TRATAMIENTO DE SOLUCIONES RICAS
DE LOS PADS DE LIXIVIACIÓN EN LA
PLANTA ADR
INFORME DE COMPETENCIA PROFESIONAL
Para Optar por el Título Profesional de:
INGENIERO METALURGISTA
PRESENTADO POR:
JOSÉ ALBERTO ZÁRATE MENDOZA
A quienes me han heredado el tesoro más valioso que puede dársele a un hijo: amor. A quienes sin escatimar esfuerzo alguno, han sacrificado gran parte de su vida para formarme y educarme. A quienes la ilusión de su vida ha sido convertirme en persona
de provecho. A quienes nunca podré pagar todos sus desvelos ni aún con las riquezas más grandes del mundo.
Por esto y más… Gracias a mis padres.
Alberto y Betty.
Este trabajo tiene por objetivo evaluar y analizar las condiciones operativas de la planta ADR, desde el inicio de sus operaciones a mediados del 2003 hasta Junio del 2007. Cuando empezó la operación, solo se trabajó con mineral del tajo Sur, pero actualmente se extrae mineral de los tajos Sur y Norte, y con proyección para extraer el mineral del Cerro Alumbre, ubicado a la margen izquierda del río, adyacente al tajo Sur.
Cómo han ido variando los diferentes procesos como desde la construcción de las pilas de mineral, la lixiviación con solución cianurada, la adsorción en las columnas de carbón activado, el proceso de desorción con alcohol, la reactivación química como térmica, hasta el proceso final que es la fundición de la barra bullón, así como un pequeño resumen de los costos unitarios en US$ por onzas de oro producida. Además como los cambios que se hicieron para tratar de mejorar la recuperación del proceso, tales como el curado y la colocación de bombas para los circuitos de adsorción en las pozas desarenadoras.
ABSTRACT
This work aims to evaluate and analyze the operating conditions of the ADR plant, since it started operations in mid-2003 until June 2007. When the operation started, only working with mineral from the pit South, but today is extracted from both pits South and North, and projection to extract the ore from Cerro Alumbre, located on the left bank of the river, adjacent to the pit South.
How have varied the various processes such as the construction of the piles of ore, leaching with solution of cyanide, adsorption in the columns of activated carbon, desorption process with alcohol, chemical and thermal regenerating, until the final process casting of the bar of bullion, as well as a brief summary of unit costs in U.S. $ per ounce of gold produced. Besides the changes were made to try to improve the recovery process, such as curing and pumpings to the circuits of adsorption from desanding ponds.
INTRODUCCIÓN
1CAPITULO I
1.0 ANTECEDENTES. 2
1.1 CARACTERIZACIÓN DEL MINERAL 3
1.1.1 Composición mineralógica 3
1.2 PRUEBAS REALIZADAS 4
1.2.1 Estudios microscópicos 6
1.2.2 Análisis Granulométrico del mineral ROM 8
1.2.3 Pruebas metalúrgicas 14
1.2.3.1 Pruebas en botellas 14
1.2.3.2 Pruebas en columna 15
1.2.4 Recomendaciones al terminar las pruebas 21
CAPITULO II
2.0 DESCRIPCIÓN DEL PROCESO 22
2.1 CONSTRUCCIÓN DE PILAS DE MINERAL 22
2.2 LIXIVIACIÓN DEL MINERAL 23
2.2.1 Poza de solución barren 23
2.2.2 Poza de grandes eventos 24
2.2.3 Poza Pregnant 24
2.2.4 Tanque de paso 25
2.3 PROCESO DE ADSORCIÓN 26
2.3.1 Circuitos de adsorción de 2TM de capacidad 27
2.3.2 Circuitos de adsorción de 4TM de capacidad 27
2.4 PROCESO DE DESORCIÓN Y ELECTRODEPOSICIÓN 28
2.5 REACTIVACIÓN QUÍMICA DEL CARBÓN 30
2.6 REACTIVACIÓN TÈRMICA DEL CARBÓN 30
2.7 FUNDICIÓN 31
CAPITULO III
3.0 EVALUACIÓN DEL PROCESO 33
3.1 CONSTRUCCIÓN DE PILAS 33
3.2 LIXIVIACIÓN 40
3.2.1 Bombeo de solución 40
3.2.2 Parámetros de Lixiviación 42
3.2.2.1 Curado del mineral 42
3.3 ADSORCIÓN 44
3.3.1 Isotermas de Freundlich en la carga de carbón 52
3.6 FUNDICIÓN 76
CAPITULO IV
4.0 RESUMEN DE COSTOS EN LA PLANTA ADR 78
CAPITULO V
5.0 OBSERVACIONES, CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES 88
5.1 OBSERVACIONES 88
5.1.1 CONSTRUCCIÓN DE PILAS DE MINERAL 88
5.1.2 LIXIVIACIÓN 88
5.1.3 ADSORCIÓN 89
5.1.4 DESORCIÓN 90
5.1.5 REACTIVACIÓN QUÍMICA Y TÉRMICA DEL CARBÓN 90
5.1.6 FUNDICIÓN 92
5.2 CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES 93
5.2.1 CONSTRUCCIÓN DE PILAS DE MINERAL. 93
5.2.2 LIXIVIACIÓN 93
5.2.3 ADSORCIÓN 93
5.2.4 DESORCIÓN 93
5.2.5 REACTIVACIÓN QUÍMICA Y TÉRMICA DEL CARBÓN 94
5.2.6 FUNDICIÓN 94
CAPITULO VI
6.0 BIBLIOGRAFÍA 95
ANEXOS:
ANEXO I PLANOS.
Plano 1.0 Plano Geológico.
Plano 2.1 Flowsheet de la planta ADR Plano 3.01 Pad de Lixiviación fase II
Plano 3.02 Carguío de mineral en la fase III (25-09-06) Plano 3.03 Pad – celdas industriales 11, 12, 13 (07-02-07). Plano 3.04 Área celda Nº 34 (28-06-07)
ANEXO II CARACTERIZACIÓN DEL YACIMIENTO
ANEXO III PRUEBAS EN COLUMNA CON TRATAMIENTO DE
Gráfico N° 1.2.1 Gráfico de la distribución granulométrica de SS2 (ROM) AR - QZ. 8 Gráfico N° 1.2.2 Gráfico de la distribución granulométrica de SS3 (ROM) BR-HE-FE. 9 Gráfico N° 1.2.3 Gráfico de la distribución granulométrica de SS4 (ROM) AR-QZ. 10 Gráfico N° 1.2.4 Gráfico de la distribución granulométrica de SS5 (ROM) BX-HE-FE 11 Gráfico N° 1.2.5 Gráfico de la distribución granulométrica de SS6 (ROM) BX-QZ. 12 Gráfico N° 1.2.6 Distribución granulométrica de las muestras SS. 13 Gráfico N° 1.2.7 Cinética de extracción de Au SS1 (AR) y SS1C (AR – C). 16
Gráfico N° 1.2.8 Cinética de extracción de Au SS2 (AR - QZ) 17
Gráfico N° 1.2.9 Cinética de extracción de Au SS3 (BR-HE-FE) 17
Gráfico N° 1.2.10 Cinética de extracción de Au SS4 (AR-QZ). 18
Gráfico N° 1.2.11 Cinética de extracción de Au SS5 (BX-HE-FE). 18
Gráfico N° 1.2.12 Cinética de extracción de Au SS6 (BX-QZ). 19
Gráfico N° 1.2.13 Cinética de extracción de Au en las diferentes litologías (ROM). 19 Gráfico N° 1.2.14 Cinética de extracción de Au SS2 (AR-QZ) 100% -2”. 20 Gráfico N° 1.2.15 Cinética de extracción de Au SS3 (BX-HE-FE) 100% -2”. 20
Gráfico Nº 3.1.1 Ratio de Cal en kg/TM. 35
Gráfico Nº 3.1.2 Ratio de Cianuro en kg/TM. 35
Gráfico Nº 3.1.3 Ratio de Cianuro en riego en kg/TMriego. 36
Gráfico Nº 3.1.4 Ratio de Cianuro en kg/TM y Ratio de cianuro en riego kg/TMriego. 36 Gráfico Nº 3.1.5 Recuperación del pad, acumulada mensualmente. 38
Gráfico Nº 3.2.1 Área en riego vs. Mineral en riego 42
Gráfico Nº 3.2.2 Parámetros de la solución lixiviante. 44
Gráfico Nº 3.3.1 Parámetros de la solución pregnant. 46
Gráfico Nº 3.3.2 Comparación de PH de las soluciones pregnant y barren. 46 Gráfico Nº 3.3.3 Comparación de la fuerza de cianuro de las soluciones pregnant
y barren. 47
Gráfico Nº 3.3.4 Eficiencia de adsorción para el Au 49
Gráfico Nº 3.3.5 Eficiencia de adsorción para la Ag 49
Gráfico Nº 3.3.6 Eficiencia de adsorción para el Cu. 50
Gráfico Nº 3.3.7 Eficiencia de adsorción para el Au, Ag, Cu. 51
Gráfico Nº 3.3.8 Isoterma de Freundlich. 52
Gráfico Nº 3.3.9 Isotermas de Freundlich para los circuitos de adsorción. 54 Gráfico Nº 3.4.1 Leyes de entrada y salida de la solución eluente, en las celdas
electrolíticas (desorción Nº13) – Ecuaciones de regresión polinomial 57 Gráfico Nº 3.4.1.1 Gráficos reales de las ecuaciones de regresión polinomial
(Celdas Nº 1 y 2 – Au – desorción Nº 13). 58
Gráfico Nº 3.4.1.2 Gráficos reales de las ecuaciones de regresión polinomial
(Celdas Nº 1 y 2 – Ag – desorción Nº 13). 59
Gráfico Nº 3.4.2 Leyes de entrada y salida de la solución eluente, en las celdas
electrolíticas (desorción Nº 1) – Ecuaciones de regresión polinomial 61 Gráfico Nº 3.4.2.1 Gráficos reales de las ecuaciones de regresión polinomial
(Celdas Nº 1 y 2 – Au – desorción Nº 1). 62
Gráfico Nº 3.4.2.2 Gráficos reales de las ecuaciones de regresión polinomial
Horno de 125kg/hr 69 Gráfico Nº 3.5.2 Velocidad de adsorción con las diferentes calidades de carbón Ag
Horno de 125kg/hr 69
Gráfico Nº 3.5.3 Velocidad de adsorción con las diferentes calidades de carbón Ag
Horno de 125kg/hr 70
Tabla. N°1 Pruebas realizadas con anterioridad. 2 Tabla. N° 1.2.1 Muestras recibidas para las pruebas metalúrgicas. 4 Tabla. N° 1.2.2 Distribución granulométrica SS2 (ROM) AR - QZ. 8 Tabla. N° 1.2.3 Distribución granulométrica SS3 (ROM) BR-HE-FE. 9 Tabla. N° 1.2.4 Distribución granulométrica SS4 (ROM) AR-QZ. 10 Tabla. N° 1.2.5 Distribución granulométrica SS5 (ROM) BX-HE-FE. 11 Tabla. N° 1.2.6 Distribución granulométrica SS6 (ROM) BX-QZ. 12 Tabla. N° 1.2.7 Distribución granulométrica de las muestras SS. 13
Tabla. N° 1.2.8 Pruebas a realizar 14
Tabla. N° 1.2.9 Pruebas a realizar en Botellas 14
Tabla. N°1.2.10 Resultados obtenidos de las pruebas en Botellas 15
Tabla. N°1.2.11 Pruebas a realizar en Columnas 15
Tabla. N°1.2.12 Resultados obtenidos de las pruebas en Columnas 21
Tabla Nº 3.1.1 Ratio de Cal y Cianuro en kg/TM. 34
Tabla Nº 3.1.2 Recuperación del pad acumulada. 37
Tabla Nº 3.1.3 Balance metalúrgico general 39
Tabla Nº 3.2.1 Área en riego, Tonelaje en riego, Volumen de solución bombeado al pad.41
Tabla Nº 3.2.2 Parámetros de la solución Lixiviante. 43
Tabla Nº 3.3.1 Parámetros de la solución Pregnant. 45
Tabla Nº 3.3.2 Eficiencia de adsorción. 48
Tabla Nº 3.3.3 Capacidad de carga – Circuito Nº 1. 53
Tabla Nº 3.3.4 Capacidad de carga – Circuito Nº 2. 53
Tabla Nº 3.3.5 Capacidad de carga – Circuito Nº 5. 54
Tabla Nº 3.4.1 Desorción Nº13, con 3,571.84 gr de Au en el carbón, eficiencia 98.93%. 56
Tabla Nº 3.4.1.1 58
Tabla Nº 3.4.1.2 58
Tabla Nº 3.4.1.3 59
Tabla Nº 3.4.1.4 59
Tabla Nº 3.4.2 Desorción Nº1, con 6,602.28 gr de Au en el carbón, eficiencia 95.07% 60
Tabla Nº 3.4.2.1 62
Tabla Nº 3.4.2.2 62
Tabla Nº 3.4.2.3 63
Tabla Nº 3.4.2.4 63
Tabla Nº 3.4.3 Tabla resumen de las desorciones evaluadas. 65
Tabla Nº 3.4.4 Cronología de los cambios y ampliaciones realizadas en la planta. 66 Tabla Nº 3.5.1 Optimización del Horno de reactivación térmica de 42 kg/hr 68 Tabla Nº 3.5.2 Evaluación de los carbones activados antes del ingreso al
horno de reactivación de 125kg/hr, después de reactivación química
al final de la reactivación térmica 68
Tabla Nº 3.5.3 Recuperación con los diferentes tipos de carbón 72
Tabla Nº 3.5.4 Cálculos para los diferentes tipos de carbón 73
Tabla Nº 3.5.5 Coeficientes de regresión para calcular la constante cinética 74
Tabla Nº 3.6.1 Leyes de las barras bullón 76
planta ADR – Año 2004 80 Tabla Nº 4.3 Resumen de costos unitarios (US$/Oz Au producida) en la
planta ADR – Año 2005 81
Tabla Nº 4.4 Resumen de costos unitarios (US$/Oz Au producida) en la
planta ADR – Año 2006 82
Tabla Nº 4.5 Resumen de costos unitarios (US$/Oz Au producida) en la
planta ADR – Año 2007 83
Tabla Nº 4.6 Resumen de costos unitarios (US$/Oz Au producida) en la
Foto N° 1.2.1 Ubicación de las áreas de muestreo en el tajo Sur. 5
Foto N° 1.2.2 Columnas de 1.2, 0.76m, 12” montadas. 16
Foto Nº 2.01 Camión CAT 777F descargando mineral en el pad, y el cargador
frontal adicionando cal sobre el mineral para luego empujarlo. 22
Foto Nº 2.02 Poza de solución Barren. 23
Foto Nº 2.03 Bomba de 250HP Nº1,ubicada en la estación de bombeo de la poza barren. 24 Foto Nº 2.04 Poza de solución pregnant de 12 m3 al inicio de las operaciones. 24
Foto Nº 2.05 Poza de solución pregnant. 25
Foto Nº 2.06 Pozas desarenadoras. 25
Foto Nº 2.07 Tanque de paso. 26
Foto Nº 2.08 Riego por aspersión. 26
Foto Nº 2.09 Circuito de adsorción Nº 2. 27
Foto Nº 2.10 Circuito de adsorción Nº 5. 28
Foto Nº 2.11 Circuito de desorción. 29
Foto Nº 2.12 Celdas electrolíticas. 29
Foto Nº 2.13 La reactivación química se realiza en el mismo reactor de desorción. 30
Foto Nº 2.14 Descarga del horno de 125kg/hr de capacidad. 31
Fig. N°1.2.1 Plano de ubicación de las áreas de muestreo. 5 Fig. N°1.2.2 Muestra franja AR-QZ,
Análisis químico: 0.58 ppm Au, 0.80 ppm Ag, 0.01% Cu y 2.34% Fe 6 Fig. N°1.2.3 Muestra franja BX-HeFe,
Análisis químico: 5.50 ppm Au, 6.00 ppm Ag, 0.04% Cu y 8.86% Fe. 6 Fig. N°1.2.4 Muestra franja BX-QZ,
TM Tonelada métrica
ppm Partes por millón.
g Gramo
mg Miligramo
m Metro
Cu Cobre
Fe Fierro
Au Oro
Ag Plata
Kg Kilogramo
m2 Metro cuadrado
m3 Metro cúbico
HP Horse Power (potencia)
h Hora
°C Grado centígrado
A Amperio
V Voltio
pH Acidez, Neutralidad, Alcalinidad
N° Número
US$ Dólares Americanos
Oz Onza (31.1035 g)
ADR Adsorción, desorción y recuperación
l Litro
ROM Run of mine (tal como sale de la mina)
Ce Carbón cargado en el equilibrio.
Se Concentración de la solución en el equilibrio.
a y b Constantes de Freundlich.
[Au]c Concentración de oro en el carbón mg/l
[Au]s Concentración de oro en solución mg/l
t Tiempo (horas)
k Constante de velocidad (1/t)
INTRODUCCIÓN
La Metalurgia Extractiva se conoce desde la antigüedad, ha ido evolucionando en el uso de nuevos productos químicos y tecnología, debido al afán del hombre por extraer los metales de la Tierra para poder utilizarlos. Estos productos químicos deben ser utilizados en forma responsable y en ambientes cerrados, es decir sin fugas hacia el medio ambiente ya que muchas veces son nocivos para este.
La recuperación de metales valiosos del mineral, implica para este caso el uso de una planta ADR (adsorbió, desorción y recuperación), en la que se realiza el proceso de adsorción del oro en carbón, la desorción que es el proceso inverso a la desorción para finalmente realizar la fundición y obtención de la barra bullión. También se tiene en cuenta la planta de tratamiento de efluentes en caso de que sea necesario verter soluciones excedentes hacia el medio ambiente, previo paso por esta siendo detoxificadas.
1.0 ANTECEDENTES.
Desde los inicios de los trabajos de exploración en el actual Proyecto, se han realizado una serie de pruebas metalúrgicas de cianuración por agitación en botellas y cianuración por percolación en columnas generalmente de carácter exploratorio o preliminar con el objetivo de determinar la docilidad del mineral al proceso de lixiviación en pilas.
Estas pruebas han sido realizadas entre los años 1997 al 2001 bajo las órdenes de diferentes empresas, en diferentes laboratorios, en diferentes fechas y con diferentes muestras del proyecto; Las cuales fueron muestreadas de: superficie, taladros de perforación y galería de exploraciones.
Tabla. N°1 Pruebas realizadas con anterioridad.
1.2 CARACTERIZACIÓN DEL MINERAL.
1.1.1 Composición mineralógica.
El oro en el Proyecto es invisible macroscópicamente; se presenta acompañado en superficie por arsénico de 300 a 1000 ppm; Antimonio de 10 a 100 ppm.; Mercurio de 0.7 a 11 ppm. En profundidad los valores altos de oro 3 g. A 34 g, están asociados a plata de 5 a 20 g. Arsénico de 640 a 4 700 ppm. Antimonio de 100 a 828 ppm. Mercurio de 1.2 a 10.7 ppm., se presentan en los afloramientos y brechas de las cuarzo-arenitas, en forma de minerales oxidados de limonitas, hematitas, especularita y pirita (singenética y epigenética) las que se presentan en fracturas diseminaciones y vetillas de cuarzo y dentro de la matriz silícea.
Los afloramientos han sufrido fuertes erosiones debido a los procesos dinámicos de la tectónica del área presentándose a “flor de tierra” valores altos de oro, los sulfuros son muy raros en las brechas superficiales y su presencia se ha determinado por los relictos de su cristalización.
Con la finalidad de determinar la mejor recuperación metalúrgica y definir parámetros de operación para su tratamiento por lixiviación en pilas a nivel industrial considerando el aspecto litológico y de mineralización del yacimiento (Tajo Sur), se realizaron pruebas de cianuración por agitación en botellas y pruebas de cianuración por percolación en columnas.
Se tomaron las siguientes muestras (ROM – tal como sale de la mina), en la superficie y en el interior de la galería, además se da a conocer el plano de ubicación de estas. (Fig. N° 1.2.1)
MUESTRAS RECIBIDAS PARA PRUEBAS METALÚRGICAS
Código Litología Procedencia Peso (TM)
SS1 AR Galería 37
SS1C AR Galería 37
SS2 AR-QZ Galería 49
SS3 BX-HE-FE Galería 56
SS4 AR-QZ Superficie 54
SS5 BX-HE-FE Superficie 53
SS6 BX-QZ Superficie 53
Tonelaje total 339
SS1C: Arenisca con pequeñas cantidades de carbón
CÓDIGO SS2 SS3 SS4 SS5 SS6
LITOLOGÍA AR-QZ BX-HEFE AR-QZ BX-HEFE BX-QZ
Au (gr/TM) prom 0.541 3.698 0.619 4.616 3.823
Fig. N°1.2.2 Muestra franja AR-QZ,
Análisis químico: 0.58 ppm Au, 0.80 ppm Ag, 0.01% Cu y 2.34% Fe
Fig. N°1.2.3 Muestra franja BX-HeFe,
Fig. N°1.2.4 Muestra franja BX-QZ,
Malla Abertura (u) % Peso % Acum + % Acum - Au (gr/TM) Peso Au, %
8" 203200 1.13 1.13 98.87 1.05 2.59
6" 152400 1.94 3.07 96.93 0.222 0.94
4" 101600 9.87 12.94 87.06 0.266 5.73
3" 76200 9.45 22.39 77.61 0.266 5.49
2" 50800 6.94 29.33 70.67 0.259 3.93
1" 25400 20.42 49.75 50.25 0.304 13.55
1/2" 12700 17.77 67.52 32.48 0.324 12.57
1/4" 6350 13.14 80.66 19.34 0.385 11.05
m10 2000 9.46 90.12 9.88 0.548 11.31
m28 595 2.29 92.41 7.59 1.153 5.76
m65 208 3.43 95.84 4.16 1.188 8.9
-m65 >208 4.16 100 1.199 18.18
100 0.664 100
DISTRIBUCION GRANULOMETRICA SS2 (ROM), AR-QZ
Tabla. N° 1.2.2 Distribución granulométrica SS2 (ROM) AR - QZ.
Distribución para SS2 (ROM), AR-QZ
0 20 40 60 80 100 120
203200 152400 101600 76200 50800 25400 12700 6350 2000 595 208 >208
Abertura (u)
%
P
a
sa
n
te
%Au % Pasante
Malla Abertura (u) % Peso % Acum + % Acum - Au (gr/TM) Peso Au, %
8" 203200 1.16 1.16 98.84 0.353 0.15
6" 152400 0.86 2.02 97.98 0.309 0.1
4" 101600 2.64 4.66 95.34 1.163 1.13
3" 76200 3.17 7.83 92.17 1.135 1.32
2" 50800 9.1 16.93 83.07 1.606 5.37
1" 25400 20.04 36.97 63.03 1.6 11.77
1/2" 12700 17.98 54.95 45.05 1.945 12.84
1/4" 6350 14.36 69.31 30.69 2.009 10.59
m10 2000 13.15 82.46 17.54 3.219 15.54
m28 595 4.86 87.32 12.68 6.985 12.45
m65 208 4.58 91.9 8.1 6.879 11.58
-m65 >208 8.1 100 5.776 17.16
100 2.748 100
DISTRIBUCION GRANULOMETRICA SS3 (ROM), BR-HE-FE
Tabla. N° 1.2.3 Distribución granulométrica SS3 (ROM) BR-HE-FE.
Distribución para SS3 (ROM), BR-HE-FE
0 20 40 60 80 100 120
203200 152400 101600 76200 50800 25400 12700 6350 2000 595 208 >208
Abertura (u)
%
P
a
sa
n
te
%Au % Pasante
Malla Abertura (u) % Peso % Acum + % Acum - Au (gr/TM) Peso Au, %
8" 203200 1.96 1.96 98.04 0.452 1.54
6" 152400 5.22 7.18 92.82 0.44 4.01
4" 101600 4.38 11.56 88.44 0.687 5.25
3" 76200 3.02 14.58 85.42 0.381 2.01
2" 50800 8.64 23.22 76.78 0.568 8.57
1" 25400 5.41 28.63 71.37 0.513 4.85
1/2" 12700 10.3 38.93 61.07 0.329 5.91
1/4" 6350 16.74 55.67 44.33 0.369 10.78
m10 2000 18.14 73.81 26.19 0.682 21.6
m28 595 5.54 79.35 20.65 0.42 4.07
m65 208 9.65 89 11 0.491 8.28
-m65 >208 11 100 1.204 23.13
100 0.54 100
DISTRIBUCION GRANULOMETRICA SS4 (ROM), AR-QZ
Tabla. N° 1.2.4 Distribución granulométrica SS4 (ROM) AR-QZ.
Distribución para SS4 (ROM), AR-QZ
0 20 40 60 80 100 120
203200 152400 101600 76200 50800 25400 12700 6350 2000 595 208 >208
Abertura (u)
%
P
a
sa
n
te
%Au % Pasante
Malla Abertura (u) % Peso % Acum + % Acum - Au (gr/TM) Peso Au, %
8" 203200 6.66 6.66 93.34 3.378 4.77
6" 152400 3.59 10.25 89.75 5.293 4.03
4" 101600 4.21 14.46 85.54 6.025 5.39
3" 76200 4.31 18.77 81.23 5.068 4.63
2" 50800 9.96 28.73 71.27 4.607 9.74
1" 25400 12.91 41.64 58.36 4.822 13.21
1/2" 12700 12.48 54.12 45.88 4.062 10.76
1/4" 6350 14.02 68.14 31.86 3.725 11.08
m10 2000 13.8 81.94 18.06 5.19 15.19
m28 595 4.98 86.92 13.08 7.309 7.73
m65 208 5.42 92.34 7.66 4.732 5.44
-m65 >208 7.66 100 4.94 8.03
100 4.929 100
DISTRIBUCION GRANULOMETRICA SS5 (ROM), BX-HE-FE
Tabla. N° 1.2.5 Distribución granulométrica SS5 (ROM) BX-HE-FE.
Distribución para SS5 (ROM), BX-HE-FE
0 10 20 30 40 50 60 70 80 90 100
203200 152400 101600 76200 50800 25400 12700 6350 2000 595 208 >208
Abertura (u)
%
P
a
sa
n
te
%Au % Pasante
Malla Abertura (u) % Peso % Acum + % Acum - Au (gr/TM) Peso Au, %
8" 203200 1.79 1.79 98.21 7.779 4.02
6" 152400 1.2 2.99 97.01 4.999 1.74
4" 101600 7.34 10.33 89.67 3.875 8.22
3" 76200 4.75 15.08 84.92 3.183 4.37
2" 50800 10.73 25.81 74.19 3.537 10.97
1" 25400 17.94 43.75 56.25 2.576 13.36
1/2" 12700 14.67 58.42 41.58 2.307 9.79
1/4" 6350 14.99 73.41 26.59 2.692 11.67
m10 2000 12.62 86.03 13.97 4.249 15.5
m28 595 3.44 89.47 10.53 6.249 6.22
m65 208 4.69 94.16 5.84 4.115 5.58
-m65 >208 5.84 100 5.07 8.56
100 4.219 100
DISTRIBUCION GRANULOMETRICA SS6 (ROM), BX-QZ
Tabla. N° 1.2.6 Distribución granulométrica SS6 (ROM) BX-QZ.
Distribución para SS6 (ROM), BX-QZ
0 20 40 60 80 100 120
203200 152400 101600 76200 50800 25400 12700 6350 2000 595 208 >208
Abertura (u)
%
P
a
sa
n
te
%Au % Pasante
Distribución Granulométrica
75 80 85 90 95 100
SS2 SS3 SS4 SS5 SS6
Litologías
A
cu
m
u
lad
o
p
asan
te (
%
)
8" 6" 4"
Gráfico. N° 1.2.6 Distribución granulométrica de las muestras SS.
Malla SS2 SS3 SS4 SS5 SS6
8" 98.87 98.84 98.04 93.34 98.21
6" 96.93 97.98 92.82 89.75 97.01
4" 87.06 95.34 88.44 85.54 89.67
Código Procedencia (Litología)
Cianuración
en Botellas Cianuración en Columnas
Observaciones Granulometría Granulometría Nº
Columnas
SS1 Galería
(AR)
100% -1/2" ;
100% -100m -3" 1
SS1C Galería
(AR)
100% -1/2" ;
100% -100m -3" 1
SS2 Galería
(AR - QZ)
100% -1/2" ; 100% -100m
ROM 1 Se preparó cuatro (04)
columnas de la Litología SS2: -2" para lixiviar a % CN de : 0.01%; 0.02%, 0.03%, 0.05%
-2" 4
-1" 1
SS3 Galería
(BX-HE-FE)
100% -1/2" ; 100% -100m
ROM 1
Se preparó cuatro (04) columnas de la Litología SS3: -2" para lixiviar a % CN de : 0.01%; 0.02%, 0.03%, 0.05%
-4" 1
-2" 4
-1" 1
SS4 Superficie
(AR-QZ)
100% -1/2" ; 100% -100m
ROM 2 Se realizó una prueba por
duplicado de la muestra SS4 ROM identificada como SS4D ROM
-4" 1
-1" 1
SS5 Superficie
(BX-HE-FE)
100% -1/2" ; 100% -100m
ROM 2 Se realizó una prueba por
duplicado de la muestra SS5 ROM identificada como SS5D ROM
-4" 1
-1" 1
SS6 Superficie
(BX-QZ)
100% -1/2" ; 100% -100m
ROM 1
-1" 1
Tabla. N° 1.2.8 Pruebas a realizar
1.3.3.1 Pruebas en Botellas.
30 TOTAL GENERAL 10 10 10 SUBTOTAL Cianuración a 100% -1/2”,
96 Hr. De agitación con
0.1% NaCN Cianuración a
80% -100m, 96 Hr de agitación con
0.1% NaCN Definición
del consumo de cal a 100%
-1/2”, pH entre 10 a 11 Ley Au esperado (gr/TM) Descripción Procedencia 2 2 2 Entre 4 y 5
SS5 Superficie
2 2
2 +/- 0.6 a 0.8
SS4 Superficie
2 2
2 Entre 4 y 5
SS3 Galería
2 2
2 +/- 0.6 a 0.8
SS2 Galería 2 2 2 +/- 1.2 SS1 Galería 30 TOTAL GENERAL 10 10 10 SUBTOTAL Cianuración a 100% -1/2”,
96 Hr. De agitación con
0.1% NaCN Cianuración a
80% -100m, 96 Hr de agitación con
0.1% NaCN Definición
del consumo de cal a 100%
-1/2”, pH entre 10 a 11 Ley Au esperado (gr/TM) Descripción Procedencia 2 2 2 Entre 4 y 5
SS5 Superficie
2 2
2 +/- 0.6 a 0.8
SS4 Superficie
2 2
2 Entre 4 y 5
SS3 Galería
2 2
2 +/- 0.6 a 0.8
Tabla. N°1.2.10 Resultados obtenidos de las pruebas en Botellas
1.3.3.2 Pruebas en Columnas
Tabla. N°1.2.11 Pruebas a realizar en Columnas * ROM de galería
23 TOTAL GENERAL 2 2 2 2 5 5 5 SUBTOTAL 1 1 2 SS5 1 1 2 SS4 1 1 1 1 1 1 1 SS3 1 1 1 1 1 1* SS2 1 1* SS1 Muestra 100% -2” 100% -2” 100% -2” 100% -2” 100% -1” 100% - 4”
ROM Granulometría
12” x 6m 12” x 6m
12” x 6m 12” x 6m
12” x 3m 0.76m x 6m
1.20m x 6m Columna 10 10 10 10 10 10 10 Lt/h/m2 0.05 0.03 0.02 0.01 0.1 0.1 0.1 %NaCN 23 TOTAL GENERAL 2 2 2 2 5 5 5 SUBTOTAL 1 1 2 SS5 1 1 2 SS4 1 1 1 1 1 1 1 SS3 1 1 1 1 1 1* SS2 1 1* SS1 Muestra 100% -2” 100% -2” 100% -2” 100% -2” 100% -1” 100% - 4”
ROM Granulometría
12” x 6m 12” x 6m
12” x 6m 12” x 6m
12” x 3m 0.76m x 6m
1.20m x 6m Columna 10 10 10 10 10 10 10 Lt/h/m2 0.05 0.03 0.02 0.01 0.1 0.1 0.1 %NaCN 0.243 2.084 56.14 88.64 3.694 3.749 -100 m SS6 0.254 1.523 33.42 85.12 3.740 3.984 - ½” SS6 0.199 1.981 57.40 83.78 1.804 4.470 -100 m SS5 0.098 1.319 37.18 86.10 1.321 3.826 - ½” SS5 0.208 0.926 48.72 83.30 0.898 0.623 -100 m SS4 0.043 0.653 25.04 83.11 1.294 0.657 - ½” SS4 0.337 2.122 52.95 82.96 2.333 4.337 -100 m SS3 0.247 1.488 27.30 76.22 2.283 4.563 - ½” SS3 0.204 0.922 43.47* 65.64* 0.500 0.777 -100 m SS2 0.196 0.724 18.56 75.95 0.678 0.719 - ½” SS2 0.147 1.123 36.59 73.07 0.394 0.408 -100 m SS1C 0.151 1.096 13.09 74.48 0.644 0.451 - ½” SS1C 0.152 0.872 36.24 82.35 0.420 0.442 -100 m SS1 0.154 0.725 9.67 89.27 0.792 0.503 - ½” SS1 NaCN Cal Ag Au Ag Au
Consumo de reactivos (Kg/TM Extracción (%) Cabeza Calculada (gr/TM) Producto 100% Codigo 0.243 2.084 56.14 88.64 3.694 3.749 -100 m SS6 0.254 1.523 33.42 85.12 3.740 3.984 - ½” SS6 0.199 1.981 57.40 83.78 1.804 4.470 -100 m SS5 0.098 1.319 37.18 86.10 1.321 3.826 - ½” SS5 0.208 0.926 48.72 83.30 0.898 0.623 -100 m SS4 0.043 0.653 25.04 83.11 1.294 0.657 - ½” SS4 0.337 2.122 52.95 82.96 2.333 4.337 -100 m SS3 0.247 1.488 27.30 76.22 2.283 4.563 - ½” SS3 0.204 0.922 43.47* 65.64* 0.500 0.777 -100 m SS2 0.196 0.724 18.56 75.95 0.678 0.719 - ½” SS2 0.147 1.123 36.59 73.07 0.394 0.408 -100 m SS1C 0.151 1.096 13.09 74.48 0.644 0.451 - ½” SS1C 0.152 0.872 36.24 82.35 0.420 0.442 -100 m SS1 0.154 0.725 9.67 89.27 0.792 0.503 - ½” SS1 NaCN Cal Ag Au Ag Au
Foto. N° 1.2.2 Columnas de 1.2, 0.76m, 12” montadas.
Cinética de extracción de Oro SS1 (AR) y SS1C (AR - C) Au SS1 = 0.462 gr/TM, Au SS1C = 0.416 gr/TM
0 10 20 30 40 50 60 70 80 90 100
0 10 20 30 40 50
Tiempo (días)
E
xt
racci
ó
n
d
e O
ro
(%
)
SS1-3" SS1C -3"
Cinética de extracción de oro SS2 (AR-QZ)
Au = 0.541 gr/TM
0 10 20 30 40 50 60 70 80 90
0 10 20 30 40 50 60
Tiempo de lixiviación (días)
E
xt
racci
ó
n
d
e o
ro
(%
)
SS2 ROM SS2 -2"
Gráfico. N° 1.2.8 Cinética de extracción de Au SS2 (AR - QZ)
Cinética de extracción de oro SS3 (BR-HE-FE)
Au = 3.698 gr/TM
0 10 20 30 40 50 60 70 80 90
0 20 40 60 80 100
Tiempo de lixiviación (días)
E
xt
racci
ó
n
A
u
(%
)
SS3 ROM SS3 -4" SS3 -2" SS3 -1"
Cinética de extracción de oro SS4 (AR-QZ)
Au = 0.619 gr/TM
0 10 20 30 40 50 60 70 80 90 100
0 20 40 60 80 100 120
Tiempo de lixiviación (días)
E
xt
racci
ó
n
A
u
(%
)
SS4 ROM SS4D ROM SS4 -4" SS4 -1"
Gráfico. N° 1.2.10 Cinética de extracción de Au SS4 (AR-QZ).
Cinética de extracción de oro SS5 (BX-HE-FE)
Au = 4.616 gr/TM
0 10 20 30 40 50 60 70 80 90
0 20 40 60 80 100
Tiempo de lixiviación (días)
E
xt
racci
ó
n
d
e o
ro
(%
)
SS5 ROM SS5D ROM SS5 -4" SS5 -1"
Cinética de extracción de oro SS6 (BX-QZ)
Au = 3.370 gr/TM
0 10 20 30 40 50 60 70 80 90 100
0 20 40 60 80 100
Tiempo de lixiviación (días)
E
xt
racci
ó
n
d
e o
ro
(%
)
SS6 ROM SS6 -1"
Gráfico. N° 1.2.12 Cinética de extracción de Au SS6 (BX-QZ).
Cinética de extracción de oro diferentes litologías Mineral ROM
0 10 20 30 40 50 60 70 80 90 100
0 20 40 60 80 100 120
Tiempo de lixiviación (días)
E
xt
racci
ó
n
d
e o
ro
(%
)
SS2 ROM SS3 ROM SS4 ROM SS5 ROM SS6 ROM
Cinética de extracción de oro SS2 (AR-QZ), 100% -2" Au = 0.541 gr/TM
0 10 20 30 40 50 60 70 80 90
0 10 20 30 40 50
Tiempo de lixiviación (días)
E
xt
racci
ó
n
(%
)
0,01% NaCN 0,02% NaCN 0,03% NaCN 0,05% NaCN
Gráfico. N° 1.2.14 Cinética de extracción de Au SS2 (AR-QZ) 100% -2”.
Cinética de extracción SS3 (BX-HE-FE), 100% -2" Au = 3.698 gr/TM
0 10 20 30 40 50 60 70 80 90
0 20 40 60 80 100
Tiempo de lixiviación (días)
E
xt
racci
ó
n
d
e o
ro
(%
)
0,01% NaCN 0,02% NaCN 0,03% NaCN 0,05% NaCN
Au Ag Au Ag CaO NaCN
SS1 -3" 19 0.10 37 0.424 0.436 90.37 4.77 0.517 0.488 SS1 C -3" 20 0.10 46 0.538 0.308 84.62 12.75 0.628 0.918
SS2 ROM 6 0.10 46 0.424 0.400 70.29 8.78 0.455 0.185
SS2 -2" 11 0.01 45 0.363 0.316 64.48 10.03 0.463 0.024 SS2 -2" 12 0.02 45 0.318 0.340 70.15 9.07 0.467 0.078 SS2 -2" 13 0.03 45 0.327 0.338 80.01 10.47 0.512 0.038 SS2 -2" 14 0.05 45 0.332 0.367 77.73 10.39 0.464 0.050 SS2 -1" 21 0.10 39 0.458 0.266 63.17 18.28 0.472 0.471
SS3 ROM 5 0.10 95 2.482 2.079 80.47 15.42 0.845 0.464
SS3 -4" 7 0.10 95 2.291 3.794 82.81 9.10 0.825 0.490 SS3 -2" 15 0.01 95 2.779 2.653 76.90 11.53 0.872 0.083 SS3 -2" 16 0.02 95 2.683 2.706 78.57 12.90 0.859 0.150 SS3 -2" 17 0.03 95 2.581 2.535 77.65 16.38 0.851 0.241 SS3 -2" 18 0.05 95 2.713 1.830 80.83 26.09 0.827 0.280 SS3 -1" 22 0.10 92 2.644 2.655 85.28 23.73 0.821 1.470
SS4 ROM 2 0.10 96 0.635 0.787 83.31 29.27 0.507 0.206
SS4 D ROM 1 0.10 49 0.654 0.845 81.05 26.02 0.514 0.236 SS4 -4" 8 0.10 52 0.638 0.718 87.46 33.27 0.507 0.244 SS4 -1" 23 0.10 40 0.675 0.675 88.91 35.62 0.494 0.455
SS5 ROM 4 0.10 95 4.103 1.038 76.29 24.76 0.842 0.394
SS5 D ROM 3 0.10 50 4.124 1.090 72.36 21.56 0.761 0.239 SS5 -4" 9 0.10 94 3.916 1.556 75.16 15.19 0.825 0.380 SS5 -1" 24 0.10 92 4.199 0.908 79.20 28.19 0.817 1.184
SS6 ROM 10 0.10 97 3.190 3.239 87.78 11.88 1.077 0.402
SS6 -1" 25 0.10 92 2.569 3.880 86.13 8.62 1.061 0.870 Ley de Cabeza
Calculada (g/t) Extracción (%)
Consumo de Reactivos (kg/t) Código Granulometría Nº
Columna
Fuerza de NaCN (%)
Días de Lix.
Tabla. N°1.2.12 Resultados obtenidos de las pruebas en Columnas
1.3.4 Recomendaciones de las pruebas metalúrgicas.
Al analizar los resultados se obtuvo muy buena recuperación con el mineral ROM, se recomienda iniciar la operación con las siguientes condiciones de operación:
• Altura de Pila = 8 metros.
• Flujo de riego = 10 Lt/h/m2.
• Alimentación de cal con pureza mayor al 82% en Kg/TM de acuerdo a:
Para SS1, SS2 y SS6 = 0.6, SS1C = 0.70, SS3 y SS5 = 0.9 y SS6 = 0.9.
• Controlar que el pH se encuentre entre 10.5 a 11.
• Fuerza de NaCN: Iniciar con 400 ppm y controlar en la solución pregnant en el orden de 80 ppm, para luego mantener la fuerza en lixiviación en 150 ppm
• Tiempo de lixiviación 90 días, principalmente por las brechas de alta ley
• Realizar el blending en la mina teniendo en cuenta la granulometría y ley
del mineral. Ambos deben ser lo mas uniforme posible.
• Provocar fracturamiento del mineral lo más que se pueda durante su
2.0
DESCRIPCIÓN DEL PROCESO
Una breve descripción del tratamiento de los minerales auríferos oxidados provenientes del tajo Sur, se detalla a continuación:
2.1 CONSTRUCCIÓN DE PILAS DE MINERAL.
El carguío de mineral a las plataformas lixiviación se realizará transportando mineral en camiones de volteo de 15 m3 de capacidad (23.25 TM), desde el tajo sin ninguna clasificación previa por tamaños.
El día 2 de Mayo de 2007 se inició el carguío de mineral con los camiones CAT 777F de 90 a 100 TM de capacidad.
El mineral recibirá una dosificación de cal en seco de 0.5 ó 0.6 kg de cal por tonelada de mineral,
La nivelación y homogenización de la cal con el mineral se realizará con apoyo de un cargador frontal o un tractor tipo D6R o similar.
La altura de cada nivel de la pila de lixiviación será de 8 metros.
La conformación de módulos para riego tendrán una extensión de 5,000 a 10,000 m2. Los mismos que previo a la instalación de tuberías, serán removidos con un tractor de oruga, para quitarles la compactación propiciada durante el carguío de mineral.
2.2 LIXIVIACIÓN DEL MINERAL.
Serán instalados a partir de las líneas principales de suministro de solución para lixiviación, tuberías tipo yellow mine, las mismas que llevaran aspersores distribuidos en distancias de 6 metros, cubriendo el área del módulo (5,000 a 10,000 m2).
El flujo de riego será de 10 lt/h/m2.
El pH de la solución para lixiviación se prevé entre 10.5 y 11.
La fuerza de NaCN, será de 0.04% (400 ppm), para luego bajarla hasta 0.01% (100 ppm).
El bombeo de solución de lixiviación se producirá desde la poza Barren.
La solución enriquecida se colectará a través del sistema de tuberías instaladas sobre la plataforma inferior de la pila de lixiviación, desde allí es llevado el líquido por tuberías a través de los canales de contención hacia las pozas desarenadotas y de ahí hacia la poza de solución pregnant.
2.2.1 Poza de solución Barren.
En esta poza de 13,505 m3 de capacidad, se encuentran ubicadas las bombas sumergibles de 75HP Nº 1 y 2, también las bombas horizontales de 250HP Nº 1 y 2.
Foto Nº 2.03 Bomba de 250HP Nº1, ubicada en la estación de bombeo de la poza barren.
2.2.2 Poza de grandes eventos.
Está construida la primera etapa con capacidad de 45,000 m3.
2.2.3 Poza de solución Pregnant
Al inicio de las operaciones de la planta, se estaba construyendo la poza barren, solo estaba construida la poza pregnant de 11,785 m3, esta se utilizó como poza barren y para la pregnant se utilizó una poza de 12m3 de capacidad, hasta que se terminó de construir la poza barren.
Foto Nº 2.05 Poza de solución Pregnant.
La solución pregnant antes de llegar a la poza pregnant pasa por las pozas desarenadoras de 50 m3 de capacidad cada una.
Foto Nº 2.06 Pozas desarenadoras.
2.2.4 Tanque de paso.
Foto Nº 2.07 Tanque de paso.
Foto Nº 2.08 Riego por aspersión.
2.3 PROCESO DE ADSORCIÓN.
El circuito de adsorción, conformada por 06 columnas de 2 t de capacidad de carbón cada una tiene capacidad para pasar la solución a razón de 160 m3/h.
El carbón posee capacidad de adsorción entre 3 y 4 Kg. de oro por tonelada de carbón.
La eficiencia de adsorción en los circuitos se espera sea mayor al 95%.
Una vez saturado de oro el carbón activado de la columna de adsorción, se procederá al trasvase de este material al silo para transportar el carbón a la planta de desorción si en la primera etapa no estuviera construido ésta al interior de la planta ADR, ó se trasvasará al reactor para su desorción en caso de contar con la misma.
2.3.1 Circuitos de adsorción de 2TM de capacidad.
Los circuitos son 4, cada uno tiene 5 columnas de adsorción, y cada uno con capacidad de pasar 160m3/hr
Foto Nº 2.09 Circuito de adsorción Nº 2.
2.3.2 Circuito de adsorción de 4TM de capacidad.
Foto Nº 2.10 Circuito de adsorción Nº 5.
2.4 PROCESO DE DESORCIÓN Y ELECTRODEPOSICIÓN.
Comprende un reactor construido en acero inoxidable con capacidad para contener 2 TM de carbón. Posee un tanque para preparación del reactivo de desorción, un quemador, celdas electrolíticas e instalaciones auxiliares.
El flujo de solución en la desorción es de 5m3/hr.
El reactivo usado en la desorción es una solución alcalina con 0.1% NaOH, 0.1% NaCN y 15% de alcohol etílico, calentado a 80°C.
Por electro deposición se obtiene Au y Ag en las soluciones de desorción en cátodos de lana de acero a 500A y 2.5V y 65°C de temperatura.
Foto Nº 2.11 Circuito de desorción.
Una vez lavado el carbón con agua se procederá a la reactivación química pasando una solución de HCl a través del carbón en el mismo reactor de desorción.
La solución ácida re-circulará hasta obtenerse en la solución que pase por el carbón un pH igual o menor de 2 por un periodo mínimo de 2 horas, tiempo en el que se habrá terminado el proceso.
La solución remanente será drenada para ser usada en una nueva etapa de compensación de HCl.
El carbón luego será lavado con agua hasta subir el pH a 6.
Foto Nº 2.13 La reactivación química se realiza en el mismo reactor de desorción.
2.6 REACTIVACIÓN TÉRMICA DEL CARBÓN.
Será necesario reactivar térmicamente el carbón a fin de eliminar los carbonatos presentes en la superficie y microporos del carbón.
La temperatura de la operación de reactivación a 700 °C, es monitoreado desde un tablero de control eléctrico que posee indicación indirecta de amperaje y voltaje.
El carbón reactivado, cae a un recipiente con agua para luego ser clasificado con la malla No. 20 de modo que la fracción +20M retorne al proceso de adsorción y la fracción –20M se calcinará a fin de recuperar el oro que contiene en una próxima fundición.
Foto Nº 2.14 Descarga del horno de 125kg/hr de capacidad.
2.7 FUNDICIÓN.
Los reactivos que se usarán para la fundición del cemento electrolítico producto del ataque químico son: KNO3, Bórax y Na2CO3.
El KNO3 es un agente oxidante del fierro residual del ataque químico de los cátodos electrolíticos, el cual reacciona de acuerdo a la siguiente reacción estequiométrica:
Na2B4O7 = 2NaBO2 + B2O3
La escoria pasa a una concentración gravimétrica para recuperar pequeños valores de oro en el concentrado y retornar a una próxima fundición, mientras que el relave será dirigido a las pilas de lixiviación.
Foto Nº 2.15 Colada del metal valioso.
CAPITULO III.
3.0
EVALUACIÓN DEL PROCESO
3.1 CONSTRUCCIÓN DE PILAS DE MINERAL.
El carguío de mineral se realizó con camiones de 15m3 y 23.25 toneladas de capacidad de carga, desde la Fase I del pad en Junio del 2003, para luego avanzar con las siguientes etapas (Fase II, Fase III y Fase IV), hasta inicio de Junio del 2007 se estaba cargando en la Fase III, pero ya se ha preparado la fase IV del pad y se ha comenzado a cargar a mediados de Junio del 2007. La secuencia de cómo ha ido avanzando el pad se muestra en el anexo en los planos 3.01, 3.02, 3.03 y 3.04.
MESES Fresco ( TM )
Mineral en riego ( TM )
Ratio Cal
(Kg/TM) Cianuro (Kg/TM)
Cianuro (Kg/TMriego)
ago-03 128.184,00 98.233,71 0,335 0,0780 0,1018
sep-03 82.080,00 131.995,20 0,317 0,0244 0,0152
oct-03 113.376,00 176.862,00 0,203 0,0176 0,0113
nov-03 113.448,00 187.070,40 0,238 0,0441 0,0267
dic-03 96.024,00 139.337,81 0,250 0,0833 0,0574
ene-04 87.692,40 138.150,62 0,627 0,1026 0,0651
feb-04 67.710,00 144.524,94 1,802 0,1625 0,0761
mar-04 77.027,25 222.674,10 1,233 0,1818 0,0629
abr-04 72.516,75 219.881,09 0,883 0,1655 0,0546
may-04 111.576,75 195.666,96 0,708 0,1075 0,0613
jun-04 138.803,00 318.595,92 0,865 0,1009 0,0439
jul-04 129.688,50 354.182,47 0,686 0,1465 0,0536
ago-04 128.037,75 443.886,32 0,594 0,1250 0,0360
sep-04 149.590,50 462.987,13 0,461 0,1003 0,0324
oct-04 154.914,75 506.494,60 0,871 0,1388 0,0424
nov-04 144.406,00 513.858,98 0,699 0,1420 0,0399
dic-04 152.102,00 524.956,88 0,671 0,1381 0,0400
ene-05 143.801,25 445.092,23 0,765 0,1391 0,0449
feb-05 135.710,25 472.665,71 0,869 0,1253 0,0360
mar-05 277.279,50 484.539,55 0,732 0,0793 0,0454
abr-05 295.879,50 573.440,38 0,568 0,0676 0,0349
may-05 369.047,25 592.387,56 0,434 0,0461 0,0287
jun-05 302.784,75 679.255,73 0,466 0,0561 0,0250
jul-05 287.626,00 755.068,50 0,462 0,0765 0,0291
ago-05 324.617,00 590.816,25 0,465 0,0678 0,0372
sep-05 279.837,00 617.607,62 0,565 0,0643 0,0291
oct-05 424.824,00 652.342,00 0,480 0,0612 0,0399
nov-05 455.049,00 693.126,90 0,501 0,0549 0,0361
dic-05 486.669,00 799.359,00 0,516 0,0432 0,0263
ene-06 601.431,00 702.772,50 0,440 0,0382 0,0327
feb-06 476.787,80 733.242,72 0,472 0,0524 0,0341
mar-06 572.508,00 912.970,50 0,522 0,0559 0,0351
abr-06 554.257,00 895.790,73 0,505 0,0740 0,0458
may-06 506.547,75 887.380,50 0,535 0,0612 0,0349
jun-06 676.854,00 794.036,33 0,511 0,0473 0,0403
jul-06 550.932,00 843.080,76 0,552 0,0617 0,0403
ago-06 471.603,00 837.024,75 0,534 0,0806 0,0454
sep-06 545.468,00 888.314,30 0,449 0,0594 0,0365
oct-06 575.856,00 1.164.081,00 0,438 0,0509 0,0252
nov-06 557.604,80 1.302.146,20 0,463 0,0664 0,0284
dic-06 551.443,50 1.408.019,95 0,428 0,0417 0,0163
ene-07 602.616,75 1.530.622,50 0,402 0,0581 0,0229
feb-07 547.630,50 1.695.343,50 0,524 0,0639 0,0206
mar-07 691.920,00 1.331.389,75 0,538 0,0809 0,0421
abr-07 917.468,30 1.156.606,13 0,522 0,0774 0,0614
may-07 730.055,25 1.216.385,00 0,599 0,0781 0,0469
jun-07 781.460,00 1.496.642,00 0,545 0,0848 0,0443
MINERAL FRESCO vs RATIO DE CAL 0,00 100.000,00 200.000,00 300.000,00 400.000,00 500.000,00 600.000,00 700.000,00 800.000,00 900.000,00 1.000.000,00 ago-03 oc t-03 di c -03 feb-04 abr -04 jun-04 ago-04 oc t-04 di c -04 feb-05 abr -05 jun-05 ago-05 oc t-05 di c -05 feb-06 abr -06 jun-06 ago-06 oc t-06 di c -06 feb-07 abr -07 jun-07 Meses M in er al F resco ( T M ) 0,000 0,200 0,400 0,600 0,800 1,000 1,200 1,400 1,600 1,800 2,000 R at io d e cal ( kg /T M )
Tonelaje Ratio Cal
Gráfico Nº 3.1.1 Ratio de Cal en kg/TM.
MINERAL FRESCO vs RATIO DE CIANURO
0,00 100.000,00 200.000,00 300.000,00 400.000,00 500.000,00 600.000,00 700.000,00 800.000,00 900.000,00 1.000.000,00 ago-03 oc t-03 di c -03 feb-04 abr -04 jun-04 ago-04 oc t-04 di c -04 feb-05 abr -05 jun-05 ago-05 oc t-05 di c -05 feb-06 abr -06 jun-06 ago-06 oc t-06 di c -06 feb-07 abr -07 jun-07 Meses M in er al F resco ( T M ) 0,0000 0,0200 0,0400 0,0600 0,0800 0,1000 0,1200 0,1400 0,1600 0,1800 0,2000 R a ti o de c ia nur o ( k g/ TM )
Tonelaje Ratio Cianuro
MINERAL EN RIEGO vs RATIO DE CIANURO EN RIEGO 0,00 200.000,00 400.000,00 600.000,00 800.000,00 1.000.000,00 1.200.000,00 1.400.000,00 1.600.000,00 1.800.000,00 ago-03 oc t-03 di c -03 feb-04 abr -04 jun-04 ago-04 oc t-04 di c -04 feb-05 abr -05 jun-05 ago-05 oc t-05 di c -05 feb-06 abr -06 jun-06 ago-06 oc t-06 di c -06 feb-07 abr -07 jun-07 Meses M ine ra l e n r ie go ( TM ) 0,0000 0,0200 0,0400 0,0600 0,0800 0,1000 0,1200 R a ti o de c ia nur o ( k g/ TM ri e go)
Tonelaje en Riego Ratio en Riego
Gráfico Nº 3.1.3 Ratio de Cianuro en riego en kg/TMriego.
RATIO DE CIANURO Y RATIO DE CIANURO EN RIEGO
0,0000 0,0200 0,0400 0,0600 0,0800 0,1000 0,1200 0,1400 0,1600 0,1800 0,2000 ago-03 oc t-03 di c -03 feb-04 abr -04 jun-04 ago-04 oc t-04 di c -04 feb-05 abr -05 jun-05 ago-05 oc t-05 di c -05 feb-06 abr -06 jun-06 ago-06 oc t-06 di c -06 feb-07 abr -07 jun-07 Meses R a ti o de C ia nur o ( k g/ TM ) 0,0000 0,0200 0,0400 0,0600 0,0800 0,1000 0,1200 R a ti o de C ia nur o ( k g/ TM ri e go)
Ratio Cianuro Ratio en riego
MESES
Mineral Fresco
( TM )
Ley de Mineral (gr/TM)
Recuperación acumulada en el pad (%)
ago-03 128.184,00 2,320 44,17%
sep-03 82.080,00 1,240 66,61%
oct-03 113.376,00 2,190 51,18%
nov-03 113.448,00 2,370 49,52%
dic-03 96.024,00 3,590 50,46%
ene-04 87.692,40 2,440 55,15%
feb-04 67.710,00 3,120 56,76%
mar-04 77.027,25 2,520 54,08%
abr-04 72.516,75 1,872 56,40%
may-04 111.576,75 1,193 56,20%
jun-04 138.803,00 1,121 59,22%
jul-04 129.688,50 1,768 60,46%
ago-04 128.037,75 1,463 60,77%
sep-04 149.590,50 1,570 60,43%
oct-04 154.914,75 1,608 61,19%
nov-04 144.406,00 1,154 61,66%
dic-04 152.102,00 1,404 63,16%
ene-05 143.801,25 0,666 64,67%
feb-05 135.710,25 0,957 65,45%
mar-05 277.279,50 0,665 64,66%
abr-05 295.879,50 0,660 64,58%
may-05 369.047,25 0,570 64,33%
jun-05 302.784,75 0,737 64,45%
jul-05 287.626,00 0,835 63,74%
ago-05 324.617,00 0,758 63,26%
sep-05 279.837,00 0,876 63,48%
oct-05 424.824,00 0,733 63,02%
nov-05 455.049,00 0,687 62,27%
dic-05 486.669,00 0,643 62,98%
ene-06 601.431,00 0,528 62,50%
feb-06 476.787,80 0,665 62,34%
mar-06 572.508,00 0,555 61,72%
abr-06 554.257,00 0,569 61,09%
may-06 506.547,75 0,634 61,33%
jun-06 676.854,00 0,553 60,64%
jul-06 550.932,00 0,595 60,47%
ago-06 471.603,00 0,722 60,38%
sep-06 545.468,00 0,630 60,25%
oct-06 575.856,00 0,596 61,29%
nov-06 557.604,80 0,586 60,79%
dic-06 551.443,50 0,568 59,73%
ene-07 602.616,75 0,579 60,30%
feb-07 547.630,50 0,637 60,14%
mar-07 691.920,00 0,603 60,64%
abr-07 917.468,30 0,539 60,06%
may-07 730.055,25 0,664 59,37%
jun-07 781.460,00 0,671 59,45%
0,00% 10,00% 20,00% 30,00% 40,00% 50,00% 60,00% 70,00% ago-03 oc t-03 di c -03 feb-04 abr -04 jun-04 ago-04 oc t-04 di c -04 feb-05 abr -05 jun-05 ago-05 oc t-05 di c -05 feb-06 abr -06 jun-06 ago-06 oc t-06 di c -06 feb-07 abr -07 jun-07
Meses
%
D
e r
ecu
p
er
aci
ó
n
MESES
Parcial Acumulado Parcial Acumulado Parcial Acumulado Parcial Acumulado
Año 2003 1,261,695.36 577,084.75 883,186.75 306,102.00
Año 2004 2,324,814.02 3,586,509.38 1,634,309.20 2,211,393.95 1,627,369.81 2,510,556.56 299,162.62
Año 2005 2,706,594.07 6,293,103.45 1,641,785.84 3,853,179.79 1,894,615.85 4,405,172.41 551,992.63
Año 2006 3,958,510.54 10,251,613.99 2,199,689.49 6,052,869.28 2,770,957.38 7,176,129.79 1,123,260.52
Ene 07 - Jun 07 2,618,084.62 12,869,698.61 1,452,832.95 7,505,702.22 1,832,659.23 9,008,789.02 1,503,086.81
TOTAL 12,869,698.61 7,505,702.22 9,008,789.02 1,503,086.81
Au en proceso a Junio 2007 (gr): 1,342,553.26
La extracción de Au desde el inicio de las operaciones hasta JUNIO 2007 es :
63663.79
Oro que no entra aún en proceso (gr) : 96869.75
TOTAL (gr) : 160533.54 (P. Terminado + Oro en columnas y pozas) / (Contenido metálico total - Oro que no entra aún en proceso) por 100
%Extracción = 59.45%
Si la recuperación del proceso es 70% nos faltaríael10.55 % de extracción (1,342,553.26 gr) de Au que debe existir aún en pilas por extraer
* Las Leyes de Au gr/Tm, son reportados por Geología de los análisis de Blast Hole.
BALANCE METALURGICO GENERAL INICIO OPERACIONES - JUNIO 2007
Oro por recuperar (gr)
Oro en Carbón y Pozas (gr) : Pero se recuperará el 70% (gr): Contenido Metálico (gr) Producto Terminado (gr) Oro Recuperable (gr)
3.2.1 Bombeo de solución.
A medida q iba creciendo la cantidad de mineral enviada al pad, se necesitaba mayor capacidad de bombeo de solución (capacidad de riego), para poder regar las nuevas áreas de las celdas de lixiviación.
En resumen las puestas en operación de las bombas para aumentar la capacidad de riego es la siguiente:
• El día 17 de Agosto de 2003 se pone en riego las celdas Nº 1, 2 y 3 con la
bomba sumergible de 75 HP Nº1
• En Marzo 2004 se puso en operación la bomba sumergible de 75 HP Nº 2 (1)
• En Agosto 2004 se puso en operación la bomba horizontal de 250HP Nº 1(2)
• En Agosto 2005 se puso en operación la bomba horizontal de 250HP Nº 2(3)
• El día 31 de Enero de 2006 se puso en operación la línea de 14” con la bomba de 250HP Nº 2. (4)
• El día 19 de Febrero de 2006 se alargó la línea de 14” de la bomba de 250HP
Nº 2. (5)
• El día 24 de Julio de 2006 se puso en operación la segunda línea de 14” de la
bomba de 250HP Nº 1. (6)
• El día 15 de Septiembre de 2006 se puso en operación el tanque de paso con
una bomba sumergible de 115 HP.
• El día 16 de Octubre de 2006 se puso en operación el tanque de paso con 2
Mes Area en
riego (m2)
Mineral en riego
( TM )
Flujo de riego
( l*hr*m2 )
Volumen de soluciòn bombeado al
Pad ( m3 )
Volumen pasado por
la Planta
( m3 )
% Volumen bombeado en exceso
( m3 )
Ratio Vol. de solución por
Ton de min.
( m3/TM )
Ago-03 7,503.6 98,233.7 9.6 22474.70 19910.00 11.41% 0.229
Sep-03 12,195.5 131,995.2 9.7 85173.41 57881.00 32.04% 0.645
Oct-03 14,624.6 176,862.0 9.5 103366.38 52677.00 49.04% 0.584
Nov-03 13,816.1 187,070.4 9.5 94502.28 59051.00 37.51% 0.505
Dic-03 10,484.8 139,337.8 9.6 74886.58 70128.00 6.35% 0.537
Ene-04 9,593.4 138,150.6 9.8 69947.65 70513.00 -0.81% 0.506
Feb-04 9,239.8 144,524.9 9.5 58987.13 54888.00 6.95% 0.408
Mar-04 16,666.8 222,674.1 9.8 121520.86 63003.00 48.15% 0.546
Abr-04 19,176.4 219,881.1 9.8 135308.81 69867.00 48.36% 0.615
May-04 17,061.7 195,667.0 9.7 123131.07 74258.00 39.69% 0.629
Jun-04 29,713.9 318,595.9 9.6 205382.29 147446.87 28.21% 0.645
Jul-04 36,367.1 354,182.5 9.6 259748.15 156001.33 39.94% 0.733
Ago-04 40,840.0 443,886.3 9.9 300810.92 146621.10 51.26% 0.678
Sep-04 44,096.2 462,987.1 9.8 311142.57 167915.20 46.03% 0.672
Oct-04 40,923.7 506,494.6 9.8 298382.71 187310.10 37.22% 0.589
Nov-04 41,523.0 513,859.0 9.6 287006.76 185464.81 35.38% 0.559
Dic-04 41,011.6 524,956.9 9.7 295972.21 193994.44 34.46% 0.564
Ene-05 35,597.4 445,092.2 9.6 254250.60 204812.13 19.44% 0.571
Feb-05 36,689.9 472,665.7 9.5 250959.19 189421.73 24.52% 0.531
Mar-05 34,769.6 484,539.6 9.4 235320.51 220483.19 6.31% 0.486
Abr-05 37,119.1 573,440.4 9.6 256567.14 212430.11 17.20% 0.447
May-05 38,002.7 592,387.6 9.3 254466.08 211301.87 16.96% 0.430
Jun-05 41,314.2 679,255.7 9.2 273665.48 193950.03 29.13% 0.403
Jul-05 45,069.2 755,068.5 9.1 295293.15 211409.27 28.41% 0.391
Ago-05 33,972.2 590,816.3 9.3 227477.79 203704.65 10.45% 0.385
Sep-05 37,143.5 617,607.6 9.3 248712.73 178781.62 28.12% 0.403
Oct-05 38,866.7 652,342.0 9.3 260251.28 210797.16 19.00% 0.399
Nov-05 41,561.9 693,126.9 9.2 275306.12 202522.92 26.44% 0.397
Dic-05 47,704.7 799,359.0 9.1 312560.89 219528.77 29.76% 0.391
Ene-06 44,498.2 702,772.5 9.5 304367.52 239171.72 21.42% 0.433
Feb-06 45,293.6 733,242.7 9.6 313069.31 271730.75 13.20% 0.427
Mar-06 52,414.6 912,970.5 9.5 358515.57 313474.43 12.56% 0.393
Abr-06 52,956.2 895,790.7 9.4 358407.48 310891.31 13.26% 0.400
May-06 49,708.6 887,380.5 9.5 340006.83 295953.36 12.96% 0.383
Jun-06 48,044.3 794,036.3 9.4 325163.53 293287.60 9.80% 0.410
Jul-06 59,609.1 843,080.8 9.5 407726.29 294586.28 27.75% 0.484
Ago-06 57,699.0 837,024.8 9.7 402969.89 316284.58 21.51% 0.481
Sep-06 60,839.1 888,314.3 9.8 429280.52 333952.69 22.21% 0.483
Oct-06 73,290.2 1,164,081.0 10.0 527689.58 323281.90 38.74% 0.453
Nov-06 73,410.2 1,302,146.2 10.1 533839.19 354946.31 33.51% 0.410
Dic-06 73,540.6 1,408,020.0 9.9 524197.11 372661.37 28.91% 0.372
Ene-07 75,706.7 1,530,622.5 10.1 550539.10 389892.62 29.18% 0.360
Feb-07 79,096.2 1,695,343.5 10.1 536841.74 440137.92 18.01% 0.317
Mar-07 76,610.4 1,331,389.8 9.8 558581.44 657302.04 -17.67% 0.420
Abr-07 68,161.6 1,156,606.1 9.6 471132.93 621639.28 -31.95% 0.407
May-07 70,084.1 1,216,385.0 9.7 505782.65 631287.74 -24.81% 0.416
Jun-07 73,177.4 1,496,642.0 9.5 500533.42 436395.52 12.81% 0.334
AREA EN RIEGO VS MINERAL EN RIEGO 0,0 10.000,0 20.000,0 30.000,0 40.000,0 50.000,0 60.000,0 70.000,0 80.000,0 90.000,0 ago-03 oc t-03 di c -03 feb-04 abr -04 jun-04 ago-04 oc t-04 di c -04 feb-05 abr -05 jun-05 ago-05 oc t-05 di c -05 feb-06 abr -06 jun-06 ago-06 oc t-06 di c -06 feb-07 abr -07 jun-07 Meses A rea ( m 2) 0,0 200.000,0 400.000,0 600.000,0 800.000,0 1.000.000,0 1.200.000,0 1.400.000,0 1.600.000,0 1.800.000,0 M ine ra l e n r ie go ( T M ) Area Tonelaje 1 2 3 4 5 6 7
Gráfico Nº 3.2.1 Área en riego vs Mineral en riego
3.2.2 Parámetros de Lixiviación.
Los parámetros a utilizar con la solución lixiviante son los que se obtuvieron de las pruebas en columna realizadas antes del inicio de la operación(Capítulo I) En la tabla 3.1.1 se da a conocer el consumo de cianuro en kg/ton mineral, además en la tabla 3.2.2 se observan los parámetros de la solución lixiviante. Actualmente se está lixiviando con una fuerza promedio de cianuro de 100 ppm.
3.2.2.1 Curado del mineral.
MESES pH CaO (%) CN (%)
ago-03 11,70 0,0403
sep-03 11,75 0,0346
oct-03 10,66 0,0223
nov-03 10,76 0,0121
dic-03 10,49 0,0103
ene-04 10,47 0,0108
feb-04 10,27 0,0101
mar-04 10,30 0,0114
abr-04 10,80 0,0150
may-04 10,73 0,0141 0,0145
jun-04 10,94 0,0164 0,0103
jul-04 10,99 0,0154 0,0095
ago-04 10,89 0,0117 0,0117
sep-04 10,94 0,0138 0,0111
oct-04 10,75 0,0195 0,0099
nov-04 11,12 0,0157 0,0104
dic-04 10,83 0,0153 0,0100
ene-05 10,68 0,0130 0,0097
feb-05 10,71 0,0110 0,0083
mar-05 10,68 0,0105 0,0081
abr-05 10,90 0,0119 0,0085
may-05 11,17 0,0122 0,0091
jun-05 10,56 0,0102 0,0085
jul-05 10,59 0,0101 0,0085
ago-05 10,70 0,0092 0,0084
sep-05 10,55 0,0105 0,0084
oct-05 10,27 0,0116 0,0097
nov-05 10,89 0,0111 0,0125
dic-05 11,06 0,0111 0,0095
ene-06 10,81 0,0100 0,0094
feb-06 10,30 0,0106 0,0094
mar-06 10,25 0,0107 0,0096
abr-06 10,38 0,0107 0,0092
may-06 10,34 0,0112 0,0095
jun-06 10,47 0,0108 0,0098
jul-06 10,47 0,0097 0,0089
ago-06 10,37 0,0108 0,0087
sep-06 10,22 0,0103 0,0088
oct-06 10,28 0,0102 0,0087
nov-06 10,31 0,0114 0,0092
dic-06 10,08 0,0117 0,0098
ene-07 10,21 0,0104 0,0088
feb-07 10,22 0,0104 0,0084
mar-07 9,91 0,0101 0,0087
abr-07 9,82 0,0132 0,0117
may-07 9,37 0,0115 0,0103
jun-07 10,03 0,0116 0,0104
PARAMETROS DE LA SOLUCION LIXIVIANTE 0,00 2,00 4,00 6,00 8,00 10,00 12,00 14,00 ago-03 oc t-03 di c -03 feb-04 abr -04 jun-04 ago-04 oc t-04 di c -04 feb-05 abr -05 jun-05 ago-05 oc t-05 di c -05 feb-06 abr -06 jun-06 ago-06 oc t-06 di c -06 feb-07 abr -07 jun-07 MESES PH 0,0000 0,0050 0,0100 0,0150 0,0200 0,0250 0,0300 0,0350 0,0400 0,0450 F u e rz a d e c ia n u ro ( % )
PH % CN
Gráfico Nº 3.2.2 Parámetros de la solución lixiviante.
3.3 ADSORCIÓN.
Después de poner en operación la planta de adsorción, se hicieron ampliaciones, como se indica:
• El día 22 de Agosto de 2003 se pone en operación el circuito Nº 1 con 6
columnas de 2 TM de carbón cada una. (1).
• En Junio de 2004 se pone en operación el circuito de adsorción Nº 2 con 6
columnas de 2TM de carbón cada una. (2).
• El día 14 de Enero de 2006 se puso en operación el circuito Nº 3 con 4
columnas de 2TM de carbón cada una, se le sacó una columna al circuito Nº1 y otra al circuito Nº 2 quedando estos con 5 columnas cada uno.
• El día 17 de Febrero de 2006 se puso en operación el circuito Nº 3 con 5
columnas de 2TM de carbón cada una. (3).
• El día 23 de Agosto de 2006 se puso en operación el circuito Nº 4 con 4
columnas de 2TM de carbón cada una. (4).
• El día 26 de Febrero de 2007 se puso en operación el circuito Nº 5 con 6
MESES pH CaO (%) CN (%)
ago-03 12,02 0,0285
sep-03 11,74 0,0309
oct-03 10,60 0,0140
nov-03 10,71 0,0079
dic-03 10,50 0,0051
ene-04 10,40 0,0034
feb-04 10,20 0,0023
mar-04 10,21 0,0029
abr-04 10,72 0,0072
may-04 10,70 0,0140 0,0053
jun-04 10,80 0,0162 0,0040
jul-04 10,91 0,0151 0,0030
ago-04 10,81 0,0116 0,0045
sep-04 10,90 0,0136 0,0031
oct-04 10,60 0,0192 0,0024
nov-04 11,00 0,0156 0,0021
dic-04 10,80 0,0151 0,0019
ene-05 10,51 0,0127 0,0029
feb-05 10,65 0,0109 0,0022
mar-05 10,61 0,0103 0,0017
abr-05 10,87 0,0116 0,0025
may-05 11,00 0,0121 0,0028
jun-05 10,31 0,0100 0,0021
jul-05 10,43 0,0098 0,0022
ago-05 10,55 0,0091 0,0024
sep-05 10,50 0,0103 0,0022
oct-05 10,02 0,0113 0,0019
nov-05 10,65 0,0110 0,0021
dic-05 10,90 0,0109 0,0020
ene-06 10,78 0,0097 0,0021
feb-06 10,11 0,0105 0,0021
mar-06 10,09 0,0105 0,0019
abr-06 10,25 0,0104 0,0015
may-06 10,21 0,0111 0,0009
jun-06 10,38 0,0106 0,0013
jul-06 10,30 0,0094 0,0014
ago-06 10,20 0,0107 0,0012
sep-06 10,10 0,0101 0,0014
oct-06 10,12 0,0099 0,0012
nov-06 10,22 0,0113 0,0021
dic-06 10,00 0,0115 0,0017
ene-07 10,15 0,0101 0,0021
feb-07 10,18 0,0103 0,0019
mar-07 9,90 0,0099 0,0018
abr-07 9,78 0,0129 0,0023
may-07 9,30 0,0114 0,0025
jun-07 9,98 0,0114 0,0017
PARAMETROS DE LA SOLUCION PREGNANT 0,00 2,00 4,00 6,00 8,00 10,00 12,00 14,00 ago-03 oc t-03 di c -03 feb-04 abr -04 jun-04 ago-04 oc t-04 di c -04 feb-05 abr -05 jun-05 ago-05 oc t-05 di c -05 feb-06 abr -06 jun-06 ago-06 oc t-06 di c -06 feb-07 abr -07 jun-07 MESES PH 0,0000 0,0050 0,0100 0,0150 0,0200 0,0250 0,0300 0,0350 F u e rz a d e c ia n u ro ( % )
PH % CN
Gráfico Nº 3.3.1 Parámetros de la solución Pregnant.
COMPARACION DE PH DE LAS SOLUCIONES
0,00 2,00 4,00 6,00 8,00 10,00 12,00 14,00 ago-03 oc t-03 di c -03 feb-04 abr -04 jun-04 ago-04 oc t-04 di c -04 feb-05 abr -05 jun-05 ago-05 oc t-05 di c -05 feb-06 abr -06 jun-06 ago-06 oc t-06 di c -06 feb-07 abr -07 jun-07 Meses P H
Sol. Pregnant Solución Barren
