciones que se dan
entre las diferentes profundidades, se debe sobre todo al tipo de descarga, la velocidad de flujo,
69
69
el área de espejo de agua, el diámetro de corte y la eficiencia del ciclón. Es importante destacar
la discrepancia de distribución de partículas que se da en el punto G, que a pesar de estar más
Tabla 3.17
Distribución Porcentual por Mallas con la Distancia a 120 cm de profundidad
Código Distancia% Peso por Mallas (Diámetro en m) a 120 cm Profundidad
A Cresta 70 100 200 400 -400 (m) 212 m 150 m 75 m 38 m <38 mJ-3 36 27.29 6.94 12.63 12.83 40.31K-3 52 8.27 11.87 20.39 14.89 44.58G-3 64 15.07 13.52 24.38 21.65 25.38H-3 80 16.88 14.61 23.95 14.24 30.33I-3 96 28.38 14.32 19.59 13.68 24.03F-3 152 38.93 15.16 20.66 10.47 14.77E-3 214 4.61 10.36 23.20 20.10 41.72A-3 320 2.96 10.73 22.03 15.96 48.33B-3 400 0.76 4.93 13.00 9.96 71.34C-3 428 0.70 0.59 1.27 4.37 93.06
0 50 100 150 200 250 300 350 400 4500
10
20
30
40
50
60
70
80
90
100
Fig. 3.10.- Distribución Granulométrica Estanque Finos a 120 cm Porfundidad
M-70 M-100 M-200 M-400 M<400
Distancia a la Cresta (m)
% P
eso
rete
nido
distante que los puntos J y K, presenta un mayor porcentaje de gruesos, esto posiblemente se
debe a que este punto se encuentra en el cause de la descarga directa, es decir sin pasar por el
ciclón, hecho que se practica ocasionalmente, según la información de los operadores.
70
70
Considero, que si las operaciones de descarga se realizan con una distribución más homogénea
del overflow, se lograría una distribución granulométrica también homogénea.
3.4.1.2.- Determinación del Potencial Neto de Neutralización (NNP)
En la caracterización química de los depósitos de relaves, es lo más importante, puesto
que es la variable que determina si un depósito es o no generador de aguas ácidas, por ello en el
presente trabajo, se ha hecho un gran esfuerzo para determinar el NNP de la mayor cantidad
posible de muestras, aunque nuestro propósito hubiera sido analizar todas las muestras, pero por
limitaciones, sobre todo económicas, sólo se ha analizado algunas. Estas determinaciones se
realizaron para ver la variación de NNP con la granulometría, con la profundidad y con la
distancia a la cresta. Para determinar el valor del NNP, se analizó el S total y el S como sulfato
y por diferencia se determinó el S como sulfuro, que es el que interesa para hallar el AP de una
muestra y por titulación ácido-base de halló el porcentaje de carbonatos y con ello el NP. En el
Anexo 2 se da detalles de las determinaciones. Todos los análisis se hicieron de acuerdo al
método modificado de Villachica. En los laboratorios de Consulcont y la Universidad Nacional
de San Antonio Abad del Cusco, por el autor del presente trabajo.
Para fines de una interpretación sencilla se presenta un extracto de los resultados del Anexo 2
en tablas siguientes:
71
71
Tabla 3.18
Valores de AP, NP, NNP y NP/AP del Estanque de Finos
CODIGODistancia a AP NP NNP NP/AP
Cresta(m) kgCaCO3/TM kgCaCO3/TM kgCaCO3/TM
C-1 +400 428 47.66 29.50 -18.16 0.62C-1 -400 428 173.75 53.75 -120.00 0.31C-2 +400 428 43.75 22.50 -21.25 0.51C-2 -400 428 165.00 44.25 -120.75 0.27C-3 +400 428 54.37 43.50 -10.87 0.80C-3 -400 428 140.00 65.00 -75.00 0.46D-2 +400 320 54.06 40.50 -13.56 0.75D-2 -400 320 132.19 47.50 -84.69 0.36K-2 +100 52 47.34 41.50 -5.84 0.88K-2 +400 52 194.22 37.75 -156.47 0.19K-2 -400 52 192.34 56.00 -136.34 0.29J-1 +100 36 191.88 27.75 -164.13 0.14J-1 +400 36 290.63 38.50 -252.13 0.13J-1 -400 36 220.00 49.00 -171.00 0.22J-2 +100 36 72.50 33.25 -39.25 0.46J-2 +400 36 150.31 43.75 -106.56 0.29J-2 -400 36 188.44 66.50 -121.94 0.35J-3 +100 36 383.13 18.50 -364.63 0.05J-3 +400 36 237.50 33.75 -203.75 0.14J-3 -400 36 174.38 51.25 -123.13 0.29
Tabla 3.19
Variación del NNP con la Distancia a la Cresta
Codigo Distancia a NNP en kg CaCO3 por TM Cresta (m) M+100 M+400 M-400J-2 36 -39.25 -106.56 -121.94K-2 52 -5.84 -156.47 -136.34D-2 320 -13.56 -84.69C-2 428 -21.25 -120.75
72
72
0 50 100 150 200 250 300 350 400 450
-200-180-160-140-120-100
-80-60-40-20
020
Fig. 3.11.-Variación del NNP con la Distancia a la Cresta
M+100 M+400 M-400
Distancia a la Cresta (m)
NNP
Tabla 3.20
Variación del NNP con la Profundidad
CodigoProfundidad NNP en kg CaCO3 por TM
(cm) M+100 M+400 M-400C-1 40 -18.16 -120.00C-2 80 -21.25 -120.75C-3 120 -10.87 -75.00J-1 40 -164.13 -252.13 -171.00J-2 80 -39.25 -106.56 -121.94J-3 120 -364.63 -203.75 -123.13
30 40 50 60 70 80 90 100 110 120 130
-400
-350
-300
-250
-200
-150
-100
-50
0
Fig. 3.12.-Variación del NNP con la Profundidad
M+400C
M-400C
M+100J
M+400J
M-400J
Profundidad (cm)
NN
P
73
73
3.4.2.- Caracterización del Dique de Contención
En la caracterización del Dique de Contención de la Presa de Relaves de Chinchán, el
tratamiento de las muestras tomadas en los diferentes puntos, fue el mismo que se ha dado a las
muestras del Estanque de Finos, por tanto en esta parte, solamente haremos un comentario sobre
los resultados, que en detalle se da en el anexo 1-D.
Tabla 3.21
%Humedad, pH, Conductividad, Eh y Peso Unitario del Estanque de Finos
CODIGO PROFUND. HUMEDAD -pH
CONDUCTIV Eh
PESO UNIT.
(m) % En pasta s mv (TM/m3)1-1- 0.40 6.44 7.08 809.00 1.74 3.701-2- 0.80 7.22 7.29 765.00 1.76 4.101-3- 1.20 9.63 7.34 1080.00 1.76 5.472-1- 0.40 6.75 7.11 723.00 1.85 3.652-2- 0.80 7.68 7.24 962.00 1.94 3.962-3- 1.20 6.69 7.31 1128.00 1.88 3.563-1- 0.40 7.10 7.43 1213.00 1.82 3.903-2- 0.80 8.13 7.45 1645.00 1.86 4.373-3- 1.20 10.50 7.32 1205.00 1.95 5.384-1- 0.40 11.74 7.55 1206.00 1.88 6.244-2- 0.80 10.90 7.73 889.00 1.84 5.924-3- 1.20 7.04 7.75 1185.00 1.83 3.855-1- 0.40 12.59 7.74 1460.00 1.84 6.845-2- 0.80 14.03 7.74 1366.00 1.83 7.675-3- 1.20 14.95 8.01 964.00 1.71 8.746-1- 0.40 4.98 7.74 1406.00 1.85 2.696-2- 0.80 5.20 7.81 1236.00 1.81 2.876-3- 1.20 7.36 7.93 1140.00 1.72 4.287-1- 0.40 5.12 7.94 1060.00 1.75 2.937-2- 0.80 6.99 7.86 1166.00 1.77 3.957-3- 1.20 7.40 7.89 1235.00 1.75 4.238-1- 0.40 6.72 7.80 1033.00 1.85 3.638-2- 0.80 6.65 7.72 1212.00 1.83 3.638-3- 1.20 8.06 7.70 1262.00 1.84 4.389-1- 0.40 7.26 7.85 1023.00 1.78 4.089-2- 0.80 9.25 7.79 1061.00 1.78 5.209-3- 1.20 7.35 7.79 1183.00 1.82 4.0410-1- 0.40 5.31 7.87 1214.00 1.45 3.6610-2- 0.80 4.41 7.81 1185.00 1.40 3.1510-3- 1.20 6.62 7.90 1100.00 1.46 4.5311-1- 0.40 7.52 7.85 804.00 1.32 5.7011-2- 0.80 6.81 7.88 916.00 1.37 4.9711-3- 1.20 6.53 7.91 1083.00 1.50 4.3512-1- 0.40 5.96 7.80 1226.00 1.77 3.3712-2- 0.80 6.47 7.78 1105.00 1.76 3.68
74
74
12-3- 1.20 6.06 7.72 1305.00 1.51 4.01 *Para preparar las pastas se ha agregado agua en un 30% del peso hùmedo de la muestra
En la tabla 3.21 se observa que el % de humedad es baja, con excepción de la zona de actual
descarga que tiene porcentajes de hasta casi 15%; El pH de la pasta es alcalina, mayor a siete, lo
que se debe a dos factores: el alto valor del pH del relave proveniente de la planta y al riego
periódico con lechada de cemento; el potencial de oxidación y la conductividad eléctrica están en
los niveles de poca ionización y los pesos unitarios hallados para los distintos puntos de
muestreo nos dan valores altos y poca variación, tanto con la profundidad como con la distancia
a la cresta; de estos valores podemos concluir que el Dique presenta buena estabilidad física y
química.
3.4.2.1.- Análisis Granulométrico.-
La distribución granulométrica del material depositado en el Dique a partir del
Underflow del relave se puede observar en las tablas 3.22, 3.23 y 3.24 y la representación gráfica
en las figuras 3.13, 3.14 y 3.15, en esta tablas y figuras se ve claramente que la distribución del
material es casi uniforme tanto en la profundidad como en la distancia a la cresta y que el mayor
porcentaje de los materiales está en la malla +70 y que las partículas menores a la malla 400
están en poca proporción, hecho que contribuye favorablemente a la estabilidad física del dique.
Tabla 3.22
Distribución Porcentual por Mallas con la Distancia a 40 cm de profundidad
Codigo Distancia% Peso por Mallas (Diámetro en m) a 40 cm Profundidad
a Cresta 70 100 200 400 -400 (m) 212 m 150 m 75 m 38 m <38 m11-1- 0 45.43 15.83 17.18 9.60 11.963-1- 14 48.83 15.97 18.93 8.30 7.976-1- 60 46.26 18.23 18.92 8.52 8.078-1- 83 62.46 12.80 12.02 5.42 7.3010-1- 108 47.52 16.90 18.64 9.14 7.80
75
75
0 10 20 30 40 50 60 70 80 90 100 110 120
0
10
20
30
40
50
60
70
Fig. 3.13.- Distribución Granulométrica Dique a 40 cm Profundidad
M-70 M-100 M-200 M-400 M<400
Distancia a la Cresta (m)
% P
eso
Ret
enid
o
Tabla 3.23
Distribución Porcentual por Mallas con la Distancia a 80 cm de profundidad
Codigo Distancia% Peso por Mallas (Diámetro en m) a 40 cm Profundidad
a Cresta 70 100 200 400 -400 (m) 212 m 150 m 75 m 38 m <38 m11-2- 0 46.15 16.76 17.53 9.30 10.273-2- 14 48.23 17.01 18.09 8.07 8.616-2- 60 50.01 17.89 17.15 7.68 7.278-2- 83 51.43 16.13 18.07 7.10 7.2810-2- 108 35.25 15.00 25.26 14.15 10.34
0 20 40 60 80 100 120
0
10
20
30
40
50
60
Fig.3.14.-Distribución Granulométrica Dique a 80 cm Profundidad
M-70 M-100 M-200 M-400 M<400
Distancia a la Cresta (m)
% P
eso
Ret
enid
o
76
76
Tabla 3.24
Distribución Porcentual por Mallas con la Distancia a 120 cm de profundidad
Codigo Distancia% Peso por Mallas (Diámetro en m) a 40 cm Profundidad
a Cresta 70 100 200 400 -400 (m) 212 m 150 m 75 m 38 m <38 m11-3- 0 40.86 18.77 21.57 9.48 9.323-3- 14 43.43 16.30 21.21 9.77 9.306-3- 60 40.09 19.18 21.21 10.38 9.148-3- 83 43.95 17.70 23.54 9.26 5.5410-3- 108 40.90 16.14 22.92 10.55 9.50
0 20 40 60 80 100 120
0
10
20
30
40
50
Fig. 3.15.- Distribución Granulométrica Dique a 120 cm Profundidad
M-70 M-100 M-200 M-400 M<400
Distancia Cresta (m)
% P
eso
Ret
enid
o
3.4.2.2.- Determinación del NNP.-
En la caracterización de un dique, es la variable más importante, por que define si el
material que contiene, será o no generador de aguas ácidas. Los resultados del análisis del
contenido de S como sulfuro, indica cuánto ácido puede generar un material y la determinación
del contenido de material carbonatado, es un indicador de la capacidad de consumo de ácido que
tiene dicho material, por tanto si un material determinado tiene mayor capacidad de generar
77
77
ácido y menor capacidad de consumo, entonces es el caso de un material generador de
DRENAJE ACIDO. En la tabla 3.25 se muestra esta caracterización del Dique de Chinchán (ver
más detalles en anexo 2), tanto su variación con la distancia como con la profundidad y en las
tablas 3.26 y 3.27 y los gráficos 3.16 y 3.17 se analiza en forma separada; La figura 3.16 muestra
que el NNP es más negativo en la zona intermedia y entre las partículas menores a la malla 100 y
mayores a la malla 400 y la figura 3.17 muestra que los valores del NNP son casi uniformes con
la profundidad para las diferentes mallas , pero también indica que es más negativo para las
partículas entre –100 y +400. Este hecho nos indica que la mayor capacidad de generación de
drenaje ácido, está en las partículas entre –100 y +400, sin embargo se puede afirmar que este
Dique, en general, tiene un potencial elevado de generación de aguas ácidas, por tanto se debe
tomar las medidas adecuadas para evitar este fenómeno.
Tabla 3.25
Valores de AP, NP, NNP y NP/AP del Dique de Contención
CODIGODistancia a AP NP NNP NP/AP
Cresta(m) KgCaCO3/TM kgCaCO3/TM kgCaCO3/TM
11-2 +100 0.00 68.13 21.00 -47.13 0.3111-2 +400 0.00 299.38 13.75 -285.63 0.0511-2 -400 0.00 553.75 21.25 -532.50 0.043-2 +100 14.00 112.50 13.50 -99.00 0.123-2 +400 14.00 620.00 12.50 -607.50 0.023-2 -400 14.00 311.88 27.00 -284.88 0.096-1 +100 60.00 125.00 23.75 -101.25 0.196-1 +400 60.00 653.75 49.75 -604.00 0.086-1 -400 60.00 356.88 42.50 -314.38 0.126-2 +100 60.00 146.72 30.25 -116.47 0.216-2 +400 60.00 642.66 28.75 -613.91 0.046-2 -400 60.00 337.81 56.25 -281.56 0.176-3 +100 60.00 148.44 31.50 -116.94 0.216-3 +400 60.00 678.12 38.50 -639.62 0.066-3 -400 60.00 355.00 62.50 -292.50 0.1810-2 +100 108.00 111.88 21.50 -90.38 0.1910-2 +400 108.00 396.88 72.75 -324.13 0.1810-2 -400 108.00 490.94 44.75 -446.19 0.09
78
78
Tabla 3.26
Variación del NNP con la Distancia a la Cresta
CodigoDistancia a NNP en kg CaCO3 por TMCresta (m) M+100 M+400 M-400
11.2 0.00 -47.13 -285.63 -532.503-2. 14.00 -99.00 -607.50 -284.886-2. 60.00 -116.47 -613.91 -281.5610-2. 108.00 -90.38 -324.13 -446.19
0 20 40 60 80 100 120
-700
-600
-500
-400
-300
-200
-100
0
Fig.3.16.- Variación del NNP con la Distancia a la Cresta
M+100 M+400 M-400
Distancia a la Cresta (m)
NNP
Tabla 3.27
Variación del NNP con la Profundidad
CodigoProfundidad NNP en kg CaCO3 por TM
(cm) M+100 M+400 M-4006-1. 40 -101.25 -604 -314.386-2. 80 -116.47 -613.91 -281.566-3. 120 -116.94 -639.62 -292.50
79
79
30 50 70 90 110 130
-700
-600
-500
-400
-300
-200
-100
0
Fig. 3.17.- Variación del NNP con la profundidad
M+100 M+400 M-400
Profundidad (cm)
NNP
3.5.- PRUEBAS DE FLOTACIÓN DE LA PIRITA DEL UNDERFLOW
Se corrió una serie de 5 pruebas de flotación, con el material tomado del UNDERFLOW del
ciclón que opera en la Presa de Relaves de Chinchán. Las muestras fueron repulpeadas al 38%
de sólidos, el pH de la pulpa resultante al agregar agua dio 8 para todos los casos, se usó como
colector el xantato isopropílico de sodio ( Z-11 ) y como espumante el D-1012. Las condiciones
de las 5 pruebas se resumen en la Tabla 3.28, y se debe indicar que se utilizó una celda de
flotación Denver Sub-A (Fotos 17 y 18) a 1500 rpm, 0.050 kg/TM de Z-11 y 0.1 kg/TM de
espumante.
Por otro lado se debe tener presente, que estas pruebas tienen como fin lograr la mayor
separación de la pirita contenida en el underflow para ser almacenada subacuáticamente en la
zona de finos y un relave con bajo contenido de azufre y por tanto, con poca o ninguna
capacidad de generación de aguas ácidas, apto para ser empleado como material de relleno en la
construcción del dique, ambos objetivos permitirán disminuir la generación del DAM de la
presa en su conjunto, por lo que el análisis de los resultados de estas pruebas se harán desde estos
puntos de vista, destacando la relación de peso de concentrado a relave, el contenido de azufre el
los productos y su capacidad de neutralización.
80
80
Tabla 3.28
Condiciones de las Pruebas de Flotación del Underflow
Tiempos de repulpeado, acondicionamiento y flotación en minutosPruebaPeso Húm.AguaRepulpeado Acondicion. I Ro I RoII RoIII Acondicion. II Sc. (g) (cc) PY-1 600 730 5 5 1 1 1 4 5PY-2 600 730 5 5 1 1 2 4 5PY-3 600 730 5 2.5 2 2 3PY-4 600 730 3 2 2 2 3PY-5 3000 3700 3 5 3 2 3
Ro = Flotación Rougher
Sc = Flotación Scavenger
Los resultados del contenido de azufre, su distribución y el porcentaje de distribución de los
productos con el tiempo de las 5 pruebas de flotación se dan en el Anexo 3.
3.5.1.- Ley y Distribución del Azufre en el Concentrado y el Relave.-
Para una mejor interpretación de los datos, es conveniente realizar la corrección de los
resultados experimentales, en cuanto se refiere al contenido(ley) del azufre, su distribución y la
variación porcentual en peso, tanto del concentrado como del relave. Los resultados de este
análisis en base a los productos calculados, se expresan en las tablas 3.29 al 3.33 y en las figuras
del 3.18 al 3.22; en ellas se puede ver claramente, que para un tiempo de flotación entre 2 a 4
minutos un promedio del 20% del peso de la alimentación está en el concentrado de pirita y el
80% representa el relave y la ley promedio de azufre es de 23% en el concentrado y menor al
1.5% en el relave, lo que nos indica que la recuperación del S en el concentrado es mayor al 80%
para un tiempo de flotación de 4 minutos. Además, se puede destacar que para un tiempo de
flotación de 5 a 6 minutos el relave final tendría una ley de S apenas mayor al 1%, que
representa el 15 a 16% del azufre que ingresa la alimentación, como underflow del ciclón.
De estos resultados también se puede deducir, que separando la pirita del underflow no se
afectará más que en un 20%, el peso del under que actualmente se deposita en el dique, de modo
que en esta caso no se requerirá material de empréstito para la elevación del nivel de la presa y se
obtendrá un material con poco contenido de S, y el concentrado ser almacenado en la zona de
finos por debajo del nivel de agua y finos.
81
81
3.5.2.- Variación del NNP en el Concentrado y el Relave.-
El potencial neto de neutralización (NNP), es un parámetro que expresa la capacidad de
generación de drenaje ácido de un producto, parámetro que se determina una vez conocido el
potencial ácido (AP) y el potencial de neutralización (NP). En el caso particular de los productos
de la flotación del underflow del ciclón, es conveniente ver la variación, de este parámetro tan
importante en la caracterización química de los relaves, con el tiempo de flotación; con este fin
haremos uso de los resultados del análisis químico del S (anexo 3) y del CaCO3 (anexo 4 ), con
los cuales se calcula en AP, NP y NNP para cada uno de los productos de las 5 pruebas de
flotación y están expresada en la tablas del 3.34 al 3.38 y representadas gráficamente en las
figuras del 3.23 al 3.27.
En cada una de estas tablas y figuras se observa que el AP disminuye con el tiempo de flotación
en forma muy notoria en el concentrado y poco significativo en el relave, lo que está
directamente relacionado con el contenido de S, visto en el punto anterior; por el contrario el NP
aumenta en el concentrado, lo que se explica por el arrastre de componentes carbonatos en el
proceso de flotación, mientras que en el relave se mantiene casi constante. La variación del
NNP resultante de la relación de estos dos valores por sustracción (NNP = NP-AP) permite
afirmar que por flotación podemos lograr, por un lado, un concentrado altamente generador de
aguas ácidas, con un NNP que puede alcanzar hasta valores menores de –700 kg de CaCO3/TM,
los que pueden ser almacenados por diferentes métodos, para evitar o mitigar la generación del
82
82
Tabla 3.29.- Resultados Calculados Prueba de Flotación PY-1 Tiempo Concentrado Relave CONCENTRADO RELAVECódigo Acum. Flot. % ooo % ooo % ooo % ooo % Peso Ley S, % Recuperac. Peso Ley S Rec. Minutos Sp Sac Sp Sac Parc. Acum. Parc. acum.. Parc. Acum. % % % 0 PY-1 Ro I 1 389.12 389.12 213.25 213.25 16.5316.53 23.5423.54 64.6064.60 83.472.55 35.40PY-1 Ro II 2 84.67 473.78 128.59 341.84 3.48 20.01 24.3323.68 14.0678.65 79.991.61 21.35PY-1 Ro III 4 26.66 500.44 101.93 443.77 2.72 22.73 9.8 22.02 4.43 83.08 77.271.32 16.92PY-1 Sc 9 17.69 518.13 84.24 528.01 4.03 26.76 4.39 19.36 2.94 86.02 73.241.15 13.98PY-1 Rel 84.24 602.37 0.00 528.01 73.25100.01 1.15 6.02 13.98100.00
%Sp Total: 6.02
Tabla 3.30.- Resultados Pruebas de Flotación PY-2 Tiempo Concentrado Relave CONCENTRADO RELAVECódigo Acum. Flot. % ooo % ooo % ooo % ooo % Peso Ley S, % Recuperac. Peso Ley S Rec. Minutos Sp Sac Sp Sac Parc. Acum. Parc. acum.. Parc. Acum. % % % 0 PY-2 Ro I 1 411.97 411.97 195.47 195.47 17.2317.23 23.9123.91 67.8267.82 82.772.36 32.18PY-2 Ro II 2 70.07 482.04 125.40 320.87 3.04 20.27 23.0523.78 11.5479.36 79.731.57 20.64PY-2 Ro III 4 27.43 509.47 97.97 418.84 2.44 22.71 11.2422.43 4.51 83.87 77.291.27 16.13PY-2 Sc 9 22.35 531.82 75.62 494.46 3.86 26.57 5.79 20.02 3.68 87.55 73.431.03 12.45PY-2 Rel 75.62 607.44 0.00 494.46 73.4299.99 1.03 6.07 12.45100.00
%Sp Total: 6.07
83
Tabla 3.31.- Resultados Pruebas de Flotación PY-3 Tiempo Concentrado Relave CONCENTRADO RELAVECódigo Acum. Flot. % ooo % ooo % ooo % ooo % Peso Ley S, % Recuperac. Peso Ley S Rec. Minutos Sp Sac Sp Sac Parc. Acum. Parc. acum.. Parc. Acum. % % % 0 PY-3 Ro I 2 456.49 456.49 118.26 118.26 19.45 19.45 23.47 23.47 79.42 79.42 80.55 1.47 20.58PY-3 Sc 5 40.68 497.17 77.58 195.84 4.49 23.94 9.06 20.77 7.08 86.50 76.06 1.02 13.50PY-3 Rel 77.58 574.75 0.00 195.84 76.06 100 1.02 5.75 13.50 100.00
%Sp Total: 5.75Tabla 3.32.- Resultados Pruebas de Flotación PY-4 Tiempo Concentrado Relave CONCENTRADO RELAVECódigo Acum. Flot. % ooo % ooo % ooo % ooo % Peso Ley S, % Recuperac. Peso Ley S Rec. minutos Sp Sac Sp Sac Parc. Acum. Parc. acum.. Parc. Acum. % % % 0 PY-4 Ro I 2 431.31 431.31 176.47 176.47 18.44 18.44 23.39 23.39 70.97 70.97 81.56 2.16 29.03PY-4 Sc 5 48.89 480.20 127.58 304.04 4.24 22.68 11.53 21.17 8.04 79.01 77.32 1.65 20.99PY-4 Rel 127.58 607.78 0.00 304.04 77.32 100 1.65 6.08 20.99 100.00
%Sp Total: 6.08Tabla 3.33.- Resultados Pruebas de Flotación PY-5 Tiempo Concentrado Relave CONCENTRADO RELAVECódigo Acum. Flot. % ooo % ooo % ooo % ooo % Peso Ley S, % Recuperac. Peso Ley S Rec. minutos Sp Sac Sp Sac Parc. Acum. Parc. acum.. Parc. Acum. % % % 0 PY-5 Ro I 3 386.67 386.67 195.45 195.45 15.91 15.906 24.31 24.31 66.42 66.42 84.09 2.32 33.58PY-5 Sc 6 99.80 486.47 95.65 291.10 5.05 20.954 19.77 23.22 17.14 83.57 79.05 1.21 16.43PY-5 Rel 95.65 582.12 0.00 291.10 79.05 100 1.21 5.82 16.43 100.00
%Sp Total: 5.82
84
84
Fig. 3.18.- Resultados Gráficos de Prueba de Flotación PY-1
85
85
Fig. 3.19.- Resultados Gráficos de Prueba de Flotación PY-2
86
86
Fig. 3.20.- Resultados Gráficos de Prueba de Flotación PY-3
87
87
Fig. 3.21.- Resultados Gráficos de Prueba de Flotación PY-4
88
88
Fig. 3.22.- Resultados Gráficos de Prueba de Flotación PY-5
89
89
Tabla 3.34.- Cálculo del NNP en Prueba de Flotación PY-1
CONCENTRADO RELAVE
CODIGOT. Acum. % S AP* NP* NNP* % S AP NP NNP(Min)
PY-1 Ro I 1 23.54 735.63 7.50 -728.13 2.55 79.69 47.73 -31.96PY-1 Ro II 2 24.33 760.31 16.00 -744.31 1.61 50.31 49.11 -1.20PY-1 Ro III 4 9.8 306.25 19.75 -286.50 1.32 41.25 50.14 8.89PY-1 Sc 9 4.39 137.19 43.50 -93.69 1.15 35.94 50.51 14.57PY-1 Rel 1.15 35.94 50.50 14.56 * Expresados en kg CaCO3/TM
Fig. 3.23 .- Variación del AP, NP y NNP en Prueba PY-1
90
90
Tabla 3.35.- Cálculo del NNP en Prueba de Flotación PY-2
CONCENTRADO RELAVE
CODIGOT. Acum. % S AP* NP* NNP* % S AP NP NNP(Min)
PY-2 Ro I 1 23.91 747.19 5.00 -742.19 2.36 73.75 46.58 -27.17PY-2 Ro II 2 23.05 720.31 10.00 -710.31 1.57 49.06 47.97 -1.09PY-2 Ro III 4 11.24 351.25 18.80 -332.45 1.27 39.69 48.89 9.20PY-2 Sc 9 5.79 180.94 41.30 -139.64 1.03 32.19 49.29 17.10PY-2 Rel 1.03 32.19 49.30 17.11 * Expresados en kg CaCO3/TM
Fig. 3.24.- Variación del AP, NP y NNP en Prueba PY-2
91
91
Tabla 3.36.- Cálculo del NNP en Prueba de Flotación PY-3
CONCENTRADO RELAVE
CODIGOT. Acum. % S AP* NP* NNP* % S AP NP NNP(Min)
PY-3 Ro I 2 23.47 733.44 7.50 -725.94 1.47 45.94 49.80 3.86PY-3 Sc 5 9.06 283.13 29.50 -253.63 1.02 31.88 51.00 19.13PY-3 Rel 1.02 31.88 51.00 19.13 * Expresados en kg CaCO3/TM
Fig. 3.25.- Variación del AP, NP y NNP en Prueba PY-3
Tabla 3.37.- Cálculo del NNP en Prueba de Flotación PY-4
92
92
CONCENTRADO RELAVE
CODIGOT. Acum. % S AP* NP* NNP* % S AP NP NNP(Min)
PY-4 Ro I 2 23.47 733.44 3.70 -729.74 1.47 45.94 48.25 2.31PY-4 Sc 5 9.06 283.13 25.50 -257.63 1.02 31.88 49.50 17.63PY-4 Rel 1.02 31.88 49.50 17.63 * Expresados en kg CaCO3/TM
Fig. 3.26.- Variación del AP, NP y NNP en Prueba PY-4
Tabla 3.38.- Cálculo del NNP en Prueba de Flotación PY-5
93
93
CONCENTRADO RELAVE
CODIGOT. Acum. % S AP* NP* NNP* % S AP NP NNP(Min)
PY-5 Ro I 2 23.47 733.44 7.50 -725.94 1.47 45.94 65.27 19.33PY-5 Sc 6 9.06 283.13 17.80 -265.33 1.02 31.88 68.30 36.43PY-5 Rel 1.02 31.88 68.30 36.43 * Expresados en kg CaCO3/TM
Fig. 3.27.- Variación del AP, NP y NNP en Prueba PY-5
DAM, como el almacenamiento subacuático que se propone a través del presente
trabajo y por otro, y es lo más importante de estas pruebas de flotación, un RELAVE
NEUTRO O CASI NEUTRO, por cuanto, según el tiempo de flotación el NNP de los
94
94
relaves pueden tomar valores de –31.96 para un tiempo mínimo de 01 minuto de
flotación, hasta de +36.43 para 6 minutos de flotación, valores que permitirían manejar
un dique de contención con mayor seguridad y ventajas desde el punto de vista
ambiental, por que se tendría un dique construido cubierto con un material con poca o
ninguna capacidad de generar DAM , lo que en la etapa de cierre de operaciones
significaría un menor costo de tratamiento de relaves y mayor seguridad en cuanto se
refiere a la estabilidad química de una presa de relaves.
95
95
3.6.- PRUEBAS DE ENCAPSULAMIENTO DE CONCENTRADO DE PIRITA .-
Después de los excelentes resultados de sedimentación logrados con el material sintético,
descritos en el punto 3.1, se pasó a la etapa de ensayar con los relaves de una planta, para ver
el comportamiento de una muestra real, con la idea de simular el encapsulamiento que se
pueda dar, sí se almacena un concentrado de pirita separado por flotación a partir del
underflow de la clasificación de un relave, en la zona de finos de un estanque de relaves, con
este objetivo se desarrollaron 5 pruebas de sedimentación, manteniendo constante los pesos
del concentrado de pirita y la lama, el tiempo de agitación y el volumen total, siendo la
variable evaluada el tiempo de sedimentación, que se varió entre 5 a 30 minutos, después del
tiempo de sedimentación se extrajo por sifoneo 5 capas de 200 ml cada una, para ser pesado,
filtrado, secado y analizado por azufre y carbonato de calcio para determinar el NNP de cada
capa.
3.6.1.- Determinación del Peso de Concentrado y Lama.-
En base a los resultados de las pruebas de flotación del underflow de la clasificación
del relave procedente de la planta concentradora (alimento al ciclón) y los actuales
parámetros de operación de la presa de relaves, para determinar el peso del concentrado de
pirita y lama que deben ser empleados en las pruebas de sedimentación, se toma en cuenta el
nuevo sistema de manejo de relaves que se propone, ver figura 3.28, y las siguientes
consideraciones:
Volumen total de pulpa = 1000 cc
Alimento Ciclón = 100%
Overflow = 45%
Undeflow = 55%
Concentrado Pirita = 20% del Underflow, pulpa con 50% de sólidos
Relave Neutralizado = 80% del Underflow
Todos los porcentajes están dados en peso, además se estima que 1/3 del peso del overflow
ocupa la zona de finos del estanque de relaves y tiene un 30 % de sólidos.
Con estas consideraciones y en base 100 se hace los siguientes cálculos:
- Peso Lamas =
13∗45=15
............................................. 1
96
- Peso Concentrado Pirita = 55 * 0.20 = 11 .............................. 2
- Relación =
wLwC
=1511
=1. 364, entonces: wL = 1.364wC ................ 3
- VH2O(Lama) + VH2O(Concentrado) = VH2O(Total) .................... 4
- Para 1000 cc de pulpa, se tiene:
VC + VL + VH2O (Total) = 1000 ....................................................... 5
- Los pesos específicos del concentrado y la lama son 4.5 y 2.7 respectivamente .. 6
- V = w/p.e ……………………………………. 7
- Combinando las relaciones 4,5,6 y 7 se tiene:
wC4 .5
+wL2 .7
+V H 2O(Conc )+V H 2O(Lama)=1000 ....................... 8
- La lama tiene 30% de sólidos, entonces: wH 2O(Lama )=
0 .70 .3
wL=2. 33wL.... 9
- El concentrado tiene 50% de sólidos, entonces: wH2O (Concent.) = wC ......... 10
- Reemplazando las relaciones 3, 9 y 10 en 8, se tiene:
wC4 .5
+1 .36 (wL )
2. 7+2 .33 (1. 36 )wC+wC=1000
Resolviendo: wC = 204.5 g
wL = 278.12 g
wH2O = 851.56 g
3.6.2.- Descripción del Experimento.-
a.- Condiciones.- Definido los pesos del concentrado de pirita, lama y agua, las pruebas
experimentales se desarrollaron en las siguientes condiciones:
Volumen Total de Pulpa : 1000 cc
Peso Concentrado Pirita: 204.5 g
Peso Lama : 278.1 g
Volumen de Agua: 852 cc
97
97
Densidad de Pulpa: 1334.6 g/l
Tiempo de Agitación: 10 minutos
Tiempo de Sedimentación: 5, 10, 15, 20 y 30 minutos
b.- Material Empleado.-
Una probeta de 1000 cc
Un agitador manual de eje vertical con disco perforado
Un cronómetro
Una balanza electrónica de 2000 g.
Una regla de 50 cm
Vasos de precipitados y vasos plásticos
Filtro a presión y embudos de vidrio
Estufa de secado
Parte del material empleado se aprecia en las fotos 19, 20, 21 y 22
c.- Procedimiento.- El concentrado de pirita y lama de peso húmedo conocidos, son
cargados a la probeta, repulpado a 1000 cc con agua, agitado manualmente por 10
minutos con el agitador de eje vertical hasta lograr la homogenización de la pulpa, luego
se da el tiempo de sedimentación correspondiente, al final del cual se extrae por sifoneo
200 cc de pulpa, para las 5 capas preestablecidas. Cada muestra extraída se pesa como
pulpa, filtra y seca, finalmente se pesa la muestra seca y se toman muestras para el
análisis de S y CaCO3 para la caracterización del NNP.
La secuencia del procedimiento está representada en la figura 3.29
3.6.3.- Caracterización Granulométrica y Química de los Componentes de las
Pruebas.-
De acuerdo a los objetivos del presente trabajo, es conveniente hacer una
caracterización granulométrica del alimento al ciclón (Relave de Planta), del underflow,
overflow, concentrado de pirita y el relave neutro (Relave de la Flotación del underflow), para
ello se ha empleado, como para todos los análisis de malla, un nido de tamices ASTM (Foto
23), los resultados de este análisis se da en la tabla 3.39 y la figura 3.30. Desde el punto de
vista granulométrico es de interés el concentrado de pirita y el relave neutro y se puede ver
98
98
que casi el 85% del concentrado de pirita es más malla 400, esta granulometría permitirá la
sedimentación del material piritoso, que además es más pesado, a través de la lama que se
encuentra en la zona de finos del estanque, que como se vio en la caracterización del estanque
de la presa de Chinchán ( Acápite 3.4.1.1), está conformada por material casi 100% menos
malla 400 y de un peso específico mucho menor que el del concentrado; en lo referente al
relave neutro vemos que su granulometría no varía mayormente comparado con la
granulometría del underflow, de modo que la estabilidad del dique no será afectado por esta
variable.
Tabla 3.39
Caracterización Granulométrica de Componentes de Pruebas de Sedimentación
MALLA ALIMENTO UNDERFLOW OVERFLOW CONC.FeS2Relave Neutro
NumeroDiam, m Peso(g) % Peso(g) % Peso(g) % Peso(g) %
Peso(g) %
70 212 111.84 22.66 193.51 38.08 9.10 1.96 14.40 3.91 151.53 38.58100 150 55.15 11.17 97.71 19.23 8.50 1.83 31.65 8.58 74.84 19.05200 75 80.93 16.40 103.11 20.29 64.96 13.97 140.23 38.03 94.79 24.13400 38 83.40 16.90 67.75 13.33 111.84 24.06 125.23 33.96 32.45 8.26-400 < 38 162.23 32.87 46.11 9.07 270.53 58.19 57.20 15.51 39.18 9.97
493.55 100.00 508.19 100.00 464.93 100.00 368.71 100.00 392.79100.00
0 50 100 150 200 250
0
10
20
30
40
50
60
70
Fig. 3.30.- ANALISIS GRANULOMETRICO
Alimento UnderFlow OverFlow Conc. FeS2 Relave Neutro
TAMAÑO P ARTICULA Micr ones
%
La caracterización Química de los componentes de estas pruebas, permite conocer los valores
del AP, NP y NNP de cada uno de ellos y así poder predecir la variación de estos valores
99
99
durante el proceso de sedimentación. A partir de los resultados de los análisis químicos
presentados en el ANEXO 5, se muestra en la tabla 3.40, los valores de interés.
Tabla 3.40
Caracterización Química de los Componentes de Pruebas de Sedimentación
CODIGO %S %CaCO3 AP NP NNP NP/APU/F 8.75 3.83 273.44 38.25 -235.19 0.14Conc.FeS2 24.07 0.65 752.19 6.50 -745.69 0.01Lama 5.96 7.60 186.25 76.00 -110.25 0.41Rel. Neutro 1.58 4.93 49.37 49.25 -0.12 1.00
Estos valores muestran que el underflow, que actualmente se almacena en el dique de la Presa
de Chinchán es generador de DAM, en alto grado y que pasándolo por flotación se lograría un
relave prácticamente neutro para ser almacenado en el dique y por otro lado, el concentrado
de pirita, altamente generador de DAM, se encapsularía por debajo de la lama, que tiene una
mediana capacidad de generación de DAM, comparado con el underflow y el concentrado de
pirita y además, como se ha indicado anteriormente, es un material casi 100% menos malla
400. Estas suposiciones es lo que trataremos de demostrar con las pruebas de sedimentación.
3.6.4.- Análisis de Resultados.-
El análisis de los resultados logrados en estas pruebas de encapsulamiento del
concentrado de pirita con los finos de un estanque de relaves, se hará desde el punto de vista
del comportamiento de la variación del S, AP, NP, NNP y la relación de NP/AP de cada
prueba como una función de la altura (profundidad) e interrelacionado las pruebas, en función
del tiempo; también es importante analizar estos resultados como una función de la ley de S y
CaCO3 acumulado y su distribución con la profundidad.
De la interpretación de los resultados, desde estos puntos de vista, se resume que es posible
encapsular subacuáticamente un concentrado de pirita por debajo de una pulpa de lama, que a
través del experimento se demuestra que las capas superiores tendrán un NNP acumulado
comprendido entre -110 a -150 kg CaCO3/TM, valores que indican, que las capas de lodo que
100
100
cubrirían al concentrado de pirita son químicamente más estables y fáciles de tratar en la etapa
de cierre de una presa de relaves y con la ventaja de que se haría durante el proceso de
producción de una planta.
3.6.4.1.- Análisis de los Resultados en Función de la Profundidad.-
Los resultados de las 5 pruebas de la sedimentación de la pirita, separada por
flotación desde el underflow de un ciclón clasificador del relave procedente de una planta
concentradora, a través de una capa de lodo, constituida por una lama 100% menos malla 400
( partículas menores a 38 micrones), se presentan en el ANEXO 5 y a partir de esos datos se
confeccionan las tablas 3.41 al 3.45 y las figuras 3.31 al 3.37. A partir de esta tablas y figuras,
haciendo un análisis global de los resultados como función de la profundidad o altura de la
pulpa, se puede apreciar que la densidad de la pulpa se incrementa notablemente con el
incremento de la profundidad, de valores de entre 1100 a 1200 g/l en las capas superiores
hasta valores mayores de 2000 en la capa inferior, lo que indica que el volumen que ha de
ocupar el concentrado de pirita encapsulado será bajo, igualmente se aprecia que el % de
sólidos en la pulpa prácticamente se duplica en la última capa. Analizando desde la
perspectiva de estabilidad química , como era de esperar, la ley de S en la capa más profunda
es prácticamente 3 a 4 veces la ley de la capa superficial, cualitativamente se aprecia esta
variación por la coloración que adquieren las soluciones en las fotos 24 y 25, la solución de la
primera capa superior está a la izquierda y a la derecha la capa del fondo, y hay que destacar
que esta ley , incluso, es mayor a ley del concentrado de pirita, hecho que muestra claramente
que parte de la pirita contenida en las lamas también sedimenta, cosa que debe darse en mayor
proporción a mayor tiempo de sedimentación y como el valor del potencial ácido (AP), está
definido por el contenido de S vemos que su valor en el fondo es muy alto comparado con las
capas superiores; del mismo modo, observando la variación del potencial de neutralización
(NP) con la altura, vemos que tienen valores mayores en las capas superiores y bastante
menor en la capa más profunda, esto nos indica que los minerales ácido consumidores
(carbonatados), más ligeros que la pirita tienden a permanecer por encima de ésta, lo que
indudablemente favorece al proceso de encapsulamiento. Relacionando el AP y el NP, se
encuentra que el NNP es más negativo a mayor profundidad y la NP/AP se aproxima a cero,
mientras que en las capas superiores el NNP se hace menos negativo y la NP/AP se acerca a
la unidad, los valores de estas dos variables , muestran que las capas superiores de un proceso
de encapsulamiento concurrente tienden hacia la estabilidad química paulatinamente,
dependiendo de la altura y el tiempo.
101
101
Tabla 3.41
Resultados Prueba Nº 1 , Tiempo de sedimentación: 5 min. Pulpa Sólido
CodigoPeso(g)Vol. (cc)Densidad*Alt.(cm)Peso(g)% %S AP NP NNP NP/APS-1 110.23 100 1102 -1.70 27.75 25.178.88 277.5067.25-210.250.24S-2 235.70 200 1179 -6.80 61.77 26.219.16 286.2557.75-228.500.20S-3 254.13 200 1271 -13.60 67.18 26.449.22 288.1373.25-214.880.25S-4 361.17 300 1204 -23.40 101.62 28.1412.60393.7551.25-342.500.13S-5 362.83 200 1814 -30.60 209.64 57.7822.88715.0054.50-660.500.08
*Densidad en g/l
Tabla 3.42
Resultados Prueba Nº 2 , Tiempo de sedimentación: 10 min. Pulpa Sólido
Codigo Peso(g) Vol. (cc) Densidad* Alt.(cm) Peso(g) % %S AP NP NNP NP/APT-1 236.17 200 1181 -3.40 58.26 24.67 7.57 236.56 63.50 -173.06 0.27T-2 234.08 200 1170 -10.20 61.34 26.20 7.91 247.19 62.25 -184.94 0.25T-3 230.19 200 1151 -17.00 61.89 26.89 8.65 270.31 60.25 -210.06 0.22T-4 239.60 200 1198 -23.80 83.57 34.88 10.84 338.75 53.00 -285.75 0.16T-5 357.96 200 1790 -30.60 212.96 59.49 23.86 745.63 10.00 -735.63 0.01
*Densidad en g/l
Tabla 3.43
Resultados Prueba Nº 3 , Tiempo de sedimentación: 15 min. Pulpa Sólido
Codigo Peso(g) Vol. (cc) Densidad* Alt.(cm) Peso(g) % %S AP NP NNP NP/APU-1 228.69 200 1143 -3.40 27.75 12.13 6.88 215.00 80.75 -134.25 0.38U-2 237.75 200 1189 -10.20 61.77 25.98 7.46 233.13 62.00 -171.13 0.27U-3 232.31 200 1162 -17.00 67.18 28.92 7.80 243.75 62.50 -181.25 0.26U-4 230.60 200 1153 -23.80 101.62 44.07 11.82 369.38 59.75 -309.63 0.16U-5 407.54 200 2038 -30.60 209.64 51.44 24.37 761.56 12.25 -749.31 0.02
*Densidad en g/l
Tabla 3.44
Resultados Prueba Nº 4 , Tiempo de sedimentación: 20 min. Pulpa Sólido
Codigo Peso(g) Vol. (cc) Densidad* Alt.(cm) Peso(g) % %S AP NP NNP NP/APX-1 227.29 200 1136 -3.40 41.24 18.14 6.29 196.56 81.25 -115.31 0.41X-2 232.33 200 1162 -10.20 55.97 24.09 5.78 180.63 79.50 -101.13 0.44X-3 230.53 200 1153 -17.00 56.78 24.63 7.24 226.25 81.50 -144.75 0.36X-4 242.64 200 1213 -23.80 62.62 25.81 7.42 231.88 76.75 -155.13 0.33X-5 406.56 200 2033 -30.60 262.29 64.51 25.84 807.50 27.00 -780.50 0.03
102
102
*Densidad en g/l
Tabla 3.45
Resultados Prueba Nº 5 , Tiempo de sedimentación: 30 min. Pulpa Sólido
Codigo Peso(g) Vol. (cc) Densidad* Alt.(cm) Peso(g) % %S AP NP NNP NP/APY-1 214.51 200 1073 -3.40 27.75 12.94 6.09 190.31 69.75 -120.56 0.37Y-2 228.05 200 1140 -10.20 61.77 27.09 6.50 203.13 78.25 -124.88 0.39Y-3 236.09 200 1180 -17.00 67.18 28.46 6.69 209.06 81.25 -127.81 0.39Y-4 240.15 200 1201 -23.80 101.62 42.32 7.80 243.75 78.00 -165.75 0.32Y-5 413.67 200 2068 -30.60 209.64 50.68 26.01 812.81 29.25 -783.56 0.04
*Densidad en g/l
1000 1200 1400 1600 1800 2000
-35
-30
-25
-20
-15
-10
-5
0
Fig. 3.31.- Variación de la Densidad de Pulpa
5 min. 10 min.
15 min. 20 min.
30 min.
Densidad en g/l
Altu
ra en
cm
103
103
10 20 30 40 50 60 70
-35
-30
-25
-20
-15
-10
-5
0
Fig. 3.32.- Variación del % de Sólidos
5 min.
10 min.
15 min.
20 min.
30 min.
% Sólidos
Altu
ra en
cm
5 10 15 20 25 30
-35
-30
-25
-20
-15
-10
-5
0
Fig. 3.33.- Variación del % de S
5 min.
10 min.
15 min.
20 min.
30 min.
% S
Altu
ra en
cm.
104
104
100 200 300 400 500 600 700 800
-35
-30
-25
-20
-15
-10
-5
0
Fig. 3.34 Variación del AP
5 min.
10 min.
15 min.
20 min.
30 min.
AP (kg CaCO3/TM)
Altu
ra en
cm.
5 15 25 35 45 55 65 75 85
-35
-30
-25
-20
-15
-10
-5
0
Fig. 3.35.- Variación del NP
5 min.
10 min.
15 min.
20 min.
30 min.
NP ( kg CaCO3/TM)
Altu
ra en
cm.
105
105
-800 -700 -600 -500 -400 -300 -200 -100 0
-35
-30
-25
-20
-15
-10
-5
0
Fig. 3.36 Variación del NNP
5 min. 10 min.
15 min. 20 min.
30 min.
NNP ( kg CaCO3/TM )
Altu
ra en
cm.
-0.10 0.00 0.10 0.20 0.30 0.40 0.50 0.60
-35
-30
-25
-20
-15
-10
-5
0
Fig. 3.37.- Variación de la NP/AP
5 min.
10 min.
15 min.
20 min.
30 min.
Relación NP/AP
Altu
ra en
cm.
3.6.4.2.- Análisis de los Resultados en Función del Tiempo.-
106
106
Para hacer este análisis es necesario interrelacionar los resultados de la 5 pruebas,
para ver como varían los valores de las variables estudiadas en función del tiempo; para ello
es conveniente comparar los valores obtenidos a una misma profundidad para los diferentes
tiempos de sedimentación establecidas. En las tablas del 3.46 al 3.51 y las figuras del 3.38 al
3.43, se puede apreciar que el % de sólidos en la pulpa de la primera capa disminuye con el
tiempo, se mantiene casi constante en la segunda y tercera capa y tiende a aumentar en la
cuarta y quinta capa, con algunas variaciones; el %de S en las cuatro capas superiores es baja
y disminuye ligeramente con el tiempo y es alta en la capa final aumentando ligeramente con
el tiempo, como una consecuencia del tenor del S, sucede igual con el AP, valores bajos para
las capas superiores y notoriamente alto en la capa del fondo, por el contrario la variación del
NP con el tiempo muestra, que este valor es alto en las capas superiores con tendencia a
aumentar con el tiempo y menor en la capa inferior, aunque con comportamiento un tanto
irregular con relación al tiempo. Finalmente, los valores del NNP son menos negativos en las
capas superiores con clara tendencia a aumentar con el tiempo y más negativos en el fondo,
con marcada proyección a valores más negativo y si analizamos la relación NP/AP, se observa
que en las capas superiores tiende a aumentar con el tiempo y en la capa del fondo su valor se
acerca a 0.
Tabla 3.46
Variación del % de Sólidos en Función del TiempoTiempo Altura en cmMin. 3.4 10.2 17 23.8 30.65 25.17 26.21 26.44 28.14 57.7810 24.67 26.20 26.89 34.88 59.4915 12.13 25.98 28.92 44.07 51.4420 18.14 24.09 24.63 25.81 64.5130 12.94 27.09 28.46 42.32 50.68
107
107
5 10 15 20 25 30
0
10
20
30
40
50
60
70
3.38.- % Sólidos vs Tiempo
3.4 cm 10.2 cm
17 cm 23.8 cm
30.6 cm
Tiempo Sedimentación (min)
% S
ólid
os
Tabla 3.47
Variación del % de S en Función del TiempoTiempo Altura en cmMin. 3.4 10.2 17 23.8 30.65 8.88 9.16 9.22 12.60 22.8810 7.57 7.91 8.65 10.84 23.8615 6.88 7.46 7.80 11.82 24.3720 6.29 5.78 7.24 7.42 25.8430 6.09 6.50 6.69 7.80 26.01
5 10 15 20 25 30
0
5
10
15
20
25
30
Fig. 3.39.- % S vs Tiempo
3.4 cm 10.2 cm
17 cm 23.8 cm
30.6 cm
Tiempo Sedimentación (min)
% S
108
108
Tabla 3.48
Variación del AP en Función del TiempoTiempo Altura en cmMin. 3.4 10.2 17 23.8 30.65 277.50 286.25 288.13 393.75 715.0010 236.56 247.19 270.31 338.75 745.6315 215.00 233.13 243.75 369.38 761.5620 196.56 180.63 226.25 231.88 807.5030 190.31 203.13 209.06 243.75 812.81
5 10 15 20 25 30
100
200
300
400
500
600
700
800
900
Fig. 3.40.- AP vs Tiempo
3.4 cm 10.2 cm
17 cm 23.8 cm
30.6 cm
Tiempo Sedimentación (min)
AP (k
g Ca
CO3/
TM
)
Tabla 3.49
Variación del NP en Función del TiempoTiempo Altura en cmMin. 3.4 10.2 17 23.8 30.65 67.25 57.75 73.25 51.25 54.5010 63.50 62.25 60.25 53.00 10.0015 80.75 62.00 62.50 59.75 12.2520 81.25 79.50 81.50 76.75 27.0030 69.75 78.25 81.25 78.00 29.25
109
109
5 10 15 20 25 30
0
10
20
30
40
50
60
70
80
90
Fig. 3.41.- NP vs Tiempo
3.4 cm 10.2 cm
17 cm 23.8 cm
30.6 cm
Tiempo Sedimentación (min)
NP (k
gCaC
O3/
TM)
Tabla 3.50
Variación del NNP en Función del TiempoTiempo Altura en cmMin. 3.4 10.2 17 23.8 30.65 -210.25 -228.50 -214.88 -342.50 -660.5010 -173.06 -184.94 -210.06 -285.75 -735.6315 -134.25 -171.13 -181.25 -309.63 -749.3120 -115.31 -101.13 -144.75 -155.13 -780.5030 -120.56 -124.88 -127.81 -165.75 -783.56
5 10 15 20 25 30
-800
-700
-600
-500
-400
-300
-200
-100
0
Fig. 3.42.- NNP vs Tiempo
3.4 cm 10.2 cm
17 cm 23.8 cm
30.6 cm
Tiempo Sedimentación (min)
NN
P (k
g C
aCO
3/TM
)
110
110
Tabla 3.51
Variación de la Relación NP/AP en Función del TiempoTiempo Altura en cmMin. 3.4 10.2 17 23.8 30.65 0.24 0.20 0.25 0.13 0.0810 0.27 0.25 0.22 0.16 0.0115 0.38 0.27 0.26 0.16 0.0220 0.41 0.44 0.36 0.33 0.0330 0.37 0.39 0.39 0.32 0.04
5 10 15 20 25 30
0.00
0.05
0.10
0.15
0.20
0.25
0.30
0.35
0.40
0.45
0.50
Fig. 3.43.-NP/AP vs Tiempo
3.4 cm
10.2 cm
17 cm
23.8 cm
30.6 cm
Tiempo Dedimentación (min)
NP/A
P
3.6.4.3.- Análisis de los Resultados en Función de la ley de S y CaCO3 acumulado y
su distribución con la profundidad.-
Para este enfoque, primero se halla el S y CaCO3 calculado para cada prueba a partir
de los datos del anexo 5 y con esos resultados se confecciona las tablas 3.52 al 3.56 y las
figuras 3.44 al 3.52. En dichas tablas y figuras se pueden apreciar:
Que la ley acumulada del S aumenta con la profundidad y disminuye al aumentar el
tiempo, ocurriendo exactamente lo contrario con la ley acumulada del CaCO3 ( Fig.
3.44 y 3.45 )
111
111
El % de distribución del azufre muestra que más del 80% de este elemento está en las
dos capas inferiores y este porcentaje se incrementa con el tiempo, en cambio la
distribución del CaCO3 es irregular, sin embargo su tendencia es a aumentar en las
capas superiores y disminuir en la capa inferior con el transcurso del tiempo, se puede
distinguir que hasta más del 60 % del carbonato está en las tres capas superiores (
Fig.3.46, 3.47, 3.48, 3.49 ).
Que el AP acumulado aumenta con la profundidad, vale decir que las capas superiores
tienen menor potencial ácido y disminuye notablemente con el tiempo, por otro lado el
valor del NP acumulado es mayor en las capas superiores comparado con la capa
inferior. (Fig. 3.50 y 3.51 )
La interrelación del % S y CaCO3 acumulados, expresados como valores de AP y NP,
permite asegurar que el NNP acumulado tiene valores moderadamente negativas en las
cuatro capas superiores, observándose, que casi es el mismo, mientras, que en la
última capa es muy negativa, igualmente se nota que el valor negativo del NNP
acumulado se desplaza a valores menos negativos al aumentar el tiempo.
Tabla 3.52
Resultados en Función de la Ley de S y CaCO3 Acumulado
Prueba 1 Distrib. S, % Ley S APDistrib. CaCO3, % Ley CaCO3 NP NNP
Codigo Alt.(cm) Parc. Acum. % Acum Acum.. Parc. Acum. % Acum Acum Acum.S-1 -1.70 3.28 3.28 8.88 277.50 6.92 6.92 6.73 67.30 -210.20S-2 -6.80 7.54 10.82 9.07 283.54 13.22 20.14 6.07 60.74 -222.79S-3 -13.60 8.25 19.07 9.14 285.50 18.24 38.38 6.61 66.13 -219.38S-4 -23.40 17.05 36.12 10.50 328.09 19.31 57.68 6.03 60.29 -267.79S-5 -30.60 63.88 100.00 16.05 501.42 42.32 100.00 5.77 57.70 -443.72
Tabla 3.53
Resultados en Función de la Ley de S y CaCO3 Acumulado
Prueba 2 Distrib. S, % Ley S APDistrib. CaCO3, % Ley CaCO3 NP NNP
Codigo Alt.(cm) Parc. Acum. % Acum Acum Parc. Acum. % Acum Acum Acum.T-1 -3.40 5.92 5.92 7.57 236.56 20.77 20.77 6.35 63.50 -173.06T-2 -10.20 6.51 12.43 7.74 242.01 21.45 42.22 6.29 62.88 -179.13T-3 -17.00 7.19 19.62 8.05 251.66 20.95 63.18 6.20 62.00 -189.66T-4 -23.80 12.16 31.78 8.93 279.12 24.87 88.04 5.92 59.16 -219.96T-5 -30.60 68.22 100.00 15.58 486.95 11.96 100.00 3.73 37.26 -449.69
Tabla 3.54
Resultados en Función de la Ley de S y CaCO3 Acumulado
112
112
Prueba 3 Distrib. S, % Ley S APDistrib. CaCO3, % Ley CaCO3 NP NNP
Codigo Alt.(cm) Parc. Acum. % Acum Acum Parc. Acum. % Acum Acum Acum.U-1 -3.40 2.55 2.55 6.88 215.00 11.85 11.85 8.08 80.80 -134.20U-2 -10.20 6.16 8.71 7.28 227.51 20.24 32.08 6.78 67.83 -159.68U-3 -17.00 7.00 15.71 7.50 234.47 22.18 54.27 6.55 65.54 -168.93U-4 -23.80 16.05 31.75 9.20 287.54 32.11 86.38 6.33 63.28 -224.26U-5 -30.60 68.25 100.00 16.00 499.90 13.62 100.00 4.04 40.44 -459.45
Tabla 3.55
Resultados en Función de la Ley de S y CaCO3 Acumulado
Prueba 4 Distrib. S, % Ley S APDistrib. CaCO3, % Ley CaCO3 NP NNP
Codigo Alt.(cm) Parc. Acum. % Acum Acum Parc. Acum. % Acum Acum Acum.X-1 -3.40 3.15 3.15 6.29 196.56 13.79 13.79 8.13 81.30 -115.26X-2 -10.20 3.93 7.08 6.00 187.39 18.30 32.08 8.03 80.26 -107.12X-3 -17.00 4.99 12.07 6.45 201.72 19.03 51.11 8.07 80.72 -121.00X-4 -23.80 5.64 17.71 6.73 210.43 19.77 70.88 7.96 79.59 -130.85X-5 -30.60 82.29 100.00 17.20 537.44 29.12 100.00 5.08 50.79 -486.66
Tabla 3.56
Resultados en Función de la Ley de S y CaCO3 Acumulado
Prueba 5 Distrib. S, % Ley S APDistrib. CaCO3, % Ley CaCO3 NP NNP
Codigo Alt.(cm) Parc. Acum. % Acum Acum Parc. Acum. % Acum Acum Acum.Y-1 -3.40 2.33 2.33 6.09 190.31 7.35 7.35 6.98 69.80 -120.51Y-2 -10.20 5.53 7.85 6.37 199.15 18.36 25.72 7.57 75.67 -123.49Y-3 -17.00 6.19 14.04 6.51 203.40 20.86 46.58 7.83 78.30 -125.11Y-4 -23.80 10.91 24.95 7.02 219.27 30.10 76.68 7.82 78.18 -141.10Y-5 -30.60 75.05 100.00 15.53 485.17 23.32 100.00 5.63 56.28 -428.89
113
113
5 10 15 20
-35
-30
-25
-20
-15
-10
-5
0
Fig. 3.44.- Ley S Acumulado
5 min 10 min 15 min 20 min 30 min
% S Acum.
Altura
(cm)
2 3 4 5 6 7 8 9
-35
-30
-25
-20
-15
-10
-5
0
Fig. 3.45.- Ley CaCO3 Acum.
5 min 10 min 15 min 20 min 30 min
% CaCO3 Acum.
Altu
ra (cm
)
0 10 20 30 40 50 60 70 80 90
-35
-30
-25
-20
-15
-10
-5
0
Fig. 3.46.- % Distrib. S Parc.
5 min 10 min 15 min 20 min 30 min
% Parc S
Altura
(cm)
5 10 15 20 25 30 35 40 45
-35
-30
-25
-20
-15
-10
-5
0
Fig. 4.47.- % Distrib. CaCO3 Parc.
5 min 10 min 15 min 20 min 30 min
% CaCO3 Parc.
Altura
(cm)
0 20 40 60 80 100
-35
-30
-25
-20
-15
-10
-5
0
Fig. 3.48.- % Distrib. S Acum.
5 min 10 min 15 min 20 min 30 min
% S Acum.
Altura
(cm)
0 10 20 30 40 50 60 70 80 90 100
-35
-30
-25
-20
-15
-10
-5
0
Fig. 3.49.- % Distrib. CaCO3 Acum.
5 min 10 min 15 min 20 min 30 min
% CaCO3 Acum.
Altura
(cm)
114
114
150 250 350 450 550 650
-35
-30
-25
-20
-15
-10
-5
0
Fig. 3.50.- AP Acumulado
5 min 10 min 15 min 20 min 30 min
AP Acum.(kg CaCO3/TM)
Altura
(cm)
25 35 45 55 65 75 85
-35
-30
-25
-20
-15
-10
-5
0
fig. 3. 51.- NP Acumulado
5 min 10 min 15 min 20 min 30 min
NP Acum. (kg CaCO3/TM)
Altura
(cm)
-500 -450 -400 -350 -300 -250 -200 -150 -100 -50-35
-30
-25
-20
-15
-10
-5
0
Fig. 3.52.- NNP Acumulado
5 min
10 min
15 min
20 min
30 min
NNP Acum. (kg CaCO3/TM)
Altu
ra (c
m)
3.7.- ANÁLISIS TÉCNICO-ECONOMICO COMPARATIVO .-
Este análisis breve, se hará, solamente considerando los costos directos en la etapa de
cierre, la conservación, monitoreo y el mantenimiento de las coberturas en la etapa de post-
cierre y sabiendo que las opciones de cierre más comunes para garantizar la estabilidad
química de las presas de relaves son la sumergencia parcial o total, encapsulamiento total o
parcial con coberturas complejas o simples, uso de agentes bactericidas y que en los últimos
115
115
años se está manejando el criterio de la separación de la pirita como la manera más efectiva
para evitar el drenaje ácido en forma definitiva; claro está que el método seleccionado, a más
de los mencionados, está en función los requisitos técnicos y económicos, como los
mencionados en el punto 2.2.1.
A través del presente trabajo se propone la separación de la pirita, por flotación, para ser
depositada en la zona de finos de un estanque y obtener un relave neutro para ser usado como
material de relleno en la construcción de un dique; ambos hechos, posibilitarán en la práctica,
el encapsulamiento de la pirita, en forma paralela al proceso productivo y con el material del
mismo relave, lo que en la etapa de cierre, significará, ventajas técnicas y económicas frente a
los que actualmente se emplean.
3.7.1.- Encapsulamiento Total con Coberturas Complejas.-
Es una práctica común en muchas partes del mundo y consiste en cubrir totalmente las
presas de relaves que generan aguas ácidas con coberturas de diseño complejo, normalmente
compuesto por 5 capas de diferentes materiales naturales con propiedades que van desde alta
a baja permeabilidad hídrica y capacidad neutralizante, este tipo de coberturas alcanzan hasta
1.40 m de espesor, ver figura 3.53 y es muy susceptible a fallar por efectos sísmicos extremos,
requiriendo altos costos para su reparación, también requiere grandes volúmenes de material
de empréstito que ocasiona efectos ambientales negativos en otras áreas y su costo es del
orden de 8 US$/m2.
En los últimos años, el material sintético (geomembranas) ha reemplazado a los materiales
naturales, reduciendo notablemente el espesor a solo 0.40 m y garantizando un mejor
comportamiento frente a los fenómenos sísmicos , eliminando el mantenimiento a largo plazo,
sin embargo el costo de esta opción es muy alto, en el orden de 13 US$/m2, y para reducir
costos, se emplean una combinación de estos materiales sin perder la eficiencia.
116
116
Figura 3.53.- Cobertura Compleja Compuesto por Materiales Naturales
3.7.2.- Encapsulamiento Total o Parcial con Coberturas Simples.-
En la caracterización química de una presa de relaves, se encuentra marcadas
diferencias de NNP para las diferentes zonas, así, en el estanque de una presa, la zona de finos
presenta una menor capacidad de generación de DAM, comparada con la zona de
granulometría intermedia y gruesos, éstos a su vez , tienen menor capacidad de generar DAM
que el undeflow depositado en el dique, esto indica, que antes de proceder al encapsulamiento
de una presa, es necesario realizar una caracterización por zonas para ver el comportamiento
geoquímico particular de cada zona y así, considerar coberturas simples, para las zonas
menos agresivas. La cobertura simple consta de dos capas: cobertura vegetal y suelo natural,
con un costo unitario del orden de 2 US$/m2, con la ventaja adicional de que los costos de
reparación, en caso de fallas, son bajos y el costo unitario promedio para una presa en su
conjunto, según los áreas que ocupen, es menor que para las coberturas complejas, como se
precia en la tabla 3.57.
Zona de Retención de Humedad , 15 cm
Barrera de Drenaje (Grano Grueso) 30 cm
Barrera Capìlar (Grano Grueso) 30 cm
Barrera de Infiltración ( Grano Fino) 50
Capa Básica (Caliza) 15 cm
Relave
Total = 1.40 m
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Tabla 3.57
Costo Cobertura Presa de Bellavista Espesor Costo Espesor Costo m kg/m2UnitarioTotal m kg/m2UnitarioTotal Mater. US$/m2 US$ US$/m2 US$ m3
Zona de Finos 5568Membrana HDPE, 1 mm0.01 2.95 0.00Cobertura de suelo 0.20 2.83 0.25 3.54Bactericida 0.01 0.15 1 0.010.15 1Cal 0.00 0 0.012.2 0.31Total 6.78 4.85Area 22270 m2 150991 108010
Zona(Alta) Dique, por encima de la cota 3900 2700Membrana HDPE, 1 mm0.01 2.95 0.00 0.00 Geonet 0.05 6.56 0.00 0.00 Cobertura de suelo 0.20 2.83 0.30 4.25 Bactericida 0.01 0.15 0.98 0.010.15 0.98 Cal 0.00 0.00 0.00 0.012.20 0.31 Total 13.32 5.54 Area 9000 m2 119880 49860
Zona(Baja) Dique, por debajo de la cota 3900 1400Membrana HDPE, 1 mm0.01 2.95 0.01 2.95Geonet 0.05 6.56 0.05 6.56Cobertura de suelo 0.20 2.83 0.20 2.83Bactericida 0.01 0.15 0.98 0.010.15 0.98Cal 0.00 0.00 0.00 0.000.00 0.00Total 13.32 13.32Area 7000 m2 93240 93240
Toda la Presa 38270 m2 9.52 364330 6.56 2510519668
Fuente: Plan de Cierre Represa Bellavista, Consulcont, Lima, 1999
3.7.3.- Uso de Bactericidas para Inhibir el Drenaje Acido.-
Es un método preventivo que evita el DAM, su aplicación en el Perú se ha dado en dos
depósitos de relaves de CENTROMIN-PERU , su acción es inhibir la actividad de los
thiobacillus ferroxidans y promover el desarrollo de las bacterias reductoras que fijan
nutrientes en el suelo y permiten un desarrollo sostenido de la vegetación. Esta sustancia se
aplica junto con la cobertura de suelo y su acción es de 6 a 7 años, tiempo suficiente para el
desarrollo de la vegetación. La aplicación óptima es de 0.15 kg/m2 de cobertura a un costo
estimado de 1.10 US$/m2, para casos de mayor severidad, se requerirá en mayor cantidad y su
costo también será mayor, así para el caso de la presa de Chinchán, el costo estimado es de
2.60 US$/m2. Las ventajas de este sistema es que reduce enormemente el manipuleo de
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materiales al reducir la complejidad de la cobertura y garantiza un desarrollo sostenido de la
vegetación a largo plazo y no requiere de mantenimiento ni supervisión , independientemente
de eventos extremos.
El costo del encapsulamiento propuesto para una presa de relaves , que combina material
sintético, natural y bactericida, se presenta en la tabla 3.57, en ella se puede ver que la
propuesta de encapsulamiento es por zonas y que el sistema seleccionado está definida por la
caracterización de la presa.
3.7.4.- Separación de la Pirita del Relave.-
Cuando se trata de eliminar definitivamente o reducir al mínimo, la generación del
drenaje ácido, la manera más efectiva es separar la pirita de los relaves. Si esta operación se
practicara después que han cesado las operaciones de una mina, sería difícil de aplicar en el
cierre de depósitos de relaves, por que significaría una removilización y retratamiento de
materiales con un costo alto, por ello, este método sólo será aplicable durante los últimos
años de operación de una planta y permitirá conformar capas de relaves sin o con muy poco
contenido de pirita, que en el futuro significará simplificación en los procedimientos de cierre
y menores costos de encapsulamiento.
3.7.4.1.- Separación de la Pirita del Relave por Gravedad.-
VECTOR-SMALLVIL (Plan de Cierre de la Mina Yauliyacu, pag 139, 2000),
sostiene que la separación de la pirita del underflow del ciclón por gravedad representa 0.06
US$/TM de mineral fresco, el concentrado sería enviado a la mina como relleno hidráulico y
el relave neutro al dique, con la ventaja de que las capas superficiales del dique tendrían un
NNP positivo, sin capacidad de generar drenaje ácido, apto para ser recubierto con cobertura
simple. Igualmente, propone una concentración gravimétrica para el overflow, considerando
el almacenamiento del concentrado piritoso en la zona de finos del estanque, para asegurar la
sumergencia plena de la pirita , tanto en el periodo operativo como en el cierre, indicando
además que la concentración gravimétrica puede ser reemplazado por la flotación. Para el
caso de Chinchán han determinado que un estrato de 3 metros de espesor de relave con muy
poca pirita , en el dique, requeriría tratar durante los dos últimos años alrededor de 552 TMSD
de U/F (Underflow) a un costo total de US$ 120 000 , que viene a ser un costo
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insignificante frente a la opción de implantar una cobertura compleja en el Dique y en el
Estanque, alrededor de 3 000 000 de US$.
3.7.4.2.- Separación de la Pirita del Relave por Flotación.-
Como se ha indicado, al someter a flotación del underflow del ciclón, se obtiene un
concentrado de pirita con un NNP muy negativo, que debe ser sumergido en la zona de finos
del estanque y un relave neutro o casi neutro, para ello, al actual sistema de manejo de
relaves, se adicionaría una planta de flotación y un sistema de tuberías para la disposición del
concentrado de pirita en la zona de finos del estanque a 30 ó 40 cm por debajo del espejo de
agua, ver figura 3.28, para que sedimente y con el tiempo quede por debajo de un espesor de
lama que garantice el aislamiento de este material piritoso y mantenga su estabilidad química,
y el relave neutro, tendría el mismo manejo que tiene actualmente el underflow, con la
diferencia, de que el material empleado para cubrir el dique, con el espesor de cobertura
apropiada, será material neutro o casi neutro, dependiendo del tiempo de flotación y del
correspondiente análisis de costos.
Para fines comparativos, tomemos, como referencia la propuesta de SMALLVIL para la presa
de Chinchán, el tratamiento de 552 TMSD de underflow para obtener un espesor de 3 m de
cobertura de material neutro sobre el dique durante los últimos dos años de operación de la
mina y que el costo estimado del tratamiento adicional del relave es de 0.30 US$/TM. Luego,
cubrir el dique con un espesor de 3 m de material neutro y al mismo tiempo, encapsular el
concentrado piritoso con las lamas del relave, que tienen menor capacidad de generar DAM,
como se puede apreciar en la caracterización química del estanque, representa 119 232 US$.
Este, aparente, costo adicional en el circuito de manejo de relaves, significa que en la fase
final de cierre de la presa, la superficie del dique requerirá solamente una cobertura simple a
un costo unitario de 2 a 3.5 US$/m2 y el estanque podrá requerir una capa adicional de
material neutralizante (cal o carbonato) y el costo unitario de la cobertura de esta zona podría
variar entre 2.5 a 4 US$/m2, que comparado con los costos de cobertura para una presa, sin
separación previa de la pirita, puede representar la mitad o hasta la tercera parte del costo
unitario. Y técnicamente, significa lograr coberturas hasta de 3 metros o más, durante el
proceso, sin comprometer la estabilidad física de la presa en su conjunto y garantizando la
estabilidad química, requerimiento de coberturas simples y delgadas, uso materiales naturales
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en poco volumen, poco efecto negativo al sistema ecológico y en la etapa de post-cierre los
programas de monitoreo y conservación serán mínimos.
3.8.- ANÁLISIS AMBIENTAL COMPARATIVO .-
Desde el punto de vista de gestión medio ambiental, el sistema de manejo propuesto,
tiene muchísimas ventajas frente a los actuales sistemas de manejo y la principal, es que al
encapsular el concentrado de pirita con una pared de dique cubierto con un gran espesor de
material neutro y una capa de lama con poca capacidad de generación de aguas ácidas,
durante los últimos años del proceso, que además, se le recubre con suelo y vegetales en la
etapa de cierre, prácticamente se anula o se reduce al mínimo el riesgo de la posibilidad de
generación de drenaje ácido, y como consecuencia, la contaminación de cuencas de
riachuelos, ríos, lagunas, suelos, animales y vegetales de los sistemas ecológicos en su
conjunto, también se reduce. Entonces al reducir este riesgo, se reduce los daños al medio
ambiente, cuyo valor, en muchos casos es incalculable.
Finalmente, considero que el costo marginal del tratamiento propuesto para los relaves es muy
poco, comparado con los costos marginales de los daños que podrían causar en el futuro,
como los que viene ocurriendo con los relaves antiguos de la minería mundial.
RESUMEN
Los trabajos experimentales de sedimentación empleando material sintético, permite afirmar
que el tamaño de grano de la pirita es determinante en la velocidad de sedimentación a través
de la pulpa. Mediante las pruebas de flotación del underflow del relave se comprueba la alta
flotabilidad de la pirita sin modificar el pH del relave procedente de la planta concentradora,
puesto que permite, puesto que permite alcanzar recuperaciones del orden del 80% para
tiempos de flotación 4 a 5 minutos y lograr un relave neutro final con un NNP positivo.
Finalmente las pruebas de sedimentación hechas con los materiales de los relaves de
Chinchan muestran la factibilidad del empleo de la tecnología del ENCAPSULAMIENTO
CONCURRENTE DE LA PIRITA EN PRESAS DE RELAVES y el análisis comparativo
permite afirmar que ofrece ventajas frente a los sistemas tradicionales de manejo de relaves.
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CONCLUSIONES
1. El encapsulamiento concurrente de los concentrados de pirita, con la lama de los
relaves del estanque de finos y con el relave neutro producto de la flotación, es técnica
y económicamente viable y con ello se elimina o reduce al mínimo la posibilidad de la
generación de drenaje ácido a partir de las presas de relaves.
2. El encapsulamiento del material piritoso se consigue cubriendo con una capa de lama
el concentrado de pirita que se sumerge y sedimenta en la zona de finos del estanque y
cubriendo el dique con un espesor apropiado de relave neutro, operación que debe
realizarse simultáneamente a los dos últimos años de operación de la mina.
3. La velocidad de sedimentación del concentrado de pirita, de peso específico 4.5, en el
seno de una lama de peso específico 2.7, está determinado por el tamaño de grano y su
mayor peso específico (Ver punto 3.1)
4. El proceso de flotación del underflow, ocurre a pH 8, sin requerir ninguna
modificación y la recuperación de S en el concentrado de pirita supera el 80% para un
tiempo de flotación entre 4 a 5 minutos, obteniéndose relaves con contenidos de S
entre 1.32 a 1.02%, valores suficientemente bajos para lograr, relaves neutros con
NNP que varían entre 14.56 a 30.44 kg CaCO3/TM
5. Las pruebas de sedimentación realizadas con la mezcla del concentrado de pirita y la
lama de los relaves, permite observar que a mayores tiempos de sedimentación, en las
dos capas superiores, se alcanzan valores de NNP entre -101 a -115 para un tiempo
de sedimentación de 20 minutos y de –120 a –124 kg CaCO3/TM para 30 minutos,
cantidades que indican, que el concentrado de pirita estará cubierto con capas de lama
con menor capacidad de generación de drenaje ácido.
6. Los resultados experimentales de la flotación y la sedimentación permite afirmar que
la capacidad de generación de drenaje ácido de una presa de relaves, será eliminado o
reducido a niveles mínimos si se implementa el manejo concurrente.
7. El manejo concurrente tendrá ventajas técnicas frente a los convencionales, por que
requerirá coberturas de capas simples con materiales naturales, se moverá menor
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volumen de materiales, será de fácil reparación en caso de fallas, los programas de
monitoreo y mantenimiento serán más sencillos y menos frecuentes y las coberturas
fabricadas con el material del mismo relave ofrecerán mejor estabilidad física y
química de la presa en su conjunto.
8. Presenta ventajas económicas, por que los costos del cierre final serán menores, con
costos que pueden variar entre 2 a 3.5 US$/m2 para el dique y de 2.5 a 4 US$/m2 para
el estanque, adicionalmente los costos de monitoreo y mantenimiento serán menores.
9. También, ambientalmente ofrece grandes ventajas, por que al garantizar la estabilidad
física y química de la presa de relaves, la posibilidad de la ocurrencia de catástrofes
será mínima, por tanto, los daños que pudiera causar en el futuro serán prácticamente
nulas.
RECOMENDACION
Los resultados logrados con estas pruebas iniciales, proponiendo una nueva alternativa de
manejo de relaves, son muy alentadores, por lo que es necesario continuar con los trabajos de
investigación, profundizando en lo técnico con ensayos a mayores tiempos de sedimentación,
con mayor volumen de muestras, a mayores alturas y realizando los análisis económicos y
ambientales con mayores elementos de juicio.
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ANEXO 1-AMEDICION DEL % DE HUMEDAD,pH, CONDUCTIVIDAD Y Eh EN
ESTANQUE FINOS
PASTACODIGO PROFUND. HUMEDAD PESO HUM. V. DE AGUA pH* CONDUCTIV Eh **
(m) % (g) (cc) en pasta s mvA-1 0.40 34.23 122.00 36.60 9.36 1045.00 0.87A-2 0.80 31.74 120.00 36.00 9.02 1206.00 1.20A-3 1.20 25.49 126.00 37.80 9.03 1555.00 1.35B-1 0.40 45.32 118.00 35.40 8.92 1098.00 0.91B-2 0.80 34.49 122.00 36.60 8.97 1545.00 0.85B-3 1.20 35.37 120.00 36.00 9.17 1550.00 0.95C-1 0.40 47.86 122.00 36.60 8.66 1566.00 1.01C-2 0.80 41.96 118.00 35.40 8.79 1266.00 0.85C-3 1.20 36.64 120.00 36.00 9.19 1384.00 0.76D-1 0.40 47.11 128.00 38.40 8.64 1510.00 1.03D-2 0.80 47.36 126.00 37.80 9.12 1583.00 0.89D-3 1.20 46.40 120.00 36.00 9.28 1494.00 0.97E-1 0.40 19.81 116.00 34.80 8.24 1203.00 1.44E-2 0.80 26.61 120.00 36.00 8.53 1035.00 1.39E-3 1.20 21.76 122.00 36.60 8.31 1057.00 1.87F-1 0.40 11.96 122.00 36.60 8.27 1028.00 1.91F-2 0.80 16.18 116.00 34.80 8.22 1040.00 2.06F-3 1.20 12.65 128.00 38.40 8.10 970.00 2.45G-1 0.40 13.17 120.00 36.00 8.46 1480.00 2.46G-2 0.80 8.71 118.00 35.40 8.23 808.00 2.94G-3 1.20 18.26 120.00 36.00 8.04 1045.00 2.80H-1 0.40 17.02 124.00 37.20 8.19 1790.00 1.00H-2 0.80 20.21 120.00 36.00 8.22 1480.00 1.61H-3 1.20 15.46 122.00 36.60 8.28 1160.00 1.92I-1 0.40 20.00 120.00 36.00 8.28 1600.00 1.90I-2 0.80 16.56 122.00 36.60 8.40 1206.00 2.73I-3 1.20 16.70 122.00 36.60 8.29 1296.00 2.94J-1 0.40 16.43 120.00 36.00 8.48 1756.00 2.70J-2 0.80 23.93 124.00 37.20 8.73 1554.00 1.95J-3 1.20 21.13 122.00 36.60 8.66 1598.00 2.25K-1 0.40 22.01 122.00 36.60 8.94 1816.00 K-2 0.80 24.11 122.00 36.60 9.18 1530.00 K-3 1.20 19.24 122.00 36.60 9.06 1435.00
*Para preparar las pastas se ha agregado agua en un 30% del peso hùmedo de la muestra** Eh se ha medido con una diluciòn de 1:1.5 (S/L)
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ANEXO 1-BPeso Unitario Estanque de finos
CODIGO PROFUND. VOL. TOTAL PESO TOT. VOL. SOLID. Peso Sólido Peso Unit. (m) (cc) (g) (cc) (g) (TM/m3)
A-1 0.40 370 502 258 210.00 0.8140A-2 0.80 386 518 260 209.56 0.8060A-3 1.20 366 552 218 218.90 1.0041B-1 0.40 398 540 298 221.76 0.7442B-2 0.80 376 594 256 256.82 1.0032B-3 1.20 388 656 302 279.81 0.9265C-1 0.40 272 446 218 193.94 0.8896C-2 0.80 376 606 308 257.10 0.8347C-3 1.20 406 536 312 216.92 0.6953D-1 0.40 314 420 254 170.30 0.6705D-2 0.80 284 396 248 159.85 0.6446D-3 1.20 286 380 232 151.43 0.6527E-1 0.40 354 460 196 181.62 0.9266E-2 0.80 274 386 168 159.44 0.9490E-3 1.20 334 470 200 203.91 1.0196F-1 0.40 314 490 170 196.49 1.1558F-2 0.80 314 448 158 179.34 1.1351F-3 1.20 300 424 148 183.74 1.2415G-1 0.40 216 276 108 110.00 1.0185G-2 0.80 216 276 108 110.00 1.0185G-3 1.20 216 264 102 106.00 1.0392H-1 0.40 330 412 190 170.00 0.8947H-2 0.80 374 488 208 202.00 0.9712H-3 1.20 404 512 220 206.00 0.9364I-1 0.40 348 478 212 204.00 0.9623I-2 0.80 366 450 210 192.00 0.9143I-3 1.20 348 472 184 186.00 1.0109J-1 0.40 368 458 216 196.00 0.9074J-2 0.80 346 462 212 190.00 0.8962J-3 1.20 392 488 212 212.00 1.0000K-1 0.40 384 480 206 194.00 0.9417K-2 0.80 384 502 228 204.00 0.8947K-3 1.20 384 494 232 204.00 0.8793
Las 33 muestras fueron repulpeadas a una diliciòn de 1:1.5 (S/L), agitadas durante 20 min.de cada una se tomó una muestra para determinar el peso unitario y otra para el análisis granulométrico
ANEXO 1-C
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ANALISIS GRANULOMETRICO ESTANQUE DE FINOSa.- A 0.40 m de profundidad - MARGEN OESTE MALLA G-1 F-1 E-1 A-1 B-1
Nº Diam en Peso (g) % + Peso (g) % + Peso (g) % + Peso (g) % + Peso (g) % +70 132.30 38.07 74.95 27.35 49.75 16.26 0.60 0.21 0.00 0.00
100 49.45 14.23 51.41 18.76 40.80 13.33 2.50 0.88 0.70 0.23200 61.52 17.70 60.10 21.93 55.13 18.02 5.10 1.79 6.95 2.32400 38.33 11.03 33.10 12.08 39.37 12.87 34.25 12.01 9.72 3.24-400 65.94 18.97 54.53 19.90 120.93 39.52 242.72 85.11 282.76 94.21
TOTAL 347.54 100.00 274.09 100.03 305.98 100.00 285.17 100.00 300.13 100.00
b.- A 0.40 m de profundidad -parte central MALLA H-1 I-1
Nº Diam en Peso (g) % + Peso (g) % +70 27.16 9.44 28.12 9.52
100 33.81 11.75 20.42 6.91200 57.60 20.01 54.75 18.54400 53.05 18.43 53.31 18.05-400 116.23 40.38 138.75 46.98
TOTAL 287.85 100.00 295.35 100.00
c.- A 0.40 m de profundidad -MARGEN ESTE MALLA J-1 K-1 D-1 C-1
Nº Diam en Peso (g) % + Peso (g) % + Peso (g) % + Peso (g) % +70 51.85 20.10 26.30 9.11 0.00 0.00 0.00 0.00
100 27.70 10.74 35.54 12.31 0.90 0.54 1.14 0.35200 45.22 17.53 46.03 15.95 4.12 2.48 10.20 3.16400 40.12 15.55 45.80 15.87 2.10 1.26 22.65 7.01-400 93.11 36.09 134.94 46.76 159.00 95.71 289.00 89.48
TOTAL 258.00 100.00 288.61 100.00 166.12 100.00 322.99 100.00
d.- A 0.80 m de profundidad - MARGEN OESTE MALLA G-2 F-2 E-2 A-2 B-2
Nº Diam en Peso (g) % + Peso (g) % + Peso (g) % + Peso (g) % + Peso (g) % +70 207.60 57.45 92.74 32.27 22.24 8.66 1.36 0.43 1.05 0.28
100 56.33 15.59 35.62 12.39 18.54 7.22 5.66 1.78 18.64 4.96200 51.30 14.20 50.70 17.64 36.20 14.09 30.42 9.55 63.20 16.83400 22.02 6.09 39.23 13.65 37.64 14.65 35.65 11.19 52.85 14.07-400 24.13 6.68 69.12 24.05 142.34 55.39 245.53 77.06 239.81 63.86
TOTAL 361.38 100.00 287.41 100.00 256.96 100.00 318.62 100.00 375.55 100.00
e.- A 0.80 m de profundidad -parte central MALLA H-2 I-2
Nº Diam en Peso (g) % + Peso (g) % +70 37.03 12.65 26.12 9.80
100 49.20 16.80 29.92 11.23200 61.90 21.14 56.25 21.11400 42.10 14.38 58.96 22.12-400 102.60 35.04 95.24 35.74
TOTAL 292.83 100.00 266.49 100.00
f.- A 0.80 m de profundidad -MARGEN ESTE
126
126
MALLA J-2 K-2 D-2 C-2 Nº Diam en Peso (g) % + Peso (g) % + Peso (g) % + Peso (g) % +70 12.93 4.91 10.03 3.55 0.00 0.00 0.00 0.00
100 16.20 6.15 26.15 9.26 1.10 0.38 1.85 0.51200 36.36 13.80 46.85 16.59 2.90 1.00 3.53 0.97400 43.95 16.68 43.62 15.44 1.74 0.60 14.00 3.85-400 154.10 58.47 155.81 55.16 284.00 98.02 344.14 94.67
TOTAL 263.54 100.00 282.46 100.00 289.74 100.00 363.52 100.00
g.- A 1.20 m de profundidad - MARGEN OESTE
MALLA G-3 F-3 E-3 A-3 B-3 Nº Diam en Peso (g) % + Peso (g) % + Peso (g) % + Peso (g) % + Peso (g) % +70 48.31 15.07 102.00 38.93 13.55 4.61 9.72 2.96 3.04 0.76
100 43.32 13.52 39.72 15.16 30.44 10.36 35.27 10.73 19.70 4.93200 78.12 24.38 54.14 20.66 68.16 23.20 72.43 22.03 51.95 13.00400 69.40 21.65 27.43 10.47 59.03 20.10 52.45 15.96 39.80 9.96-400 81.34 25.38 38.70 14.77 122.55 41.72 158.86 48.33 284.99 71.34
TOTAL 320.49 100.00 261.99 100.00 293.73 100.00 328.73 100.00 399.48 100.00
h.- A 1.20 m de profundidad -parte central
MALLA H-3 I-3 Nº Diam en Peso (g) % + Peso (g) % +70 44.84 16.88 83.63 28.38
100 38.81 14.61 42.21 14.32200 63.63 23.95 57.72 19.59400 37.82 14.24 40.30 13.68-400 80.57 30.33 70.82 24.03
TOTAL 265.67 100.00 294.68 100.00
i.- A 1.20 m de profundidad -MARGEN ESTE
MALLA J-3 K-3 D-3 C-3 Nº Diam en Peso (g) % + Peso (g) % + Peso (g) % + Peso (g) % +70 85.75 27.29 20.90 8.27 0.00 0.00 2.35 0.70
100 21.81 6.94 30.00 11.87 1.24 0.45 2.00 0.59200 39.70 12.63 51.53 20.39 3.44 1.26 4.30 1.27400 40.30 12.83 37.64 14.89 11.75 4.31 14.75 4.37-400 126.67 40.31 112.66 44.58 256.50 93.98 314.00 93.06
TOTAL 314.23 100.00 252.73 100.00 272.93 100.00 337.40 100.00
ANEXO 1-DCARACTERIZACION DEL DIQUE
A.- MEDICION DEL % DE HUMEDAD,pH, CONDUCTIVIDAD Y Eh EN DIQUE
127
127
PASTA*CODIGO PROFUND. HUMEDAD PESO HUM. V. DE AGUA -pH CONDUCTIV Eh
(m) % (g) (cc) en pasta s mv1-1- 0.40 6.44 132.00 39.60 7.08 809.00 1.741-2- 0.80 7.22 106.00 31.80 7.29 765.00 1.761-3- 1.20 9.63 140.00 42.00 7.34 1080.00 1.762-1- 0.40 6.75 122.00 36.60 7.11 723.00 1.852-2- 0.80 7.68 146.00 43.80 7.24 962.00 1.942-3- 1.20 6.69 120.00 36.00 7.31 1128.00 1.883-1- 0.40 7.10 126.00 37.80 7.43 1213.00 1.823-2- 0.80 8.13 134.00 40.20 7.45 1645.00 1.863-3- 1.20 10.50 140.00 42.00 7.32 1205.00 1.954-1- 0.40 11.74 134.00 40.20 7.55 1206.00 1.884-2- 0.80 10.90 122.00 36.60 7.73 889.00 1.844-3- 1.20 7.04 124.00 37.20 7.75 1185.00 1.835-1- 0.40 12.59 122.00 36.60 7.74 1460.00 1.845-2- 0.80 14.03 134.00 40.20 7.74 1366.00 1.835-3- 1.20 14.95 122.00 36.60 8.01 964.00 1.716-1- 0.40 4.98 122.00 36.60 7.74 1406.00 1.856-2- 0.80 5.20 126.00 37.80 7.81 1236.00 1.816-3- 1.20 7.36 126.00 37.80 7.93 1140.00 1.727-1- 0.40 5.12 128.00 38.40 7.94 1060.00 1.757-2- 0.80 6.99 122.00 36.60 7.86 1166.00 1.777-3- 1.20 7.40 122.00 36.60 7.89 1235.00 1.758-1- 0.40 6.72 126.00 37.80 7.80 1033.00 1.858-2- 0.80 6.65 126.00 37.80 7.72 1212.00 1.838-3- 1.20 8.06 136.00 40.80 7.70 1262.00 1.849-1- 0.40 7.26 124.00 37.20 7.85 1023.00 1.789-2- 0.80 9.25 124.00 37.20 7.79 1061.00 1.789-3- 1.20 7.35 130.00 39.00 7.79 1183.00 1.82
10-1- 0.40 5.31 124.00 37.20 7.87 1214.00 1.4510-2- 0.80 4.41 130.00 39.00 7.81 1185.00 1.4010-3- 1.20 6.62 128.00 38.40 7.90 1100.00 1.4611-1- 0.40 7.52 132.00 39.60 7.85 804.00 1.3211-2- 0.80 6.81 130.00 39.00 7.88 916.00 1.3711-3- 1.20 6.53 124.00 37.20 7.91 1083.00 1.5012-1- 0.40 5.96 128.00 38.40 7.80 1226.00 1.7712-2- 0.80 6.47 118.00 35.40 7.78 1105.00 1.7612-3- 1.20 6.06 122.00 36.60 7.72 1305.00 1.51
*Para preparar las pastas se ha agregado agua en un 30% del peso hùmedo de la muestra
B.- PESOS UNITARIOS DEL DIQUE DE CONTENCIONCODIGO PROFUND. PESO HUM. PESO SEC.* PESO TOT.** VOL. TOT. VOL. SOLID. PESO UNIT.
(m) (g) (g) (g) (cc) (cc) (TM/m3)1-1- 0.40 240.00 224.50 561.25 402.00 154.00 1.461-2- 0.80 238.00 220.80 552.00 410.00 148.00 1.49
128
128
1-3- 1.20 268.00 242.20 605.50 406.00 166.00 1.462-1- 0.40 214.00 199.60 499.00 362.00 130.00 1.542-2- 0.80 222.00 205.30 513.25 360.00 136.00 1.512-3- 1.20 220.00 205.00 512.50 356.00 134.00 1.533-1- 0.40 240.00 223.00 557.50 388.00 148.00 1.513-2- 0.80 228.00 209.50 523.75 376.00 136.00 1.543-3- 1.20 222.00 198.70 496.75 356.00 130.00 1.534-1- 0.40 222.00 195.50 488.75 348.00 126.00 1.554-2- 0.80 204.00 181.80 454.50 320.00 120.00 1.524-3- 1.20 210.00 195.20 488.00 344.00 124.00 1.575-1- 0.40 214.00 187.00 467.50 334.00 132.00 1.425-2- 0.80 224.00 192.60 481.50 358.00 146.00 1.325-3- 1.20 208.00 176.90 442.25 320.00 126.00 1.406-1- 0.40 204.00 193.80 484.50 354.00 134.00 1.456-2- 0.80 224.00 212.50 531.25 382.00 150.00 1.426-3- 1.20 186.00 172.30 430.75 326.00 140.00 1.237-1- 0.40 226.00 214.40 536.00 392.00 146.00 1.477-2- 0.80 210.00 195.30 488.25 358.00 146.00 1.347-3- 1.20 230.00 213.00 532.50 390.00 144.00 1.488-1- 0.40 208.00 194.00 485.00 364.00 112.00 1.738-2- 0.80 202.00 188.60 471.50 332.00 124.00 1.528-3- 1.20 218.00 200.40 501.00 354.00 126.00 1.599-1- 0.40 218.00 202.20 505.50 362.00 122.00 1.669-2- 0.80 220.00 199.60 499.00 364.00 132.00 1.519-3- 1.20 224.00 207.50 518.75 374.00 148.00 1.4010-1- 0.40 208.00 197.00 492.50 360.00 118.00 1.6710-2- 0.80 224.00 214.10 535.25 388.00 134.00 1.6010-3- 1.20 212.00 194.90 487.25 364.00 136.00 1.4311-1- 0.40 224.00 207.20 518.00 382.00 156.00 1.3311-2- 0.80 224.00 208.70 521.75 372.00 142.00 1.4711-3- 1.20 214.00 200.00 500.00 352.00 148.00 1.3512-1- 0.40 212.00 199.40 498.50 330.00 140.00 1.4212-2- 0.80 206.00 192.70 481.75 358.00 134.00 1.4412-3- 1.20 224.00 210.40 526.00 362.00 140.00 1.50
* Peso Seco = Peso Húmedo x (1- % Hu)** Peso Total = Peso Seco x 2.5Las 36 muestras fueron repulpeadas a una dilución de 1 : 1.5 (S/L) , agitadas manualmente durante 5 minutos para determinar el Peso Unitario y para el análisis granulométrico se tomó un peso determinado de muestra húmeda.
C.- ANALISIS GRANULOMETRICO DEL DIQUE DE CONTENCIONa.- A 0 .40 m de profundidadMALLA 11-1 3-1 6-1 8-1 10-1
Nº Peso (g) % + Peso (g) % + Peso (g) % + Peso (g) % + Peso (g) % +70 172.45 45.43 182.37 48.83 177.42 46.26 219.66 62.46 189.15 47.52
100 60.10 15.83 59.64 15.97 69.90 18.23 45.03 12.80 67.27 16.90200 65.20 17.18 70.72 18.93 72.56 18.92 42.26 12.02 74.21 18.64
129
129
400 36.46 9.60 31.00 8.30 32.67 8.52 19.06 5.42 36.36 9.14-400 45.41 11.96 29.76 7.97 30.94 8.07 25.67 7.30 31.03 7.80
TOTAL 379.62 100.00 373.49 100.00 383.49 100.00 351.68 100.00 398.02 100.00
b.- A 0 .80 m de profundidad MALLA 11-2 3-2 6-2 8-2 10-2
Nº Peso (g) % + Peso (g) % + Peso (g) % + Peso (g) % + Peso (g) % +70 172.72 46.15 189.07 48.23 190.21 50.01 195.16 51.43 135.50 35.25
100 62.73 16.76 66.67 17.01 68.03 17.89 61.23 16.13 57.65 15.00200 65.60 17.53 70.91 18.09 65.22 17.15 68.56 18.07 97.10 25.26400 34.80 9.30 31.63 8.07 29.22 7.68 26.93 7.10 54.41 14.15-400 38.42 10.27 33.74 8.61 27.65 7.27 27.61 7.28 39.75 10.34
TOTAL 374.27 100.00 392.02 100.00 380.33 100.00 379.49 100.00 384.41 100.00
c.- A 1.20 m de profundidad MALLA 11-3 3-3 6-3 8-3 10-3
Nº Peso (g) % + Peso (g) % + Peso (g) % + Peso (g) % + Peso (g) % +70 152.69 40.86 156.10 43.43 149.17 40.09 174.55 43.95 150.62 40.90
100 70.16 18.77 58.58 16.30 71.36 19.18 70.31 17.70 59.43 16.14200 80.60 21.57 76.23 21.21 78.90 21.21 93.51 23.54 84.42 22.92400 35.43 9.48 35.13 9.77 38.62 10.38 36.77 9.26 38.85 10.55-400 34.82 9.32 33.43 9.30 34.02 9.14 22.02 5.54 34.97 9.50
TOTAL 373.70 100.00 359.47 100.00 372.07 100.00 397.16 100.00 368.29 100.00
ANEXO 2ANALISIS DE NNP - RELAVES CHINCHAN
DETERMINACION DE AP - ESTANQUE DE FINOSS TOTAL S SULFATO
CODIGO TARA WT+ M WM %S total TARA WT + M WM % S sulfato. %S sulfuro APC-1 +400 30.004 30.161 0.157 1.57 25.226 25.235 0.009 0.05 1.53 47.66C-1 -400 27.391 27.947 0.556 5.56 5.56 173.75C-2 +400 27.189 27.329 0.140 1.40 1.40 43.75C-2 -400 28.107 28.635 0.528 5.28 5.28 165.00C-3 +400 25.225 25.399 0.174 1.74 1.74 54.37C-3 -400 28.594 29.042 0.448 4.48 4.48 140.00D-2 +400 26.266 26.439 0.173 1.73 1.73 54.06D-2 -400 27.048 27.486 0.438 4.38 27.167 27.197 0.030 0.15 4.23 132.19K-2 +100 27.362 27.523 0.161 1.61 30.604 30.623 0.019 0.10 1.52 47.34K-2 +400 27.391 28.018 0.627 6.27 26.279 26.29 0.011 0.05 6.22 194.22
130
130
K-2 -400 28.605 29.238 0.633 6.33 28.605 28.64 0.035 0.18 6.15 192.34J-1 +100 27.393 28.007 0.614 6.14 6.14 191.88J-1 +400 30.601 31.531 0.930 9.30 9.30 290.63J-1 -400 25.225 25.929 0.704 7.04 7.04 220.00J-2 +100 26.992 27.224 0.232 2.32 2.32 72.50J-2 +400 30.601 31.090 0.489 4.89 25.903 25.919 0.016 0.08 4.81 150.31J-2 -400 27.362 27.965 0.603 6.03 6.03 188.44J-3 +100 27.230 28.456 1.226 12.26 12.26 383.13J-3 +400 24.539 25.299 0.760 7.60 7.60 237.50J-3 -400 27.230 27.788 0.558 5.58 5.58 174.38
DETERMINACION DE AP - DIQUE S TOTAL S SULFATO CODIGO TARA WT+ M WM %S total TARA WT + M WM % S sulfato. %S sufuro AP11-2 +100 24.539 24.757 0.218 2.18 2.18 68.1311-2 +400 26.101 27.059 0.958 9.58 9.58 299.3811-2 -400 25.445 27.235 1.790 17.90 24.535 24.571 0.036 0.18 17.72 553.753-2 +100 25.892 26.252 0.360 3.60 3.60 112.503-2 +400 26.992 28.991 1.999 19.99 28.108 28.138 0.030 0.15 19.84 620.003-2 -400 26.857 27.855 0.998 9.98 9.98 311.886-1 +100 27.051 27.451 0.400 4.00 4.00 125.006-1 +400 30.003 32.095 2.092 20.92 20.92 653.756-1 -400 26.852 27.994 1.142 11.42 11.42 356.886-2 +100 27.154 27.630 0.476 4.76 29.998 30.011 0.013 0.06 4.70 146.726-2 +400 27.167 29.236 2.069 20.69 26.859 26.884 0.025 0.12 20.57 642.666-2 -400 28.104 29.198 1.094 10.94 27.054 27.080 0.026 0.13 10.81 337.816-3 +100 25.898 26.373 0.475 4.75 4.75 148.446-3 +400 26.995 29.165 2.170 21.70 21.70 678.126-3 -400 27.237 28.373 1.136 11.36 11.36 355.00
10-2 +100 26.272 26.636 0.364 3.64 27.194 27.206 0.012 0.06 3.58 111.8810-2 +400 27.631 28.901 1.270 12.70 12.70 396.8810-2 -400 27.190 28.761 1.571 15.71 15.71 490.94
La codificación representa: Las letras o números el punto de muestreo ejm. J,K,3,6 etc y los números que les
acompañan 1,2 y 3, representan la profundidad, así, 1 es a 40 cm, 2 a 80 cm y 3 a 120
DETERMINACION DEL NP - ESTANQUE DE FINOS
CODIGO Peso (HCl)HCl Añadido (NaOH)
NaOH gastado
HCl Neut.mmoles HCl neut.
% CaCO3
NP
con con gang. Kg/TM
(grs) mol/litro cc mol/litro mol/litro cc m moles NaOH ganga mg CaCO3 CaCO3
C-1 +400 2.000 0.09 50 4.5 0.10 33.20 3.32 3.32 1.18 59.00 2.95 29.50C-1 -400 2.000 0.09 50 4.5 0.10 23.50 2.35 2.35 2.15 107.50 5.38 53.75C-2 +400 2.000 0.09 50 4.5 0.10 36.00 3.60 3.60 0.90 45.00 2.25 22.50C-2 -400 2.000 0.09 50 4.5 0.10 27.30 2.73 2.73 1.77 88.50 4.43 44.25C-3 +400 2.000 0.09 70 6.3 0.10 45.60 4.56 4.56 1.74 87.00 4.35 43.50C-3 -400 2.000 0.09 70 6.3 0.10 37.00 3.70 3.70 2.60 130.00 6.50 65.00D-2 +400 2.000 0.09 50 4.5 0.10 28.80 2.88 2.88 1.62 81.00 4.05 40.50D-2 -400 2.000 0.09 50 4.5 0.10 26.00 2.60 2.60 1.90 95.00 4.75 47.50K-2 +100 2.000 0.09 50 4.5 0.10 28.40 2.84 2.84 1.66 83.00 4.15 41.50K-2 +400 2.000 0.09 50 4.5 0.10 29.90 2.99 2.99 1.51 75.50 3.78 37.75K-2 -400 2.000 0.09 70 6.3 0.10 40.60 4.06 4.06 2.24 112.00 5.60 56.00J-1 +100 2.000 0.09 50 4.5 0.10 33.90 3.39 3.39 1.11 55.50 2.78 27.75J-1 +400 2.000 0.09 70 6.3 0.10 47.60 4.76 4.76 1.54 77.00 3.85 38.50
131
131
J-1 -400 2.000 0.09 70 6.3 0.10 43.40 4.34 4.34 1.96 98.00 4.90 49.00J-2 +100 2.000 0.09 50 4.5 0.10 31.70 3.17 3.17 1.33 66.50 3.33 33.25J-2 +400 2.000 0.09 70 6.3 0.10 45.50 4.55 4.55 1.75 87.50 4.38 43.75J-2 -400 2.000 0.09 50 4.5 0.10 18.40 1.84 1.84 2.66 133.00 6.65 66.50J-3 +100 2.000 0.09 50 4.5 0.10 37.60 3.76 3.76 0.74 37.00 1.85 18.50J-3 +400 2.000 0.09 50 4.5 0.10 31.50 3.15 3.15 1.35 67.50 3.38 33.75J-3 -400 2.000 0.09 50 4.5 0.10 24.50 2.45 2.45 2.05 102.50 5.13 51.25
DETERMINACION DEL NP - DIQUECODIGO Peso (HCl) HCl Añadido(NaOH) NaOH gastado HCl Neutr. m moles HCl neut. % CaCO3 NP
con con gang. Kg/TM
(grs) mol/litro cc mol/litro mol/litro cc m moles NaOH ganga mg CaCO3 CaCO3
11-2 +100 2.000 0.09 50 4.5 0.10 36.60 3.66 3.66 0.84 42.00 2.10 21.0011-2 +400 2.000 0.09 50 4.5 0.10 39.50 3.95 3.95 0.55 27.50 1.38 13.7511-2 -400 2.000 0.09 50 4.5 0.10 36.50 3.65 3.65 0.85 42.50 2.13 21.253-2 +100 2.000 0.09 50 4.5 0.10 39.60 3.96 3.96 0.54 27.00 1.35 13.503-2 +400 2.000 0.09 50 4.5 0.10 40.00 4.00 4.00 0.50 25.00 1.25 12.503-2 -400 2.000 0.09 50 4.5 0.10 34.20 3.42 3.42 1.08 54.00 2.70 27.006-1 +100 2.000 0.09 50 4.5 0.10 35.50 3.55 3.55 0.95 47.50 2.38 23.756-1 +400 2.000 0.09 50 4.5 0.10 25.10 2.51 2.51 1.99 99.50 4.98 49.756-1 -400 2.000 0.09 50 4.5 0.10 28.00 2.80 2.80 1.70 85.00 4.25 42.506-2 +100 2.000 0.09 50 4.5 0.10 32.90 3.29 3.29 1.21 60.50 3.03 30.256-2 +400 2.000 0.09 50 4.5 0.10 33.50 3.35 3.35 1.15 57.50 2.88 28.756-2 -400 2.000 0.09 50 4.5 0.10 22.50 2.25 2.25 2.25 112.50 5.63 56.256-3 +100 2.000 0.09 70 6.3 0.10 50.40 5.04 5.04 1.26 63.00 3.15 31.506-3 +400 2.000 0.09 50 4.5 0.10 29.60 2.96 2.96 1.54 77.00 3.85 38.506-3 -400 2.000 0.09 70 6.3 0.10 38.00 3.80 3.80 2.50 125.00 6.25 62.50
10-2 +100 2.000 0.09 70 6.3 0.10 54.40 5.44 5.44 0.86 43.00 2.15 21.5010-2 +400 2.000 0.09 50 4.5 0.10 15.90 1.59 1.59 2.91 145.50 7.28 72.7510-2 -400 2.000 0.09 50 4.5 0.10 27.10 2.71 2.71 1.79 89.50 4.48 44.75
La titulación se hizo usando pHmetro e indicador fenolftaleina, con agitación permanente.
NNP ESTANQUE FINOSCODIGO ZONA AP (kg CaCO3 NP(kgCaCO3) NNP NP/APC-1 +400 Finos 47.66 29.50 -18.16 0.62C-1 -400 Finos 173.75 53.75 -120.00 0.31C-2 +400 Finos 43.75 22.50 -21.25 0.51C-2 -400 Finos 165.00 44.25 -120.75 0.27C-3 +400 Finos 54.37 43.50 -10.87 0.80C-3 -400 Finos 140.00 65.00 -75.00 0.46D-2 +400 Finos 54.06 40.50 -13.56 0.75D-2 -400 Finos 132.19 47.50 -84.69 0.36K-2 +100 Intermedia 47.34 41.50 -5.84 0.88K-2 +400 Intermedia 194.22 37.75 -156.47 0.19K-2 -400 Intermedia 192.34 56.00 -136.34 0.29J-1 +100 Gruesos 191.88 27.75 -164.13 0.14J-1 +400 Gruesos 290.63 38.50 -252.13 0.13J-1 -400 Gruesos 220.00 49.00 -171.00 0.22J-2 +100 Gruesos 72.50 33.25 -39.25 0.46J-2 +400 Gruesos 150.31 43.75 -106.56 0.29
132
132
J-2 -400 Gruesos 188.44 66.50 -121.94 0.35J-3 +100 Gruesos 383.13 18.50 -364.63 0.05J-3 +400 Gruesos 237.50 33.75 -203.75 0.14J-3 -400 Gruesos 174.38 51.25 -123.13 0.29
NNP - DIQUECODIGO ZONA AP (kg CaCO3 NP(kgCaCO3) NNP NP/AP11-2 +100 Cresta 68.13 21.00 -47.13 0.3111-2 +400 Cresta 299.38 13.75 -285.63 0.0511-2 -400 Cresta 553.75 21.25 -532.50 0.043-2 +100 Gruesos 112.50 13.50 -99.00 0.123-2 +400 Gruesos 620.00 12.50 -607.50 0.023-2 -400 Gruesos 311.88 27.00 -284.88 0.096-1 +100 Intermedia 125.00 23.75 -101.25 0.196-1 +400 Intermedia 653.75 49.75 -604.00 0.086-1 -400 Intermedia 356.88 42.50 -314.38 0.126-2 +100 Intermedia 146.72 30.25 -116.47 0.216-2 +400 Intermedia 642.66 28.75 -613.91 0.046-2 -400 Intermedia 337.81 56.25 -281.56 0.176-3 +100 Intermedia 148.44 31.50 -116.94 0.216-3 +400 Intermedia 678.12 38.50 -639.62 0.066-3 -400 Intermedia 355.00 62.50 -292.50 0.18
10-2 +100 Finos 111.88 21.50 -90.38 0.1910-2 +400 Finos 396.88 72.75 -324.13 0.1810-2 -400 Finos 490.94 44.75 -446.19 0.09
ANEXO 3RESULTADOS DE LAS PRUEBAS DE FLOTACION DE PIRITA (LABORATORIOS DE PERUBAR)
PRIMERA PRUEBA PY-1CODIGO Wcrisol W crisol +MW BaSO4 %SPY-1 Ro I 26.090 28.444 2.354 23.540PY-1 Ro II 25.436 27.869 2.433 24.330PY-1 Ro III 24.574 25.554 0.980 9.800PY-1 Sc I 27.258 27.697 0.439 4.390PY-1 Rel. 24.815 24.930 0.115 1.150
CODIGO Tiempo(min) Peso(g) % Peso %S Cont. ST Acum. % Ext.Ext. Acum. 0 0 0 0
PY-1 Ro I 1 84.22 16.53 23.54 19.825 1.0 64.60 64.60PY-1 Ro II 1 17.72 3.48 24.33 4.311 2.0 14.05 78.65PY-1 Ro III 2 13.85 2.72 9.80 1.357 4.0 4.42 83.07PY-1 Sc I 5 20.55 4.03 4.39 0.902 9.0 2.94 86.01PY-1 Rel. 373.3 73.25 1.15 4.293 13.99 100.00
509.64 30.689SEGUNDA PRUEBA PY-2
133
133
CODIGO Wcrisol W crisol +MW BaSO4 %SPY-2 Ro I 27.252 29.643 2.391 23.910PY-2 Ro II 26.094 28.399 2.305 23.050PY-2 Ro III 25.442 26.566 1.124 11.240PY-2 Sc I 24.570 25.149 0.579 5.790PY-2 Rel. 27.255 27.358 0.103 1.030
CODIGO Tiempo(min) Peso(g) % Peso %S Cont. ST Acum. % Ext.Ext. Acum. 0 0 0 0
PY-2 Ro I 1 88.07 17.23 23.91 21.058 1.0 67.82 67.82PY-2 Ro II 1 15.55 3.04 23.05 3.584 2.0 11.54 79.36PY-2 Ro III 2 12.47 2.44 11.24 1.402 4.0 4.51 83.87PY-2 Sc I 5 19.73 3.86 5.79 1.142 9.0 3.68 87.55PY-2 Rel. 375.24 73.42 1.03 3.865 12.45 100.00
511.06 31.051TERCERA PRUEBA PY-3
CODIGO Wcrisol W crisol +MW BaSO4 %SPY-3 Ro I 24.818 27.165 2.347 23.470PY-3 Sc I 26.101 27.007 0.906 9.060PY-3 Rel. 25.446 25.548 0.102 1.020
CODIGO Tiempo(min) Peso(g) % Peso %S Cont.S T Acum. % Ext.Ext. Acum. 0 0 0 0
PY-3 Ro I 2 99.26 19.45 23.47 23.296 2.0 79.42 79.42PY-3 Sc I 3 22.93 4.49 9.06 2.077 5.0 7.08 86.50PY-3 Rel. 388.13 76.06 1.02 3.959 13.50 100.00
510.32 29.333
CUARTA PRUEBA PY-4CODIGO Wcrisol W crisol +M W BaSO4 %SPY-4 Ro I 24.573 26.912 2.339 23.390PY-4 Sc I 27.257 28.840 1.583 15.830PY-4 Rel. 24.818 24.983 0.165 1.650
CODIGO Tiempo(min) Peso(g) % Peso %S Cont.S T Acum. % Ext. Ext. Acum. 0 0 0 0
PY-4 Ro I 2 94.05 18.44 23.39 22.00 2.00 68.89 68.89PY-4 Sc I 3 21.64 4.24 15.83 3.43 5.00 10.73 79.62PY-4 Rel. 394.48 77.32 1.65 6.51 20.38 100.00
510.17 31.93
QUINTA PRUEBA PY-5CODIGO Wcrisol W crisol +M W BaSO4 %SPY-5 Ro I 26.101 28.532 2.431 24.310PY-5 Sc I 25.443 27.420 1.977 19.770PY-5 Rel. 24.819 24.940 0.121 1.210
134
134
CODIGO Tiempo(min) Peso(g) % Peso %S Cont.S T Acum. % Ext. Ext. Acum. 0 0 0 0
PY-5 Ro I 3 485.75 15.91 24.31 118.09 3.0 66.42 66.42PY-5 Sc I 3 154.17 5.05 19.77 30.48 6.0 17.14 83.57PY-5 Rel. 2414 79.05 1.21 29.21 16.43 100.00
3053.92 177.77
ANEXO 4DETERMINACION DEL NNP DE PRODUCTOS DE FLOTACION DE PIRITA(PERUBAR)
Primera Prueba PY-1
CODIGO Wcrisol W crisol +M W BaSO4 %S AP
Kg CaCO3
PY-1 Ro I 26.090 28.444 2.354 23.54 735.63PY-1 Ro II 25.436 27.869 2.433 24.33 760.31PY-1 Ro III 24.574 25.554 0.980 9.80 306.25PY-1 Sc I 27.258 27.697 0.439 4.39 137.19PY-1 Rel. 24.815 24.930 0.115 1.15 35.94
CODIGO (HCl)
HCl
Añadido (NaOH)
NaOH
gastado HCl Neut.mmoles HCl neut. % CaCO3 NP
con con gang. Kg/TM
mol/litro cc mol/litro mol/litro ccm
moles NaOH ganga mg CaCO3 CaCO3
PY-1 Ro I 0.09 50 4.5 0.10 42.00 4.20 4.20 0.30 15.00 0.75 7.50PY-1 Ro II 0.09 50 4.5 0.10 38.60 3.86 3.86 0.64 32.00 1.60 16.00PY-1 Ro III 0.09 50 4.5 0.10 37.10 3.71 3.71 0.79 39.50 1.98 19.75PY-1 Sc I 0.09 50 4.5 0.10 27.60 2.76 2.76 1.74 87.00 4.35 43.50PY-1 Rel. 0.09 50 4.5 0.10 24.80 2.48 2.48 2.02 101.00 5.05 50.50
135
135
CODIGO AP NP NNP NP/APPY-1 Ro I 735.63 7.50 -728.13 0.01PY-1 Ro II 760.31 16.00 -744.31 0.02PY-1 Ro III 306.25 19.75 -286.50 0.06PY-1 Sc I 137.19 43.50 -93.69 0.32PY-1 Rel. 35.94 50.50 14.56 1.41
Segunda Prueba PY-2
CODIGO Wcrisol W crisol +M W BaSO4 %S AP
Kg CaCO3
PY-2 Ro I 27.252 29.643 2.391 23.91 747.19PY-2 Ro II 26.094 28.399 2.305 23.05 720.31PY-2 Ro III 25.442 26.566 1.124 11.24 351.25PY-2 Sc I 24.570 25.149 0.579 5.79 180.94PY-2 Rel. 27.255 27.358 0.103 1.03 32.19
CODIGO (HCl)
HCl
Añadido (NaOH)
NaOH
gastado HCl Neut.mmoles HCl neut. % CaCO3 NP
con con gang. Kg/TM
mol/litro cc mol/litro mol/litro ccm
moles NaOH ganga mg CaCO3 CaCO3
PY-2 Ro I 0.09 50 4.5 0.10 43.00 4.30 4.30 0.20 10.00 0.50 5.00PY-2 Ro II 0.09 50 4.5 0.10 41.00 4.10 4.10 0.40 20.00 1.00 10.00PY-2 Ro
III 0.09 50 4.5 0.10 37.50 3.75 3.75 0.75 37.50 1.88 18.75PY-2 Sc I 0.09 50 4.5 0.10 28.50 2.85 2.85 1.65 82.50 4.13 41.25PY-2 Rel. 0.09 50 4.5 0.10 25.30 2.53 2.53 1.97 98.50 4.93 49.25
CODIGO AP NP NNP NP/APPY-2 Ro I 747.19 5.00 -742.19 0.01PY-2 Ro II 720.31 10.00 -710.31 0.01PY-2 Ro
III 351.25 18.75 -332.50 0.05PY-2 Sc I 180.94 41.25 -139.69 0.23PY-2 Rel. 32.19 49.25 17.06 1.53
Tercera Prueba PY-3
CODIGO Wcrisol W crisol +M W BaSO4 %S AP
PY-3 Ro I 24.818 27.165 2.347 23.47 733.44PY-3 Sc I 26.101 27.007 0.906 9.06 283.13PY-3 Rel. 25.446 25.548 0.102 1.02 31.87
CODIGO (HCl)
HCl
Añadido (NaOH)
NaOH
gastado HCl Neut.mmoles HCl neut. % CaCO3 NP
con con gang. Kg/TM
mol/litro cc mol/litro mol/litro ccm
moles NaOH gangamg
CaCO3 CaCO3
PY-3 Ro I 0.09 50 4.5 0.10 42.00 4.20 4.20 0.30 15.00 0.75 7.50PY-3 Sc I 0.09 50 4.5 0.10 33.20 3.32 3.32 1.18 59.00 2.95 29.50
136
136
PY-3 Rel. 0.09 50 4.5 0.10 24.60 2.46 2.46 2.04 102.00 5.10 51.00
CODIGO AP NP NNP NP/APPY-3 Ro I 733.44 7.50 -725.94 0.01PY-3 Sc I 283.13 29.50 -253.63 0.10PY-3 Rel. 31.87 51.00 19.13 1.60
Cuarta Prueba PY-4
CODIGO Wcrisol W crisol +M W BaSO4 %S AP
PY-4 Ro I 24.573 26.912 2.339 23.390 730.94PY-4 Sc I 27.257 28.840 1.583 15.830 494.69PY-4 Rel. 24.818 24.983 0.165 1.650 51.56
CODIGO (HCl)
HCl
Añadido (NaOH)
NaOH
gastado HCl Neut.mmoles HCl neut. % CaCO3 NP
con con gang. Kg/TM
mol/litro cc mol/litro mol/litro ccm
moles NaOH gangamg
CaCO3 CaCO3
PY-4 Ro I 0.09 50 4.5 0.10 43.50 4.35 4.35 0.15 7.50 0.37 3.75PY-4 Sc I 0.09 50 4.5 0.10 34.80 3.48 3.48 1.02 51.00 2.55 25.50PY-4 Rel. 0.09 50 4.5 0.10 25.20 2.52 2.52 1.98 99.00 4.95 49.50
CODIGO AP NP NNP NP/APPY-4 Ro I 730.94 3.75 -727.19 0.01PY-4 Sc I 494.69 25.50 -469.19 0.05PY-4 Rel. 51.56 49.50 -2.06 0.96
Quinta Prueba PY-5
CODIGO Wcrisol W crisol +M W BaSO4 %S AP
PY-5 Ro I 26.101 28.532 2.431 24.310 759.69PY-5 Sc I 25.443 27.420 1.977 19.770 617.81PY-5 Rel. 24.819 24.940 0.121 1.210 37.81
CODIGO (HCl)
HCl
Añadido (NaOH)
NaOH
gastado HCl Neut.mmoles HCl neut. % CaCO3 NP
con con gang. Kg/TM
mol/litro cc mol/litro mol/litro ccm
moles NaOH gangamg
CaCO3 CaCO3
PY-5 Ro I 0.09 50 4.5 0.10 42.00 4.20 4.20 0.30 15.00 0.75 7.50PY-5 Sc I 0.09 50 4.5 0.10 37.90 3.79 3.79 0.71 35.50 1.78 17.75PY-5 Rel. 0.09 50 4.5 0.10 17.70 1.77 1.77 2.73 136.50 6.83 68.25
CODIGO AP NP NNP NP/APPY-5 Ro I 759.69 7.50 -752.19 0.01PY-5 Sc I 617.81 17.75 -600.06 0.03PY-5 Rel. 37.81 68.25 30.44 1.80
137
137
Cálculos Corregidos Ley de CaCO3 en el Concentrado y el Relave
Resultados Calculados Prueba de Flotación PY-1 Tiempo Concentrado Relave CONCENTRADO RELAVECódigo Acum. Flot. % ooo % ooo % ooo % Peso CaCO3 NP* Peso CaCO3 NP minutos CaCO3p CaCO3ac CaCO3p Parc. Acum. % % % 0 PY-1 Ro I 1 12.40 12.40 -12.40 16.53 16.53 0.75 7.50 83.47 -0.15 -1.49PY-1 Ro II 2 5.57 17.97 -17.97 3.48 20.01 1.60 16.00 79.99 -0.22 -2.25PY-1 Ro III 4 5.39 23.35 -23.35 2.72 22.73 1.98 19.80 77.27 -0.30 -3.02PY-1 Sc 9 17.53 40.88 -40.88 4.03 26.76 4.35 43.50 73.24 -0.56 -5.58PY-1 Rel 369.91 410.79 -410.79 73.25 100 5.05 50.50 -0.01 0.00
%CaCO3p Total: 4.11 * Expresado en kgCaCO3TM
Resultados Calculados Prueba de Flotación PY-2 Tiempo Concentrado Relave CONCENTRADO RELAVECódigo Acum. Flot. % ooo % ooo % ooo % Peso CaCO3 NP* Peso CaCO3 NP minutos CaCO3p CaCO3ac CaCO3p Parc. Acum. % % % 0 PY-2 Ro I 1 8.62 8.62 -752.93 17.23 17.23 0.50 5.00 82.77 -9.10 -90.97PY-2 Ro II 2 3.04 11.66 -755.97 3.04 20.27 1.00 10.00 79.73 -9.48 -94.82PY-2 Ro III 4 4.59 16.24 -760.55 2.44 22.71 1.88 18.80 77.29 -9.84 -98.40PY-2 Sc 9 15.94 32.18 -776.50 3.86 26.57 4.13 41.30 73.43 -10.57 -105.75PY-2 Rel 361.96 394.14 -1138.46 73.42 99.99 4.93 49.30 0.01 0.00
%CaCO3p Total: 3.94 * Expresado en kgCaCO3TM
Resultados Calculados Prueba de Flotación PY-3 Tiempo Concentrado Relave CONCENTRADO RELAVECódigo Acum. Flot. % ooo % ooo % ooo % Peso CaCO3 NP* Peso CaCO3 NP minutos CaCO3p CaCO3ac CaCO3p Parc. Acum. % % % 0 PY-3 Ro I 2 14.59 14.59 -12.28 19.45 19.45 0.75 7.50 80.55 -0.15 -1.52PY-3 Sc 5 13.25 27.83 -25.53 4.49 23.94 2.95 29.50 76.06 -0.34 -3.36PY-3 Rel 387.91 415.74 -413.43 76.06 100 5.10 51.00 0.00 0.00
%CaCO3p Total: 4.16 * Expresado en kgCaCO3TM
Resultados Calculados Prueba de Flotación PY-4 Tiempo Concentrado Relave CONCENTRADO RELAVECódigo Acum. Flot. % ooo % ooo % ooo % Peso CaCO3 NP* Peso CaCO3 NP minutos CaCO3p CaCO3ac CaCO3p Parc. Acum. % % % 0 PY-4 Ro I 2 6.82 6.82 -2.32 18.44 18.44 0.37 3.70 81.56 -0.03 -0.28PY-4 Sc 5 10.81 17.63 -13.13 4.24 22.68 2.55 25.50 77.32 -0.17 -1.70PY-4 Rel 382.73 400.37 -395.87 77.32 100 4.95 49.50 0.00 0.00
%CaCO3p Total: 4.00 * Expresado en kgCaCO3TM
Resultados Calculados Prueba de Flotación PY-5 Tiempo Concentrado Relave CONCENTRADO RELAVE
138
138
Código Acum. Flot. % ooo % ooo % ooo % Peso CaCO3 NP* Peso CaCO3 NP minutos CaCO3p CaCO3ac CaCO3p Parc. Acum. % % % 0 PY-5 Ro I 3 11.93 11.93 5.13 15.91 15.91 0.75 7.50 84.09 0.06 0.61PY-5 Sc 6 8.99 20.92 -3.85 5.05 20.95 1.78 17.80 79.05 -0.05 -0.49PY-5 Rel 539.88 560.80 -543.74 79.05 100 6.83 68.30 0.00 0.00
%CaCO3p Total: 5.61 * Expresado en kgCaCO3TM
ANEXO 5DETERMINACION DEL AP, NP Y NNP Se analizaron los siguientes componentes: - Underflow del ciclón de Chinchan(U/F) - El compósito del Ro, Sc y relave de las pruebas de flotación de la pirita - La mezcla del Ro y Sc, denominandose CONCENTRADO DE FeS2 - La lama, optenida por sifoneo del overflow del ciclón de Chinchan
DETERMINACION DEL APPRODUCTO Wcrisol W crisol +M W BaSO4 %S AP
UnderFlow 24.574 25.449 0.875 8.75 273.44Ro Comp 26.102 28.587 2.485 24.85 776.56Sc Comp. 25.449 27.618 2.169 21.69 677.81Conc. FeS2 24.574 26.981 2.407 24.07 752.19Lama 25.448 26.044 0.596 5.96 186.25Rel.Neutro 26.103 26.261 0.158 1.58 49.37
Produc. (HCl) HCl Añadido (NaOH)NaOH gastado HCl Neut.mmolHCl nuet %CaCO3 NP
con con gang. Kg/TM
mol/litro cc mol/litro mol/litro cc m moles NaOH ganga mg CaCO3 CaCO3
U/F 0.09 50 4.5 0.10 29.70 2.97 2.97 1.53 76.50 3.83 38.25Ro Com. 0.09 50 4.5 0.10 42.90 4.29 4.29 0.21 10.50 0.53 5.25Sc.Com. 0.09 50 4.5 0.10 34.00 3.40 3.40 1.10 55.00 2.75 27.50
139
139
Conc.FeS2 0.09 50 4.5 0.10 42.40 4.24 4.24 0.26 13.00 0.65 6.50
Lama 0.09 50 4.5 0.10 14.60 1.46 1.46 3.04 152.00 7.60 76.00Rel Neutro 0.09 50 4.5 0.10 25.30 2.53 2.53 1.97 98.50 4.93 49.25
CODIGO AP NP NNP NP/APU/F 273.44 38.25 -235.19 0.14
Ro Com. 776.56 5.25 -771.31 0.01Sc.Com. 677.81 27.50 -650.31 0.04
Conc.FeS2 752.19 6.50 -745.69 0.01Lama 186.25 76.00 -110.25 0.41
Rel Neutro 49.37 49.25 -0.12 1.00
ANALISIS DE LAS PRUEBAS DE SEDIMENTACION
Prueba Nro. 1Condiciones: CODIGO Wcrisol W crisol +MW BaSO4 %S AP
Peso Concentrado = 204.5 g Kg CaCO3
Peso Lama = 278.1 g S-1 26.103 26.991 0.888 8.88 277.50Agua = 852 g S-2 25.450 26.366 0.916 9.16 286.25Volumen total = 1000 cc S-3 24.575 25.497 0.922 9.22 288.13Tiempo de Agitación = 10 min. S-4 27.260 28.520 1.260 12.60 393.75Tiempo de Sedimetación = 5 min. S-5 24.818 27.106 2.288 22.88 715.00
Pulpa SólidoCodigo Peso(g) Vol. (cc) Densidad Alt.(cm) Peso(g) %
S-1 110.23 100 1.10 1.7 27.75 25.17S-2 235.70 200 1.18 6.8 61.77 26.21S-3 254.13 200 1.27 13.6 67.18 26.44S-4 361.17 300 1.20 23.4 101.62 28.14S-5 362.83 200 1.81 30.6 209.64 57.78
(HCl) HCl Añadido(NaOH)NaOH gastado
HCl Neut.mmol HCl nuet %CaCO3 NP
con con gang. Kg/TM
Codigo mol/litro cc mol/litro mol/litro cc m moles NaOH ganga mg CaCO3 CaCO3
S-1 0.09 50 4.5 0.10 18.10 1.81 1.81 2.69 134.50 6.73 67.25S-2 0.09 50 4.5 0.10 21.90 2.19 2.19 2.31 115.50 5.78 57.75S-3 0.09 50 4.5 0.10 15.70 1.57 1.57 2.93 146.50 7.33 73.25S-4 0.09 50 4.5 0.10 24.50 2.45 2.45 2.05 102.50 5.13 51.25S-5 0.09 50 4.5 0.10 23.20 2.32 2.32 2.18 109.00 5.45 54.50
CODIGO AP NP NNP NP/APS-1 277.50 67.25 -210.25 0.24S-2 286.25 57.75 -228.50 0.20S-3 288.13 73.25 -214.88 0.25S-4 393.75 51.25 -342.50 0.13S-5 715.00 54.50 -660.50 0.08
140
140
Prueba Nro. 2Condiciones: CODIGO Wcrisol W crisol +MW BaSO4 %S AP
Peso Concentrado = 204.5 g Kg CaCO3
Peso Lama = 278.1 g T-1 26.103 26.860 0.757 7.57 236.56Agua = 852 g T-2 25.453 26.244 0.791 7.91 247.19Volumen total = 1000 cc T-3 24.576 25.441 0.865 8.65 270.31Tiempo de Agitación = 10 min. T-4 27.259 28.343 1.084 10.84 338.75Tiempo de Sedimetación = 10 min. T-5 24.819 27.205 2.386 23.86 745.63
Pulpa Sólido(g)Codigo Peso(g) Vol. (cc) Densidad Alt.(cm) Peso(g) %
T-1 236.17 200 1.18 3.4 58.26 24.67T-2 234.08 200 1.17 10.2 61.34 26.20T-3 230.19 200 1.15 17.0 61.89 26.89T-4 239.60 200 1.20 23.8 83.57 34.88T-5 357.96 200 1.79 30.6 212.96 59.49
(HCl) HCl Añadido (NaOH) NaOH gastado HCl Neut.mmol HCl nuet %CaCO3 NP
con con gang. Kg/TM
Codigo mol/litro cc mol/litro mol/litro cc m moles NaOH ganga mg CaCO3 CaCO3
T-1 0.09 50 4.5 0.10 19.60 1.96 1.96 2.54 127.00 6.35 63.50T-2 0.09 50 4.5 0.10 20.10 2.01 2.01 2.49 124.50 6.23 62.25T-3 0.09 50 4.5 0.10 20.90 2.09 2.09 2.41 120.50 6.03 60.25T-4 0.09 50 4.5 0.10 23.80 2.38 2.38 2.12 106.00 5.30 53.00T-5 0.09 50 4.5 0.10 41.00 4.10 4.10 0.40 20.00 1.00 10.00
CODIGO AP NP NNP NP/APT-1 236.56 63.50 -173.06 0.27T-2 247.19 62.25 -184.94 0.25T-3 270.31 60.25 -210.06 0.22T-4 338.75 53.00 -285.75 0.16T-5 745.63 10.00 -735.63 0.01
Prueba Nro. 3Condiciones: CODIGO Wcrisol W crisol +M W BaSO4 %S AP
Peso Concentrado = 204.5 g Kg CaCO3
Peso Lama = 278.1 g U-1 26.105 26.793 0.688 6.88 215.00Agua = 852 g U-2 25.450 26.196 0.746 7.46 233.13Volumen total = 1000 cc U-3 24.575 25.355 0.780 7.80 243.75Tiempo de Agitación = 10 min. U-4 27.258 28.440 1.182 11.82 369.38Tiempo de Sedimetación = 15 min. U-5 24.821 27.258 2.437 24.37 761.56
Pulpa SólidoCodigo Peso(g) Vol. (cc) Densidad Alt.(cm) Peso(g) %
U-1 228.69 200 1.14 3.4 27.75 12.13U-2 237.75 200 1.19 10.2 61.77 25.98U-3 232.31 200 1.16 17.0 67.18 28.92U-4 230.60 200 1.15 23.8 101.62 44.07U-5 407.54 200 2.04 30.6 209.64 51.44
(HCl) HCl Añadido (NaOH) NaOH gastado HCl Neut.mmol HCl nuet %CaCO3 NP
con con gang. Kg/TM
Codigo mol/litro cc mol/litro mol/litro cc m moles NaOH ganga mg CaCO3 CaCO3
141
141
U-1 0.09 50 4.5 0.10 12.70 1.27 1.27 3.23 161.50 8.08 80.75U-2 0.09 50 4.5 0.10 20.20 2.02 2.02 2.48 124.00 6.20 62.00U-3 0.09 50 4.5 0.10 20.00 2.00 2.00 2.50 125.00 6.25 62.50U-4 0.09 50 4.5 0.10 21.10 2.11 2.11 2.39 119.50 5.98 59.75U-5 0.09 50 4.5 0.10 40.10 4.01 4.01 0.49 24.50 1.23 12.25
CODIGO AP NP NNP NP/APU-1 215.00 80.75 -134.25 0.38U-2 233.13 62.00 -171.13 0.27U-3 243.75 62.50 -181.25 0.26U-4 369.38 59.75 -309.63 0.16U-5 761.56 12.25 -749.31 0.02
Prueba Nro. 4Condiciones: CODIGO Wcrisol W crisol +M W BaSO4 %S AP
Peso Concentrado = 204.5 g Kg CaCO3
Peso Lama = 278.1 g X-1 26.106 26.735 0.629 6.29 196.56Agua = 852 g X-2 25.456 26.034 0.578 5.78 180.63Volumen total = 1000 cc X-3 24.580 25.304 0.724 7.24 226.25Tiempo de Agitación = 10 min. X-4 27.262 28.004 0.742 7.42 231.88Tiempo de Sedimetación = 20 min. X-5 24.822 27.406 2.584 25.84 807.50
Pulpa SólidoCodigo Peso(g) Vol. (cc) Densidad Alt.(cm) Peso(g) %
X-1 227.29 200 1.14 3.4 41.24 18.14X-2 232.33 200 1.16 10.2 55.97 24.09X-3 230.53 200 1.15 17.0 56.78 24.63X-4 242.64 200 1.21 23.8 62.62 25.81X-5 406.56 200 2.03 30.6 262.29 64.51
(HCl) HCl Añadido (NaOH) NaOH gastado HCl Neut.mmol HCl nuet %CaCO3 NP
con con gang. Kg/TM
Codigo mol/litro cc mol/litro mol/litro cc m moles NaOH ganga mg CaCO3 CaCO3
X-1 0.09 50 4.5 0.10 12.50 1.25 1.25 3.25 162.50 8.13 81.25X-2 0.09 50 4.5 0.10 13.20 1.32 1.32 3.18 159.00 7.95 79.50X-3 0.09 50 4.5 0.10 12.40 1.24 1.24 3.26 163.00 8.15 81.50X-4 0.09 50 4.5 0.10 14.30 1.43 1.43 3.07 153.50 7.68 76.75X-5 0.09 50 4.5 0.10 34.20 3.42 3.42 1.08 54.00 2.70 27.00
CODIGO AP NP NNP NP/APX-1 196.56 81.25 -115.31 0.41X-2 180.63 79.50 -101.13 0.44X-3 226.25 81.50 -144.75 0.36X-4 231.88 76.75 -155.13 0.33X-5 807.50 27.00 -780.50 0.03
Prueba Nro. 5Condiciones: CODIGO Wcrisol W crisol +M W BaSO4 %S AP
Peso Concentrado = 204.5 g Kg CaCO3
Peso Lama = 278.1 g Y-1 26.105 26.714 0.609 6.09 190.31Agua = 852 g Y-2 25.456 26.106 0.650 6.50 203.13Volumen total = 1000 cc Y-3 24.581 25.250 0.669 6.69 209.06Tiempo de Agitación = 10 min. Y-4 27.264 28.044 0.780 7.80 243.75
142
142
Tiempo de Sedimetación = 30 min. Y-5 24.820 27.421 2.601 26.01 812.81
Pulpa SólidoCodigo Peso(g) Vol. (cc) Densidad Alt.(cm) Peso(g) %
Y-1 214.51 200 1.07 3.4 27.75 12.94Y-2 228.05 200 1.14 10.2 61.77 27.09Y-3 236.09 200 1.18 17.0 67.18 28.46Y-4 240.15 200 1.20 23.8 101.62 42.32Y-5 413.67 200 2.07 30.6 209.64 50.68
(HCl) HCl Añadido (NaOH) NaOH gastado HCl Neut.mmol HCl nuet %CaCO3 NP
con con gang. Kg/TM
Codigo mol/litro cc mol/litro mol/litro cc m moles NaOH ganga mg CaCO3 CaCO3
Y-1 0.09 50 4.5 0.10 17.10 1.71 1.71 2.79 139.50 6.98 69.75Y-2 0.09 50 4.5 0.10 13.70 1.37 1.37 3.13 156.50 7.83 78.25Y-3 0.09 50 4.5 0.10 12.50 1.25 1.25 3.25 162.50 8.13 81.25Y-4 0.09 50 4.5 0.10 13.80 1.38 1.38 3.12 156.00 7.80 78.00Y-5 0.09 50 4.5 0.10 33.30 3.33 3.33 1.17 58.50 2.93 29.25
CODIGO AP NP NNP NP/APY-1 190.31 69.75 -120.56 0.37Y-2 203.13 78.25 -124.88 0.39Y-3 209.06 81.25 -127.81 0.39Y-4 243.75 78.00 -165.75 0.32Y-5 812.81 29.25 -783.56 0.04
143
143
ANEXO FOTOGRAFIAS
Fotos 1 y 2.- Distribución de la Pirita desde la Capa 1 (Superior) hasta la Capa 5 (Fondo)
Capa 1
Capa 2
Capa 3
Capa 4
Capa 5
144
144
Fotos 3 y 4.- Vistas del Relieve Topográfico de la Quebrada Chinchán
145
145
Fotos 5 y 6.- Parte Frontal del Dique y Andamiaje para Desplazar el Ciclón
Fotos 7 y 8 .- Estanque de Finos, Nótese el Sistema de Decantación
146
146
Fotos 9,10,11 y 12.- Equipos, Materiales y Herramientas Usados en el Muestreo de Campo
Muestreador de Resorte
Muestreo en Zona de Finos
147
147
Fotos 13 y 14.- Estratificación Natural del Relave en la Zona de Gruesos del Estanque de
Finos
Fotos 15 y 16 .- Agitadores vertical y Múltiple Usados para el Repulpeado y Determinación
del Peso Unitario
148
148
Fotos 17 y 18 .- Equipo Empleado en la Flotación del Underflow del Relave de Chinchán
Fotos 19, 20 y 21 .- Materiales Empleados en las Pruebas de Sedimentación con Relaves de
Chinchán.
149
149
Foto 22.- Filtro Prensa Usado para Varias Pruebas
Foto 23.- Ro Tap Usado Para Foto 24.- Vista Cualitativa de la Variación El Análisis de Malla de la Concentración del S*
Foto 25.- Vista Cualitativa de la Variación de la Concentración del S*
* Se refiere a los análisis que corresponden a las pruebas de sedimentación y se hace notar que la
concentración del S aumenta de izquierda a derecha. El frasco del extremo izquierdo corresponde a la capa 1 y
el del derecho a la capa 5 (fondo)
150
150
