20074707

UNIVERSIDAD NACIONAL DEL CENTRODEL PERU

FACULTAD DE INGENIERIA QUIMICA

TESIS

PRESENTADO POR:

CALDERON FLORES, Vilma Rosario

LEON ROJAS, Juan Carlos

PARA OPTAR EL TITULO PROFESIONAL DE:INGENIERO QUÍMICO

HUANCAYO-PERÚ2005

“EVALUACION Y OPTIMIZACION DE PARAMETROS DE LAPUESTA EN FUNCIONAMIENTO DE LA PLANTA DE

NEUTRALIZACION DE AGUAS ACIDAS PERTENECIENTEA LA VOLCAN C.I.A .MINERA UNIDAD YAULI-OROYA”

1

CAPITULO I

DESCRIPCIONES GENERALES

1.1 ANTECEDENTES DE LA EMPRESA

Volcan Compañía Minera S.A.A. ha estructurado el Sistema de

Gestión Ambiental, por lo que actualmente se encuentra en la etapa de

implementación, motivo por el cual en la U.E.A de Yauli del 28 al 30 de

Marzo se ha realizado la primera Auditoria Ambiental Interna con la

finalidad de evaluar el estado actual de la implementa ción del SGA ISO 14

001 y la efectividad operativa.

La U.E.A. de Yauli esta ubicada en la Región Central del Perú.

Se ubica en el flanco Este de la Cordillera de los Andes Centrales, al

Este de la Divisoria Continental. Las Unidades se encuentran entre los 4

100 y 4 900 m.s.n.m.

La U.E.A. Carahuacra se encuentra ubicada en la sierra central del

Perú; políticamente en el distrito de Yauli, provincia de Yauli departamento

de Junín. El acceso es posible a través de la carretera central. A la altura

del km 160, existe un desvió de carretera afirmada que da acceso a las

instalaciones de la unidad; a la altura del km 14 , se ubica la Planta

Capítulo I. Revisión Bibliográfica Calderón F. y León R.

2

Concentradora Victoria, La Planta De Tratamiento y continuando la

carretera se ubica la Mina Carahuacra en el km 23.

La temperatura media es de 8 º C y la humedad relativa media de

75%.


3

1.2 OPERACIONES EN LA CIA. MINERA:

Volcán Compañía Minera U.E.A. Yauli, extrae durante un mes de

operación 30 000 T de mineral de la mina Carahuacra del distrito de

Huaripampa, todo este mineral pasa a la Planta Concentradora Victoriade capacidad de 2 400 T/día, de todo el proceso de concentración se

obtiene los siguientes porcentajes: 7-9 % de zinc, 1-1,20 % de plomo, 2,80-

3,20 (oz / T)plata y 0,12% de cobre. Las actividades mineras de la Volcán

Compañía Minera U.E.A. Yauli incluye:

1.2.1 EXPLORACIÓN:

Consiste en el monitoreo de puntos estr atégicos para luego ser

estudiados por el departamento de geología determina ndo la

geomecánica y mecánica de rocas para la determinación de mineral.

1.2.2 PREPARACIÓN :

Consiste en desarrollo de galerías y tajos para la posterior

operación. Todo este estudio es hecho por el departamento de

ingeniería.

1.2.3 EXPLOTACION:

Viene hacer el planeamiento de la extracción de l mineral de los

tajos y vetas. Este estudio es realizado por el departamento de

planeamiento de minado.

1.2.4 EXTRACCIÓN:


4

Consiste en la extracción del mineral explotado hacia la

superficie para su posterior concentración .

1.2.5 CONCENTRACIÓN:

Consiste en la separación de los metales de Pb, Zn, Ag, Cu,

en forma de sulfuros a través de los procesos de chancado,

molienda, flotación y filtración.

1.3 PLANTA CONCENTRADORA VICTORIA

La planta concentradora inició sus operaciones en el año 1 943 con

una capacidad de tratamiento de 635 TMD de minerales de cobre, plomo y

zinc. El 30 de diciembre de 1 963 se suspende el tratamiento del mineral de

cobre, incrementándose el tratamiento del mineral Pb - Zn 1 500 TMD,

posteriormente la capacidad se ha ido aumentando hasta los 2 000 TMD de

la actualidad empleando un esquema convencional de flotación para

sulfuros de plomo – zinc. Procesa minerales complejos de sulfuros de Pb,

Zn, Cu con pirita como ganga. La composición minerologica es variable en

las diferentes zonas de tajo. El mineral predominante de plomo es la galena

y el zinc la esfalerita la plata se encuentra entre la galena y la pirita siend o

muy variable su proporción. El mineral procesado es una mezcla adecuada

de minerales extraídos de la mina.

Las etapas que comprende la planta corresponden a una

convencional flotación selectiva de los sulfuros (ver anexos), siendo las

siguientes:

1.3.1 Chancado:


5

Este circuito tiene una capacidad actual 500 TMH para un

tiempo de operación de 16 horas. En este circuito el mineral es

reducido desde un tamaño de promedio de 5” a ½” en tres etapas, la

primera en circuito abierto mediante una chancadora, el min eral es

clasificado en una zaranda vibratoria, cuyos gruesos van a la

chancadora secundaria, la descarga de esta chancadora es

clasificada en dos zarandas vibratorias que funcionan en circuitos

cerrado con la chancadora terciaria.

1.3.2 Molienda:

El circuito de molienda tiene una capacidad de 8 500 TMD

consiste de tres secciones, cada sección tiene una capacidad de 2

833 TMD. El mineral es primero reducido a 55 % - malla 200 en la

etapa de molienda y luego a 65 % - malla 200 en la etapa de

remolienda. Cada sección esta compuesto por dos etapas y se tiene

dos módulos para la tercera Etapa. La molienda primaria se lleva a

cabo en circuito abierto en un molino de barra, la secundaria en

circuito cerrado con un molino de bolas y un hidrociclón; y la

molienda terciaria también en circuito cerrado en tres molinos de

bolas y un hidrociclón. Se tienen instrumentación básica para control

del proceso, consistente en un analizador de rayos X, tres balanzas

electrónicas instaladas en cada sección de reactivos, y control adores

automáticos de pH.

1.3.3 Flotación :


6

Esta etapa consiste en dos circuitos de flotación. La flotación de

plomo y la flotación de zinc. El plomo y la plata son flotados primero

deprimiendo al zinc, y luego el zinc previa activación.

1.3.3.1 Sección De Flotación De Plomo

El circuito de flotación de plomo es convencional,

consiste en dos etapas de flotación, y tres etapas de

limpieza. La primera flotación se lleva a cabo en dos

bancos de cuatro celdas cada uno, la segunda flotación en

tres bancos de tres celdas cada uno y un banco de cuatro

celdas, la primera limpieza en un banco de cuatro celdas,

la segunda limpieza en un banco de tres celdas, la tercera

limpieza en un banco dos celdas. Se cuenta con una etapa

de remolienda para las colas de la flotación de plom o

mediante dos molinos de bolas, un molino de bolas y un

tren de seis hidrociclones.

1.3.3.2 Sección Flotación Del Zinc

Las colas de la flotación del plomo se acondicionan

en once acondicionadores. La flotación del zinc es como

sigue: La flotación primaria se ll eva acabo en dos bancos,

uno de tres celdas y otro de una celda, la flotación

secundaria se lleva a cabo también en dos bancos, uno de

tres celdas y otro de dos celdas, en este circuito se

dispone también de dos celdas como tercera etapa de

limpieza en paralelo con el banco de celdas

convencionales.

1.3.4 Espesamiento Y Filtrado:


7

Cada uno de los concentrados obtenidos en la sección de

flotación es transportado a esta sección, donde el agua es eliminada

a través del uso de espesadores y filtro de tambor. Los nive les de

humedad obtenidos en los concentrados finales están alrededor de

11,22% para el plomo y 10,5% para el zinc. Los concentrados de

plomo son desaguados usando tres espesadores y un filtro prensa,

lo mismo para los concentrados de zinc se emplea tres e spesadores

y cuatro filtros de tambor de vacío, los efluentes industriales de la

planta concentradora Victoria son conducidos a la planta de

neutralización.

1.4 DIAGNÓSTICO DE SITUACIÓN:

Por el tipo de explotación que se realiza en la mina, las aguassubterráneas son producidas por las aguas de relleno hidráulico, aguas deperforación y aguas de filtraciones. Estas aguas discurren por todos losniveles, labores y tajos dentro de la mina y en su recorrido van arrastrandolos sólidos finos y por su pH va disolviendo metales en su trayecto.Finalmente estas aguas son recolectadas en los niveles 400 y 450, y sonbombeadas al nivel 300 para su evacuación por el túnel Victoria.

1.4.1. Mitigación de esta aguas

La mitigación de las aguas comprende la ejecución de las

siguientes acciones:

Construcción de pozas de sedimentación y bombeo.

Evacuación de aguas por el Túnel Victoria hasta Boca Túnel.

Tratamiento de las aguas en superficie.


8

1.4.1.1 Construcción de pozas de sedimentación y bombeo :

Se construyeron pozas de sedimentación en los niveles

-450 y -500 para la recolección de aguas y la recuperación

de los lodos. Igualmente se instalaron estaciones de

bombeo en estos niveles para evacuar las aguas hasta el

nivel -350. Las aguas son bombeadas finalmente hasta el

nivel -300 (Túnel Victoria), aprovechando las instalaciones

de bombeo y tuberías existentes.

En el nivel -450 los sedimentadores y pozas de bombeo

son de un número de 04, construidos de concreto armado,

de dimensiones 20 m x 3 m x 2 m; se instalaron dos

bombas Hidrostal. Para la limpieza de los sedimentadores

se utiliza una wincha de arrastre y una bomba de limpieza.

En el nivel -500 se cuenta con similares instalaciones a

las descritas para el nivel -450.

1.4.1.2 Evacuación de aguas por el túnel Victoria :

Las aguas bombeadas desde el nivel -350 son captadas

y entubadas para su evacuación directa hasta superficie a

través del Túnel Victoria.

La conducción de las aguas se hacen a través de

tuberías de polietileno de 12” de diámetro, en una longitud

de 4,5 kilómetros, que es la distancia existente hasta la

bocamina.


9

Boca Túnel Victoria. Muestra el drenaje producido en la mina Carahuacra y SanCristóbal.

1.4.1.3 Tratamiento de las aguas en superficieLas aguas evacuadas por el túnel Victoria serán

tratadas en la planta de neutralización que se construy ó para

este fin con una capacidad de tratamiento de 170 l/s. Se

instalaron para este fin tolvas de alimentación, tanques

agitadores, una planta para la preparación de lechada de cal

y tanques de sedimentación para la disposición de los lodos.

Las aguas tratadas cumplirán con las normas de calidad

establecidas en la Tabla Nº 02-II. Parte de las aguas serán

utilizadas en los procesos de planta concentradora y el resto

descargadas al curso del río Yauli.

1.5 PLANTA DE NEUTRALIZACION DINAMICA DE RELAVES DELA CONCENTRADORA VICTORIA:

1.5.1 Antecedentes:


9













1.5.1 Antecedentes:


9













1.5.1 Antecedentes:


10

Volcan Compañía Minera S.A. culminó con laconstrucción de la Planta De Neutralización DinámicaDe Relaves (PNDR), invirtiendo dos Millones de dólares

como parte de su compromiso ambiental y con elobjetivo de solucionar el problema del vertimiento deaguas ácidas al río Yauli en su unidad de Yauli -Oroya,

esta obra irá en beneficio de la región, mejorando así lacalidad ambiental de las comunidades del entorno.

Se ha diseñado la Planta de Neutralización Dinámica conrelaves para tratar la totalidad de los efluentes ácidos que drenan porel Túnel Victoria.

A continuación se detalla la inversión total en la construcción

de la Planta de Neutralización que asciende a US$ 661 191,30, del

cual el 38% de responsabilidad le compete a la U.E.A. Carahuacra

(US$ 251 000) (ver tabla Nº 03 -A).

1.5.2 Ubicación de la planta de neutralizaciónLa Planta de Neutralización dinámica. Opera a una altitud de 4

200 m.s.n.m. y está ubicado en la zona Túnel _Yauli en la Planta

Concentradora Victoria, en las proximidades de la estación de

bombeo de relaves al depósito de Rumichaca.

1.5.3 Diseño de equipos presentes en la planta de neutralización

1.5.3.1 Tanque agitador de lechada de cal


11

Dimensiones del tanque :

Diámetro = 6 pies

Altura = 6 pies

Calculo del volumen del tanque:

)1.....(..........2 2sLrV

reemplazando valores en (1)

3

32

5273,.9

12,3396314,32

mV

piesV

Datos del agitador del tanque de lechada de cal:

%85

%88

230

4

..1740Re

1 21

RT

Eficiencia

VVoltaje

AAmperaje

rpmvolución

HpPotencia


12

1.5.3.2 Tanque para la preparación de floculante:


Diámetro = 6 pies

Altura = 6 pies


)1.....(..........2 2sLrV


3

32

527,9

12,3396314.32

mV

piesV

Datos del agitador del tanque para la preparación de

floculante:


13

%79

3

%78

230

8.2

60........1750Re

1

Eficiencia

pH

PF

VVoltaje

AAmperaje

Hzrpmvolución

HpPotencia

1.5.3.3 Tanques agitadores (A1, A2, A3 y A4)

Dimensiones de los tanques :

Diámetro = 12 pies

Altura = 12 pies

Material de los tanques

Tanques de fierro con forro de neopreno (para evitar el

desgaste del material).


)1.....(..........2 2sLrV


14


3

32

219,76

96,271212614,32

mV

piesV

Datos de los agitadores de los tanques:

.%2,90...

.%85

.215

3

40

7,13

.460

.12

...1740Re

10

Eficiencia

PF

TFR

pH

CaTemperatur

ASFA

VVoltaje

AAmperaje

rpmvolución

HpPotencia

1.5.3.4 Tanque espesador:


15

Descripción del tanque :

Tanque espesador tradicional con 2 rastras y un eje

para remoción de lodos.


Diámetro = 90 pies

Altura = 16 pies


)1.....(..........2 2sLrV


3

32

43,5716

203472164514,32

mV

piesV

Modelos matemáticos empleados en el diseño del

tanque :

)2....(..............................

8

2

l

gD s

Donde:

=Velocidad terminal.

D = Diámetro de las esferas.


16

g = Aceleración debida a la gravedad .

s =Densidad de la esfera.

= Densidad del fluido.

Para condiciones de temperatura igual a

20 ºC.

Capacidad de clarificación:

)3....(..............................

0416,0

Rx

DFA

Donde:

TmA

2 de sólidos secos en 24 h.

R = Velocidad de sedimentación en hm de un

material de dilución F .

F = Relación en peso del líquido a los sólidos

para la velocidad R .

D = Relación en peso del líquido a los sólidos

en la descarga.

Aplicando esta formula a las pulpas de diferentes

densidades, cuya dilución varié desde la densidad de

alimentación a la de la descarga, se hallara la zona

que exija mayor área unitaria, y ella determinara el ár ea

que habrá que proporcionarse para la pulpa ensayada.

Capacidad de espesamiento:

El volumen que proporciona un tanque en la zona

de sedimentación depende directamente del periodo de


17

retención necesario para que el limo o fango alcance la

densidad deseada.

)4....(..............................

0416,0

SG

GTV

Donde:

V = sólidosdeTtoespesamienelparanecesariomenVolumen 3

en 24

h.

S = Densidad media de la pulpa espesada durante el

proceso de la compresión.

= Densidad de la solución clara.

G = Densidad de los sólidos en la pulpa .

T = Periodo de retención en horas.

Motor para el giro de las rastras

%90

10

220

8.2

60.......1740Re

8,4

Eficiencia

fS

VVoltaje

AAmperaje

Hzrpmvolución

HpPotencia

DelcrosaTipo

Las rastras demoran en dar un giro de 360º en

12 minutos.

1.5.4 Descripción de la planta de neutralización:

La planta consiste en una loza de tanques de soporte de 18,6

m de largo y 11,8 m de ancho que alberga los tanques de acero


18

inoxidable, los tanques agitadores, el circuito de pulpa, el sistema de

alimentación de lechada de cal, la alimentación de floculante , los

tableros eléctricos de mando, instrumentación y control y servicios

auxiliares.

Al exterior del edificio se encuentran ubicados los

sedimentadores, las bombas de diafragma, las tuberías de salida del

agua tratada y el relave sedimentado.

El sistema de captación y conducción del efluente ácido y el

sistema de emergencia para alimentar cal y relave fino o caliza

molida se ubican también al exterior del edificio de la planta.

Para casos de emergencia está prevista la const rucción de una

poza de emergencia con una capacidad de almacenamiento de 3

000 m3 de aguas ácidas, la misma que estará ubicada sobre la

Cancha de Relaves Nº 3 de Victoria; la poza esta habilitada con una

membrana de 1,00 mm de espesor de HDPE y geotextil.

El diseño de la planta de neutralización dinámicacon relaves se realizó tomando en consideración que

el proceso se basara en el aprovechamiento de lacapacidad de neutralización y coagulación de las

partículas de relave fino obtenidas en la PlantaVictoria. Una característica fundamental de este

proceso es la rápida cinética de neutralización delácido libre y de la precipitación de metales así como la

rápida velocidad de sedimentación de los lodos deprecipitación que se obtienen cuando estos se

adsorben sobre partículas de relaves.La Planta de Neutralización ha sido diseñada

tomando en cuenta los caudales máximos proyectadosen 515 l/s; el caudal de diseño es de 350 l/s con unperíodo de 10 minutos de retención. Para caudales

mayores a 350 l/s, se reducirá el tiempo de retención yse incrementará la adición de lechada de cal.


19


20


21

22

CAPITULO IIREVISION BIBLIOGRAFICA

2.1. IMPACTO AMBIENTAL DE LAS OPERACIONES MINEROMETALURGICAS.

Fig. Nº01-II: Tipos de efluentes contaminantes asociados a minería y

procesos extractivos. Fuente (Departamento de tecnología limpia para

la industria minero-metalúrgico)

MINA

LIXIVIACION

ELECTROREFINACION

FUNDICION

CONCENTRACION

ELECTRODEPOSICION

EXTRACCIONCON SOLVENTES

SOLUCIONES ACIDA

ORGANICOS

NEBLINAACIDA

RELAVEREACTIVOORGANICO

EMISIONESGASEOSASSO2,

DRENAJE ACIDO

Capítulo II. Revisión Bibliográfica Calderón F. y León R.

23

La minería subterránea produce efectos ambientales en tresámbitos distintos: en el depósito y las rocas adyacentes, en los espacios

abiertos bajo tierra y en la superficie del terreno .

2.1.1. Efectos sobre el yacimiento y las rocas adyacentes .

Explotación de recursos

Modificación de las rocas adyacentes

Alteración del flujo de aguas subterráneas

Deterioro de la calidad de las aguas subterráneas

2.1.2. Efectos ambientales bajo tierra .

Aire, ruido, polvo, aguas de mina

2.1.3. Superficie de terreno.

Tipo de contaminación Sustanciascontaminantes

Medidaspreventivas

modificación del pH Neutralización

sustancias inorgánicas

solubles

metales pesados, sales,

azufre

Precipitación

sustancias inorgánicas

insolubles (en suspensión)

Lodo aglomeración y

sedimentación

sustancias orgánicas aceite, grasa, lubricantes y

emulsionantes

precipitación en

tanques de

sedimentación

Calor


24

Tabla Nº01-II: Contaminación de aguas superficiales y de minaFuente: Informe al Ministerio de Energía y Minas. C arahuacra volcan cia minera.

2.2. EFECTOS DE LOS METALES PESADOS EN EL SER HUMANO YECOSISTEMA.2.2.1. Hierro (Fe).

Puede existir de modo natural en el agua de subsuelo. Esencial

en la dieta animal y humana; pero el exceso de este puede dar un

olor y sabor desagradable y causan la color ación rojiza de la

porcelana y de la ropa. Los animales son sensibles a los cambios de

concentraciones de hierro en el agua. Las vacas pueden dejar de

beber lo suficiente como para mantener la producción de leche si las

concentraciones son altas. El hierro disuelto para el agua de lavado y

satinización para el equipo de ordeño puede dar un sabor de oxido a

la leche. El agua contaminada con hierro causa coloración rojiza de

recipientes metálicos de agua y baños, manchas que son difíciles de

quitar con compuestos comunes de limpieza.

2.2.2. Cobre (Cu):

No es una preocupación su presencia en el agua potable, dado

que el nivel requerido para producir efectos adversos en la salud

excede las concentraciones máximas posibles. La experiencia indica

que las concentraciones que excedan 2 mg/l causan una coloración

azul-grisácea en los ductos y un sabor raro. En casos donde se

observan grandes concentraciones es probable que otros

contaminantes se detecten. El agua que contiene 4 mg/l imparte un

color verdoso al cabello teñido. En los que contienen 8 mg/l no hay

evidencia concluyente de causar cáncer en los seres humanos.


25

2.2.3. Plomo (Pb):

La exposición del plomo en el agua, sea breve o prolongada

puede causar un serio daño a la salud, la exposición prolongada a,

relativamente, pequeñas cantidades (+de 0.05 mg/l) puede afectar la

salud. La exposición del plomo ocurre en el aire, alimentos y fuentes

de agua. Toda exposición es aditiva. Se acumula en los huesos, con

elevados niveles en la sangre. Los efectos conocidos van de de

cambios sutiles de tipo bioquímico a bajos niveles de exposición a

severos efectos neurológicos y tóxicos e incluso la muerte a niveles

mas altos .Como en el caso de otros contaminantes del agua, los

fetos y los niños son especialmente vulnerables al plomo, absorben

una proporción mas alta que los adultos y su inmaduro sistema

nervioso y otros órganos, son muchos mas sensibles a estos efectos.

Los efectos en la salud incluyen capacidad mental disminuida

(incluso retardo mental), interferencia con las funcion es neurológicas,

del riñón y perdida de audición en los niños.

El agua puede contaminarse con el plomo, por el suelo y las

rocas, en el agua donde el pH es neutral, el plomo es menos soluble.

El agua con depósitos de galena, y donde el plomo ha sido explot ado

puede contener por encima del límite máximo permisible

2.2.4. Zinc(Zn):

Se encuentra en aguas naturales, mas frecuente en áreas

donde se realizan actividades de minería. No es considerado nocivo

si no se encuentra a altas concentraciones (mayores a 6 mg/l).

2.3. LEY GENERAL DE LAS AGUAS (LGA) :

Son parámetros, los cuales están dados por los límites máximos

permisibles en la calidad de agua.


26

Clase I: Consumo humano (abastecimiento domestico).

Clase III: Riego de vegetales y bebidas de animales .

La comparación de resultados de los análisis de agua después de las

operaciones minero metalúrgicas se dará según los reglamentos dados por

el MINISTERIO DE ENERGIA Y MINAS (MEM). En la tabla Nº 02 -II se

muestran estos Limites Máximos Permisibles (LMP).

Tabla Nº 02-II: Límites Máximos permisibles según el MEM

Cu

mg/l

Pb

mg/l

Zn

mg/l

Fe

mg/l

CN

mg/l

TSS

mg/l

pH

LMP Aguas clase III 0,5 0,1 5 1 1 - 5,0- 9,0

RM Nº 011-96-EM/VMN,c.m. 2 1 6 5 2 100 5,5- 10,5

RM Nº 011-96EM/VMN, p.a. 1 0,5 3 2 1 50 5,5- 10,6

Fuente: Informe al MEM c.m.: cualquier momento, p. a: promedio anual

2.4. GENERACION DEL AGUA ACIDA DE MINA.

Las aguas ácidas que se generan producto de las operaciones en la

mina, son conocidas como drenaje ácido de mina DAM, es el drenaje

contaminado que resulta de oxidación (intemperización), de minerales

sulfurados y lixiviación de metales asociados, cuando las rocas sulfurosas

son expuestas al aire y al agua por ello a veces se le denomina drenaje

ácido de rocas DAR el desarrollo del DAM es un proceso dependiente del

tiempo que involucra procesos de oxidación tanto química como biológica y

fenómenos físicos asociados incluyendo precipitación y encapsulamiento .


27

Fig. Nº 02-II: Factores principales que inciden en el origen de drenaje ácidode min.

2.5. OXIDACION ACUOSA DE PIRITA Y OTROS SULFUROS :

Los relaves del procesamiento de depósitos de metales básicos y

preciosos, rocas del sistema de tajo abierto y rocas de desecho contienen

frecuentemente, cantidades significativas de minerales sulfurosos tales

como pirita (FeS2) y pirrotita (FenSn+1). También pueden estar presentes

pequeñas cantidades de otros sulfuros tales como calcopirita (CuFeS2),

arsenopirita (FeAsS), galena (PbS) y esfalerita (ZnS), dependiendo de la

eficiencia del proceso de extracción y la naturaleza de la mineralización de

la roca , la reacción de estos sulfuros con agua y oxigeno producen DAM,

ocurre de acuerdo general:

Sulfuro metálico + agua + oxigeno = metal soluble + sulfato H+ en agua

BACTERIASTHIOBACUS

FERROOXIDANS

MECANISMOS DE GENERACION DEL DRENAJE

ACIDO DE MINA

ACIDO DE MINA (DAM)

“ACID MINE DRAINAJE “(AMD)FACTORES QUIMICOS EN LAS REACCIONES DE

OXIDACION ELECTROQUIMICAS Y BIOQUIMICAS

AGUA OXIGENO ACIDO


28

La generación de DAM, puede ser así atenuada reduciendo la

cantidad de oxígeno y/ o agua disponible.

Reacciones mas especificas para la disolución más secuencial de la

pirita para generar ácidos. Podría ser:

FeS2 +1/2 O2 + H2O FeSO4 + H2SO4

2 FeSO4 +1/2 O2 + H2O Fe (OH)3 + 2H2SO4

Los sulfuros pueden contener varios otro s cationes de metales y

aniones por ejemplo (PO4-3, AsSO4

-3, CL-1).Las reacciones del tipo buffer

con las gangas minerales resultaran en la liberación de otros elementos

tales como: Mg, Si, Al, Na, Mn y K. Una solución DAM, típica podría

contener 2 500 mg/l de sulfato, con varias concentraciones de un rango de

otros elementos. La composición del DAM. Será específica del

emplazamiento y la velocidad de la producción de ácido se controla por

factores tales como temperatura, pH, fuerza electromotriz de la s olución en

contacto, así como mineralogía, área superficial de la partícula del sulfuro y

actividad biológica.

El mecanismo de la oxidación acuosa de la pirita en la generación

del drenaje ácido de mina y las etapas de formación de drenaje ácido de

mina se muestra en la siguiente figura esquemática:


29

Figura Nº 03-II: Mecanismos De Disolución De Pirita En La Generaciónde Aguas Ácidas De Mina. (Fuente: Departamento

de tecnología limpia para la industria miner a metalúrgica)

2.6. GENERACION DE DRENAJE DE RELAVE.

EL FENOMENO DE AGUA ACIDAS DE MINA ESTA RELACIONADO ALA OXIDACION DE SULFUROS QUE CONTINEN MATERIAL PIRITICO(PIRITA, MARCASITA, Y PIRROTITA) EN MINAS ABANDONADAS YOTROS SITIOS DE DISPOSICIÒN DE DESHECHOS MINEROS

AL EXPONERCE AL AIRE Y OXIGENO SE OXIDAN LIBERANDO AL MEDIOAMBIENTE ACIDO SULFURICO Y FIERRO DISUELTO O PREC IPITADO

LA APARICION DE ION FERRICO FACILITA LA OX IDACION Y DISOLUCION DEOTROS MINERALES SULFURADOS

A MEDIDA QUE PROCEDE LA REACCION EL MISMO ACIDO DISUELVE LACAPA DE HIDROXIDO DE FIERRO Y EL pH ACIDO FACILITA LA ACCIONBACTERIANA(SE PRODUCE UNA ACELERACIÓN AUTOCATALITICA)

BacteriasFeS2+7/2O2+H2O Fe2++2SO4

2-+2H+

2Fe2++1/2O2+2H+ 2Fe3++H2O

AL COMIENSO LA DISOLUCION ES MUY LENTA DEBIDO A LA PASIVACION PORHIDROXIDO FERRICO

FeS2 (S) +5/4O2+7/2H2O 5Fe (OH)3(S)+2H2SO4

FeS2 (5+15/4O2)+7/2H2O Fe (OH)3(5)+H2SO4AL COMIENSO LA DISOLUCION ES MUY LENTA DEBIDO APASIVACION PORHIDROXIDO FERRICO









FeS2 (5+15/4O2)+7/2H2O Fe (OH)3(5)+H2SO4


30

El caso que se presenta es el de la planta concentradora Victoria de

la Compañía minera Volcan CIA Unidad -Yauli

Una revisión exhaustiva de los resultados de losanálisis químicos practicados en las mue stras de efluentes

y cursos de aguas naturales, determinaron unainconsistencia de los mismos. Además de encontrar alto

contenido de Cianuro en las colas residuales de las canchasde relaves, también se registraron contenido elevado deeste contaminante en las aguas de los ríos que no tienen

influencia de las colas residuales de la planta. Esta situacióndeterminó una mayor atención y precisión en los

monitoreos y análisis químico tanto en los efluentes comoen las aguas superficiales.

Los monitoreos del efluente de la cancha de relaves,así como de otros efluentes de la planta concentradora y

cursos del río Yauli en las áreas de influencia de la planta,efectuados entre julio 2 004 y agosto del mismo año se

determino:Efluente/Agua Río Número

deMuestras

Concentraciónde Cianuro

(mg/)

Observaciones

Descarga cancha de Relave 09 0,023 Agua decantada.Descarga Cocha Zn 06 0,012 Agua decantada.Descarga Cocha Pb 06 0,040 Agua decantada.

Descarga Planta concentradora 07 0,023 Agua de limpieza.Descarga Tunel Victoria 08 0,018 Agua de mina.Río Yauli, Aguas Arriba

operaciones planta.08 0,013 Antes de recepción

de efluentes.Río Yauli, Aguas Abajo

operaciones planta.06 0,026 Luego de recepción

de efluentes.Nivel Máximo permisible 1,00

FUENTE:laboratorio martunel –volcan

Los resultados obtenidos indican que la presencia delcontaminante Cianuro en el efluente de las relaveras se

encuentra dentro de los Niveles Máximos Permisibles queexige la ley.

El NaCN es utilizado como reactivo en el proceso deflotación de plomo en la planta concentradora, utilizándoseal mes de diciembre de 1999, 0,023 kg/T de mineral tratado.

Con referencia a la racionalización de uso de estereactivo dentro del proceso de la planta, de 0,027 kg/T de


31

mineral tratado que se venía utilizando en el año 1 996, hasido reducido a 0,018 kg/T en el mes de agosto del 2 001.

No ha sido posible encontrar un sustituto de estereactivo para la flotación del Plomo.

La cantidad utilizada de este reactivo es pequeña y seencuentra dentro del rango normal de uso en las plantas

concentradoras de este tipo, donde normalmente elcontenido de Cianuro en sus efluentes se encuentra dentro

de los niveles permisibles.Operación del Nuevo Depósito de Relaves de

Rumichaca.Desde el mes de enero del año 2 000 el nuevo depósito

de relaves de Rumichaca se encuentra en operación y enconsecuencia se han puesto fuera de operación las canchas

Nº 5 y 6, que hasta esa fecha se encontraban enfuncionamiento.

Actualmente las canchas de relaves de Victoria seencuentran en proceso de estabilización física para su cierre

definitivo; no existen descargas de aguas residuales.Los análisis físico químicos de las aguas residuales de

la cancha de relaves de Rumichaca demuestran la buenacalidad de esta agua, incluyendo las concentraciones de

Cianuro, como se aprecia en el siguiente cuadro:

Cuadro 1 Análisis Físico - Químicos de efluentes de Rumichaca

Período pH TSS Pb Cu Zn Fe As CNmg/l

1° trim 2003 7,38 40 0,00 0,00 0,00 0,27 0,00 <0,0052° trim 2003 9,15 94 0,04 0,00 0,00 0,14 0,06 0,000

2.7. TRATAMIENTO DEL DRENAJE ACIDO DE MINA (DAM):

EL tratamiento del drenaje ácido de mina En algunos casos es

relativamente sencillo. Las aguas procedentes de las zonas de labores (del

fondo de mina, ya sea subterránea o a cielo abierto), o las empleadas en

los procesos mineralúrgicos o metalúrgicos, so n fáciles de controlar, y salvo

un vertido accidental, pueden ser tratadas antes de ser vertidas a cauces


32

públicos, caso de que esto sea necesario. No hay que olvidar que a

menudo la minería se lleva a cabo en áreas con cierto grado de aridez, por

lo que en estos casos las aguas no llegan nunca a ser vertidas, sino que se

reutilizan en los diversos procesos mineros, normalmente con un cierto

grado de depuración entre una y otra aplicación.

Estos efluentes ácidos contienen hierro, sulfato, y ácido con pH

alrededor de 2-3 el control se puede hacer a tres niveles:

Control de fuente de emisión.

Control de escurrimiento de agua.

Tratamiento del efluente.

En el primer caso se evita el contacto del mineral tanto con el agua,

aire o bacterias, que son iniciadores del proceso. Ósea mediante

encapsulamiento de los desmontes piritosos. En la segunda opción se

analiza la hidrografía del sistema; mientras que en e l tercer caso se entra a

diseñar un esquema de tratamiento que contemple uso de reactivos como

la cal, caliza soda y otros. También los DAM se pueden procesar para

recuperar los contenidos metálicos por ejemplo una planta de extracción

por solventes y posterior electrodeposición (caso aplicado al cobre).

DRENAJE ATRAVEZ DECALIZA

BIORREACTORESAEROBICOS

BIORREACTORESANAEROBICOS(REDUCCION DESULFATO)

ADICION DECOMPUESTOS

QUIMICOS(NEUTRALIZACIÓN CON

CAL, SODA)

CONTROL DE LAFUENTE DE EMISION

CONTROL DE LOSESCURRIMIENTOS

DE AGUA

TRATAMIENTO DELEFLUENTE

TECNICAS PASIVAS TECNICAS ACTIVAS

TECNOLOGIA PARA EL CONTROL DEL DRENAJE ACIDODE MINA


33

Fig. Nº04-II: Control del DAM.

2.7.1. Técnicas para el tratamiento del drenaje ácido de minaPara el tratamiento se pueden emplear dos grupos de técnicas:

las activas y las pasivas.

2.7.1.1. Las técnicas pasivas:

Las técnicas de tratamiento para el drenajeácido de mina pasivas son las que se basan enel reconocimiento del papel que cumplen los

procesos naturales en la eliminación de laacidez, sulfato y metales pesados de las aguas

ácidas es decir, es un “tratamiento natural”que pretende funcionar con un mínimo de

cuidados y mantenimiento.En el tratamiento de las aguas ácidas hay

dos objetivos aumentar el pH y remover losmetales ya sea como sulfuros (CuS, PbS, ZnS,

FeS), hidróxidos o carbonatos.En comparación a los sistemas de

tratamiento activo, los sistemas de tratamientopasivo recaen en la actividad de las especies

biológicas o microbiológicas en su lugarnatural. Un gran número de reacciones

químicas y biológicas son responsables de laremoción de metales en la solución, muchas

de ellas asociadas con los ambientespantanosos; tales reacciones pueden ser

explotadas y mejoradas en sistemasdiseñados que se conoce como ingeniería

ecológica.El tratamiento pasivo del agua de mina ha

traído mucho interés en la década pasada.Inicialmente fue considerado apropiado

solamente para flujos menores de efluentes.Sin embargo, también han sido construidos


34

sistemas de tratamiento pasivo para flujosmayores. Estos tratamientos han probado sereconómicamente costo-efectivos en el este deUSA, donde más de 500 humedales han sido

construidos. Estos generalmente consisten deun humedal construido en un estado

superficial y diseñado para mejorar el tiempode retención y la oxidación bacteriana natural.

Basado en investigaciones actuales, pareceser que los tratamientos pasivos son

aplicables para drenajes meta litos inocuos. Seespera en un futuro cercano, que con el uso delas tecnologías desarrolladas como variantesdel concepto como variantes del tratamientopasivo, se puedan reducir significativamentelos costos de tratamiento de estos drenajes .

Estas técnicas pueden ser muy variadasespecíficamente alguna de ellas se presentan a

continuación:

Lagunas o ciénagas aeróbicas (aerobicwetlands).

Canales abiertos de caliza (open limestonechannels).

Pozos bifurcados (diversion wells).

Drenaje anóxico en calizas (anoxic limestone

drains: ALD)

2.7.1.2. Las técnicas activas:

Se centran en sistemas de tratamiento concal, particularmente en plantas de tratamiento

de baja densidad y alta densidad de lodos(LDS y HDS).


35

Este tratamiento convencional de aguasácidas, comprende la neutralización de drenaje

ácido en un sistema mecánico que facilita laneutralización y la eliminación de metales sebasan en el procesamiento químico del DAM

mediante la adición de reactivosneutralizantes: carbonato cálcico, hidróxido

sódico, bicarbonato sódico o hidróxidoamónico. Estos reactivos llevan el pH a valoresaceptables, y favorecen la precipitación de la

mayor parte de los metales pesados que puedacontener el agua. Su principal probl ema es quesuelen ser reactivos con un cierto coste, que

no siempre pueden emplearse de formaextensiva, para neutralizar grandes volúmenes

de DAM. La caliza se puede encontrar a bajocosto, conrelación a la cal viva pero su uso

esta limitado a aplicaciones especiales,cuando los caudales son muy ácidos y se

puede encontrar descargas de lodos a bajocosto, la caliza tiene la reactividad relativa baja

y no puede usarse para aumentar el pH porencima de 5, a bajo costo

Se centra el sistema de este tipo de tratamiento

particularmente en plantas de baja densidad y alta

densidad de lodos (LDS y HDS).Los sistemas pueden

consistir ya sea de una simple planta de procesamiento

que genera lodos de baja densidad (proceso LDS), o una

mas compleja que comprende el reciclado de lodos para

producir lodos de mayor densidad (proceso HDS).

Descripción del proceso de neutralización (LDS)

El sistema de neutralización de cal simple (LDS)

comprende la adición directa de lechada de cal al


36

reactor y la descarga de la lechada neutralizada a una

laguna de sedimentación o de clarificación, que

también proporciona almacenamiento y espesado de

lodos. En algunos casos, la laguna también funciona

para proporcionar un tiempo de retención adicional

para las reacciones de precipitación en cuyo caso las

lagunas son denominadas lagunas de tratamiento. La

dosis de cal es controlada por el pH en la descarga del

reactor. Se puede agregar el floculante a la lechada de

cal neutralizada para de esta manera ayudar a la

precipitación y compactación de lodos, especialmente

si el tamaño de la laguna de clarificación es limitado. El

proceso LDS también puede realizarse en el canal o

reactor de una tubería, con una inyección de lechada

de cal controlada mediante la medición del ph en el

punto de graduación aguas abajo del punto de

inyección. Los sistemas LDS tienen costos de capital

más bajos que de los sistemas HDS, pero pueden

requerir grandes áreas para la contracción de lagunas

de sedimentación para el almacenamiento permanente

de lodos generados por el proceso. Las densidades

finales de lodos sedimentados pueden disminuir en un

rango de 4 % a 15 % dependiendo de la química de la

carga. Los sistemas LDS generalmente solo son

aplicables cuando se cuentan con espacio y el costo de

construcción de la laguna es bajo.

Descripción del proceso de neutralización de ( HDS)

El proceso HDS comprende la adición de cal a los

lodos reciclados en un tanque de lodos, cal en la parte

superior del sistema. La adición de cal a los lodos


37

contribuye al proceso convirtiendo a los lodos en un

material denso, granular, libre de drenaje con

viscosidad relativamente baja. La generación de lodos

densos asegura que el sistema genera un alto

inventario de lodos lo que contribuye a la

coprecipitación de metales para producir un efl uente

bajo en concentración de metal. La mezcla de cal lodos

es luego ingresada al reactor para combinarse con la

carga. Se optimizan las condiciones químicas del

proceso para completar la oxidación y las reacciones

de precipitación. La presencia de hierro y manganeso

generalmente requieren agregar aire al tanque de

precipitación.

El hierro de la descarga con frecuencia

contribúyela proceso coprecipitándose con otros

metales como arsénico, cadmio y zinc en la carga a

bajas concentraciones algunas veces, se agrega mas

hierro para mejorar la eficiencia de la coprecipitación.

Los floculantes se agregan a la descarga del reactor

antes de la floculación en el pozo de carga del

clarificador. El clarificador separa el efluente tratado del

lodo que luego es reciclado al tanque de mezcla rápida

lodos/cal. El reboce del clarificador con frecuencia va al

tanque de agua reciclada.

El tratamiento activo de agua ácidas usando

plantas LDS y HDS es una tecnología ampliamente

utilizada en todo el mundo. Estos sistemas han

probado ser efectivos en producir agua de excelente

calidad para descarga y pueden ser fácilmente

diseñados y operadas. La principal desventaja de los


38

sistemas activos es que requieren operación y

mantenimiento continuo. Se puede producir grandes

cantidades de lodos que requieren grandes

extensiones de terreno para su disposición y requieren

cuidado y mantenimiento para asegurar su estabilidad

a largo plazo.

2.8. PRINCIPALES TECNOLOGIAS DE REMOCION DEIMPUREZAS:

Dentro de las principales tecnologías de remoción de metales pesados

se tienen:

Absorción de carbón

Intercambio Iónico

Osmosis reversible

Electrodiálisis

Ozonización

Ingeniería de pantanos

Precipitación con lechada de cal

Las tres primeras tecnologías son relativamente costosas por sus

características que su tecnología implican y porque al final estas también

generan otros efluentes que requieren ser tratados.

La electrodiálisis y la ozonización son métodos relativamente nuevos,

los cuales vienen siendo probados y aparentemente serán costosos. Existe

también la ingeniería de pantanos que consiste en almacenar grandes


39

cantidades de lodo, pero esta tecnología es muy sensible a altas

concentraciones de los metales pesados y a las fuertes variaciones de flujo,

lo cual no garantiza un buen manejo de los efluentes líquidos.

La tecnología de precipitación de de los metales pesados con lechada

de cal, que es muy conocida, ha sido la mas probada y la que es

relativamente menos costosa.

2.9. CONCEPTOS GENERALES:2.9.1. Caliza y cal:

La caliza son rocas sedimentarias en forma de calcita (CaCO3),

magnesita o dolomita mineral, que se genera por procesos químicos

biológicos y o elásticos.

Cal, sustancia sólida cáustica, blanca cuando es pura, que se

obtiene calcinando caliza y otras formas de carbonato de calcio. La

cal pura, llamada también cal viva o cal cáustica, está compuesta por

óxido de calcio (CaO), aunque normalmente los preparados

comerciales contienen impurezas, como óxidos de aluminio, hierro,

silicio y magnesio. Al tratarla con agua se desprenden grandes

cantidades de calor y se forma el hidróxido de calcio, que se vende

comercialmente como un polvo blanco denominado cal apagada o

cal muerta. La cal se utiliza para preparar cemento y argamasa, y

para neutralizar los suelos ácidos en agricultura. También se emplea

para fabricar papel y vidrio, para lavar la ropa blanca, para curtir las

pieles o el cuero, en el refinado de azúcar y para ablandar el agua

Se usa la caliza para neutralizar agua ácida, y la cal quemada

permite subir la alcalinidad y promueve la precipitación de fierro

ferroso.

2.9.2. pH:


40

La calidad del agua y el pH son a menudo mencionados en la

misma frase. El pH es un factor muy importante, porque

determinados procesos químicos solamente pueden tener lugar a un

determinado pH. Por ejemplo, las reacciones del cloro solo tienen

lugar cuando el pH tiene un valor de entre 6,5 y 8.

2.9.3. Sedimentación:La operación de sedimentación (producir un sedimento) se

utiliza para retirar sólidos suspendidos en aguas que los contengan.

Según sea la naturaleza de los sólidos presentes en la suspensión,

aparecen tres clases de procesos: sedimentación simple;

sedimentación floculenta; y sedimentación de bloques ( zone settling).

En la sedimentación simple, cada partícula cae como si no existiese

ninguna otra en la solución; cuando es floculenta, en cambio, las

partículas se aglutinan unas con otras durante su caída; finalmente,

la sedimentación en bloques ocurre cuando los flóculos conforman

una malla y caen como un sólido en conjunto unos con otros flóculos .

Espesador Hardinge Auto-Raise del tipo de pilar central:Para grandes tanques de espesamiento o sedimentación,

este tipo de espesador se dispone de modo que quede

soportado sobre un pilar, o columna central, fija. El mecanismo

espesador rotativo y los rastrillos se apoyan en la parte superior

del pilar sobre un cojinete de bolas del tipo de anillo. Un puente

y una pasarela unen el costado del tanque a la parte superior

del pilar y soportan la artesa de alimentación del espesador. El

elemento motriz, situado encima del pilar, consta de un piñón y

una rueda dentados, apoyados en cojines de bolas, dentro de

una caja llena de aceites, y el Auto – Raise trabaja por un medio

de ménsulas inclinada unidas a la rueda dentada impulsora y


41

que se apoyan contra rodillos en la parte superi or del cilindro

impulsor y el armazón del par de rotación.

El gran espesador Hardinge de diámetro 90 pies tiene

rastrillos en espiral en su zona central, de solo unos 15 metros

de diámetro. De ordinario se emplean aradores para cubrir la

zona desde el extremo de los espirales dobles hasta el del

brazo de los aradores.

2.9.4. Coagulación- floculación:La coagulación es la desestabilización de las partículas

coloidales causadas por la adición de un reactivo químico llamado

coagulante. La floculación es la aglomeración de partículas

desestabilizadas en microflóculos y después en los flóculos más


42

grandes que pueden ser depositados llamados flóculo. La adición de

otro reactivo llamado floculante o una ayuda del floculante puede

promover la formación del flóculo.

2.9.4.1. Los factores de la coagulación -floculación:

Los factores que pueden promover la coagulación -

floculación, son el gradiente de la velocidad, el tiempo, y el

pH. El tiempo y el gradiente de velocidad son importantes

al aumentar la probabilidad de que las partículas se unan

juntas. Por otra parte el pH es un factor prominente en el

retiro de coloides.

2.9.4.2. Tipos de Floculantes:

Polyacrylamide:

Los polyacrylamides son un tipo de floculante

que se utilizan extensamente en el tratamiento del

agua y las soluciones del los procesos. Se agregan

en cantidades pequeñas al agua que suspende

materias sólidas para poder ser floculado fácilmente.

Coagulantes orgánicosPuede también ser utilizados. La ventaja de esos

polielectrolitos catiónicos es porque neutralizan

directamente los coloides negativos . Por lo tanto


42










retiro de coloides.


Polyacrylamide:










42










retiro de coloides.


Polyacrylamide:










43

por esta acción directa la cantidad de lodo se reduce

considerablemente.

2.9.4.3. Cationes Trivalentes:

La neutralización en la superficie de coloides

negativos es lograda por la adición de cationes en el caso

de coagulantes inorgánicos. Los iones trivalentes son diez

veces más eficaces que el ión bivalente. Las sales

trivalentes del hierro y del aluminio siguen siendo utilizados

extensamente en todos los t ratamientos de la coagulación

del agua.

2.9.4.4. La influencia del pH:

El coagulante inorgánico debido a suhidrólisis cambia las características físico -

químicas del agua que es tratada (pH,conductividad, etc.)

M 3+ + 3 H 2 O M(OH) 3 + 3 H +

El pH necesario para la coagulación se puede ajustarpor la adición de un ácido o de una base.

Catión Grado óptimo de pH para laCoagulación-Floculación

Fe 3+ > 5

2.9.4.5. Producción de lodos :

La formación del hidróxido metálico causa la

producción de una cantidad substancial de lodo. Este lodo

se debe quitar en el proceso final de la separación de los

sólidos-líquidos.


44

2.10. PROTOCOLO DE MONITOREO DE CALIDAD DE AGUA :

El primer paso para decidir donde efectuar el muestreo por calidad de

agua es identificar el balance de agua de la propiedad minera: De

donde ingresa el agua y por donde sale de la propiedad minera. El

siguiente paso es identificar todas las fuentes de contaminantes y

seleccionar las estaciones que se encuentran aguas arriba y aguas

debajo de cada efluente, para ejecutar lo antes mencionado :

En un plano de propiedad minera, marque todos los cursos naturales

de agua (ríos, corrientes, lagos) y la dirección y volumen de flujo

(aproximadamente).

En el mismo plano, marque todas las cor rientes de agua del proceso,

relacionadas con la mina, incluyendo la dirección y volumen de flujo.

Ubique todos los principales componentes de la mina: Tajo abierto,

labores subterráneas, embalses de relave, botaderos, apilamientos de

mineral de baja ley o desechos, instalaciones de procesamiento;

poblados aledaños y/o campamentos. Estos componentes se definen

como las “fuentes potenciales de contaminantes” a que se hace

referencia en la siguiente exposición, en algunos casos, un

componente también puede ser un “sumidero” de contaminante; por

ejemplo, una roca carbonacea puede neutralizar la acidez y metales

disueltos de un drenaje ácido.

Marque cualquier flujo adicional de agua relacionado con esos

componentes.

Calcule el balance de agua sumando los fluj os a al entrada y salida de

cada corriente, a fin de asegurarse que no falte ninguna de esta

ultimas.

Utilice las cartas hidrográficas estaciónales, los registros de

precipitación en el área minera y observaciones para identificar los

flujos que se presentan todo el año.


45

Deben monitorearse regularmente.

Puede establecerse estaciones en los flujos estaciónales, pero

también estos se someterán a muestreo durante los periodos de estío.

Identifique los lugares de muestreo en el plano que muestran el

balance de agua.

Deben muestrearse todas las aguas que fluyan en el área de

influencia de toda la mina , incluyendo los efluentes de procesamiento

que se descargan a los cursos naturales de agua(con frecuencia

denominadas ambientes receptores)

Fuente: Protocolo De Monitoreo De Calidad De Agua (MEM), DirecciónGeneral De Asuntos Ambientales

46

CAPITULO IIIMETODOLOGIA Y PARTE EXPERIMENTAL

3.1 ETAPA 1: PROGRAMA DE MONITOREO

Basado en el desarrollo y características de las operaciones minero

metalúrgicas se ha establecido un programa de monitoreo de aguas según

el ítem 2.10, el cual nos permite observar el comportamiento del agua

desde su entrada hasta su afluencia en los cuerpos receptores .

Se ubicaron los puntos de monitoreo: E n el punto de descarga del

efluente de la Planta de Neutralización se estableció un punto de monitoreo

con código de estación (MA 19). Así mismo, en la descarga de la Presa de

Relaves Rumichaca (MA 09). En los que se registraron los parámetros

establecidos en la RM Nº 011-96-EM/VMM: caudal, pH, TSS, Cu, Pb, Zn,

Fe, As y Cianuro total.

También se ubicaron en el curso del Río Yauli aguas arriba (MA 01) ,

Yauli aguas abajo después de operación la Planta de Neutralización (MA

03).Se agrego a la lista de estaciones de monitoreo de la Unidad

Carahuacra las estaciones en los r íos Rumichaca (MA10), así como la

descarga de la planta de tratamiento (MA19) y Boca Tunel Victoria (MA04).

En la siguiente tabla se detalla la ubicación de estos puntos.

Tabla Nº01-III

Capítulo III. Metodología y Parte Experimental Calderón F. y León R.

47

Ubicación de Puntos de Monitoreo de Efluentes Líquidos y Ríos -Zona Victoria

Código EstaciónCoordenadas UTM

Ubicación Observaciones

Norte Este AltitudMA-10 Río

Rumichaca8 706,872 379,613 4 234 Aguas arriba

deoperaciones

Nueva estación.Ubicaciónaproximada

MA-09 Depósito deRelaves deRumichaca

8 706 ,769 379,421 4 239 Efluente Se mantiene

MA-19 Descarga de laPlanta deNeutralización

8 708,172 381,092 4 200 Efluente Nueva estación.Ubicaciónaproximada

MA-03 Yauli, aguasabajo

8 709,462 381,566 4 135 Aguas abajodeoperaciones

Se mantiene

MA-01 Yauli, Antes deoperación

8 708,154 380,128 4 205 Aguas arribadeoperaciones

Se mantiene.

MA-04 Boca TúnelVictoria

8 707,760 381,077 4 231 Efluente Se mantiene.

MA-06 Planta deneutralización,Alimentación

de relave fino

8 704,163 383,307 4 270 Afluente Nueva estación,ubicaciónaproximada

Fuente: Puntos De Monitoreo (Sector Medio Ambiente Volcan c.i.a. Minera Unidad -Yauli)

Fig. Nº01-III: MAPA DE UBICACIÓN DE LOS PUNTOS DEMONITOREO


48

Fuente: Puntos De Monitoreo (Sector Medio Ambiente Volcan c.i.a. Minera Unidad -Yauli)FIG. Nº02-III: DIAGRAMA DE FLUJO DE LA GENERACION DE EFLUENTESLIQUIDOS Y TRATAMIENTO

Antiguos depósitos deRelavesMA-19

MA-02

MA-03

MA-04

MA-01

MA-09

MA-10

MA-18

MA-17

Depósito de RelavesRumichaca

Rio Carahuacra

Rio Pomacocha

Rio R

umichaca

Campamento Estancia

Campamento Túnel

Túnel VICTORIA

Planta ConcentradoraLA VICTORIA

Hotel Staff

Planta de NeutralizaciónDINAMICA

Rio Chumpe


49

3.1.1 Técnicas De Muestreo

3.1.1.1 Preparación para el monitoreo

Para el muestreo de campo es necesariorealizar un reconocimiento de todos losmateriales a llevar, empezando por losrecipientes de muestreo, rotulados y

ordenados según la ubicación del punto demonitoreo; y además manteniendo siempre el

área limpia destinada para tal fin. Estosequipos son:

Río Carahuacra

MinaCarahuacra

Planta Victoria76 l/s

Min

eral

Concentrado dePb, Zn

Depósito de RelaveRumichaca

Río Yauli

Agu

a de

Min

a34

8,95

l/s

Agua deSuperficieRiachueloChumpe

Relavefino41,4 l/s

Agu

a de

Min

a 43

,3 l/

s

TúnelVictoriaNv. 300

Mineral MinaSan Cristóbal

Bombeo Nv450

Planta deTratamientode Agua

1.

2.

3.

MA-09

RíoRumichaca

Río Pomacocha

MA-01

MA-17

MA-03

Cochas deEmergencia

Relave

43,3 l/s

49,78 l/s

297,

27 l/

s

32,7 l/s32,7 l/s

1,9

l/s

l

32,7

l/s

MA-10

MA-19

MA-18

Alcance:1. Mina2. Planta Concentradora3. Dpto. Medio Ambiente (ITR Para el Monitoreo de calidad de Agua Industrial y Residual)

MA- Estación de Monitoreo

NOTA - Las líneas cortadas señalan instalaciones próximas a poner en marcha.


50

Potenciómetro para medir el pH de lamuestra.

Caudalímetro para medir el caudal. Hojas de papel para registrar los cálculos. Mapas de ubicación del punto de

monitoreo y pases requeridos para teneracceso al área restringida.

Recipiente de muestreo debidamenterotulado, bolsas plásticas, guante s,marcadores aprueba de agua.

Agua destilada y recipientes limpios paramediciones de campo y soluciones buffer

Equipo de tomas exteriores incluyendomuestreadores, botas, sogas, estacas y/ocintas de referencia para marcarestaciones o temporales y caja deherramientas.

3.1.1.2 Metodología de muestreo y preservación de

muestras de agua: Recipientes para muestras de

agua y preservación :

Mayormente el tipo de frasco que seemplea es de polietileno de 1 l, ½ l;


51

muchas veces son usadas también los devidrio.

Los volúmenes de muestra requerida paralos análisis químicos son diferentes. Esdecir depende del tipo de análisis que serequiere

Un recipiente de 500 ml. (polietileno) demuestra no filtrada, no preservada, para elanálisis de TSS (total de sólidos ensuspensión).

Un recipiente de 1 l (polietileno) demuestra, filtrada, no preservada con HNO 3

(3 ml/l), para el análisis de metalespesados disueltos (Cu, Fe, Pb, Zn, As).

Un recipiente de 1 l (polietileno) demuestra no filtrada, preservada con NaOH(2-3 pastillas/l de muestra), para el análisisde cianuro total.

Un recipiente de un litro (vidrio), demuestra no filtrada para análisis decoliformes totales y fecales.

Dos recipientes de un litro cada uno(vidrio) de muestra no filtrada para análisisde aceites y grasas.

Un recipiente de 250 ml (vidrio ámbar) demuestra no filtrada para análisis de DBO.


52

Tabla Nº 02-III: Recipientes Y Preservación De MuestrasParámetros Recipiente Procedimiento

De LavadoPreservación

Química,Temperatura

AlmacenamientoMáximo

Metalestotales

500 mlpolietileno

Lavado acido pH menor que 2con HNO3, 4 ºC

6 meses

Metalesdisueltos

1 litro Lavado acido pH menor que 2con HNO3.

6 meses

Cianurototal

1 litro Lavado acido pH menor que 2con NaOH.

6 meses

Fuente: Resumen de procedimientos, laboratorio de análisis instrumental MarhTunel

Lavado con ácido de los frascos: Seenjuaga 3 veces con agua corriente limpiafiltrada o agua destilada, después enjuagaruna vez con acido crómico, luego enjuagartres veces con agua, una vez con acidonítrico y finalmente con agua destilada, losfrascos pueden emplearse de 2 a 3 vecesluego deben ser reemplazados por otros .

3.1.1.3 Toma de muestras:

La topografía lugar de colección, tipo demuestra y las condiciones del clima

determinaron los procedimientos específicospara nuestra estación de muestreo en

general.Para los análisis de metales pesados

disueltos, cianuro total y TSS a toma de


53

muestra se realiza de la siguiente manera;nos ubicamos en la parte céntrica del punto

de monitoreo o sea si era el caso del río en laparte central, luego enjuagamos con esteliquido el frasco e inclusive la tapa; y se

procede a la toma de muestra colocando elfrasco dentro del agua.

En nuestro trabajo la muestra se colectóde manera segura, sin representar un riesgopara el muestreador, si existiera un riesgo

bajo ciertas condiciones, se hubierareubicado el punto de la estacion de

muestreo.

3.1.1.4 Colección de muestras y embalaje:

Las muestras de agua deben serrecolectadas almacenadas y se realiza

seguidamente, el transporte que debe serplanificado para que no exceda el tiempo deretención de la muestra antes del análisis del

laboratorio.El embarque debe ser acondicionado

para asegurar que las muestras no se dañenni se pierda en el camino al laboratorio.

Incluir etiquetas especiales para especificarlos datos de las muestras.

La descripción de la toma de muestrasincluye también a las muestras tomadas

dentro de la planta de neutralización.

3.2 ETAPA 2: PUESTA EN MARCHA DE LA PLANTA DENEUTRALIZACIÓN.

3.2.1. Equipos Adicionales:

Potenciómetro

Caudalímetro


54

Flexómetro.

3.2.2. Procedimiento:

Damos inicio en la sala de preparación de cal la cual se

descarga a través de una malla de 0,05 m x 0,05 m con una

inyección de agua a través de una manguera.

DESCARGA DE CAL

Luego pasa a una molienda, luego a través de un ciclón se

clasifica la parte gruesa que regresa a molerse, mientras que la

pulpa es enviada a un tanque de almacenamiento de 4,86 m X 4,86

m el cual es usado en la planta concentradora que trabaja con 20

toneladas de cal (Bunyah _Tarma) en una guardia de 8 horas.

PREPARACION DE LECHADA DE CALPara dar inicio a la puesta en marcha de la planta de

neutralización incrementamos inicialmente en 5 T el consumo total


55

de cal en la molienda, la cual se hizo descargar a un tanque

agitador de lechada de cal adicional diseñado exclus ivamente

para la planta neutralización de volumen 10,44 m 3.

De acuerdo al volumen del tanque agitador de lechada de cal

se vio conveniente incrementar la cantidad de cal alcanzando las

10 toneladas y así llegamos a un 50 % del volumen del tanque.

TANQUE AGITADOR DE LECHADA DE CAL

Las aguas ácidas que drenan por el túnel Victoria, son

captadas en la bocamina y conducidas a un tanque regulador de

28 m3 de capacidad a través de dos canales paralelos.

El tanque regulador cuenta con una válvula de control cerca

de su base y un tubo de 16” de diámetro de rebose cerca del borde

superior, de modo que el caudal del efluente ácido en exceso

rebosará por dicho tubo hacia la tubería de HDPE de 16” diámetro

que lo conducirá por gravedad hasta la poza de emergencia.


56

TANQUE DISTRIBUIDOR DE AGUA ACIDA

La pulpa de relave de la planta concentradora, sinefectuar molienda adicional, es bombeada para su

clasificación a un nido de ciclones de 12” dediámetro, de donde el relave fino es bombeado a un

cajón de mezcla., donde también ingresa el aguaácida de la mina.

NIDO DE CICLONES

Desde este cajón la mezcla es conducida porgravedad por una tubería de 10” de diámetro hacia eltanque agitador A1 donde tomamos l ecturas de pH

que se encuentran en un rango de 5 -7 , luego abrimosla válvula de dosificación de lechada de cal haciendovariar el flujo de 0-0,2 kg/s de acuerdo a la apertura

de válvula y alimentación de cal.


57

VALVULAS PARA LA DOSIFICACIÓN DE LECHADA DE CAL

Esta pulpa pasa al tanque agitador A2 y A3 parauna mejor homogenización, luego pasa al cuartotanque donde por segunda vez incrementamos la

dosis de cal haciendo variar a la misma cantidad delprimer tanque (agitadores de 12’ X 12’ de altura y

ancho respectivamente).

TANQUE HOMOGENIZADOR

Finalmente la pulpa es transferida a unespesador de 90’ de diámetro.

Las aguas tratadas salen del espesador, con uncontenido de elementos contaminantes que debe ncumplir con las normas de calidad ambiental, para

ser descargadas al curso del río Yauli.


58

DESCARGA DE AGUA TRATADA

El material recuperado es bombeado a laestación de bombeo de relaves para mezclarse

nuevamente con los relaves gruesos (previamenteclasificados para la obtención del relave fino) para su

conducción y disposición final en la cancha deRumichaca.

Durante los casos de emergencia, l as aguasácidas serán acumuladas en la poza de emergenciaque tiene una capacidad de retención de 4,7 horas a350 l/s y en el caso de caudales máximos sobre los515 l/s de agua ácida con 30 l/s en exceso t iene una

capacidad de retención de 55,6 horas.En previsión de mayores flujos futuros de agua

de las minas, se han reservado los espacios físicosen la Planta de Neutralización de forma que se puedaampliar la capacidad de agitación, de sedimentación

y de almacenamiento en la poza de emergencia.Si bien se reduce el potencial de neutralizacióndel relave que se almacena en Rumichaca.

3.3 ETAPA 3: ANALISIS EN EL LABORATORIO .3.3.1Equipos

Tabla Nº 03-III: Equipos

Equipos Marca ModeloEspectrofotómetro de absorción PERKIN AANALYST-100


59

atómica ELMER

Plancha eléctrica

3.3.2 Materiales: Vasos de precipitado de vidrio de 250 ml.

Embudos de vidrio

Papel filtro Nº 42

Matraz Erlemneyer de vidrio de 400 ml.

Tubos de prueba.

Pipetas de 1 y 2 ml.

Fiolas de vidrio de 50 y 100 ml.

Lunas de reloj.

Pinzas para vasos.

Bureta o dosificador de reactivos.

Probetas.

3.3.3 Reactivos: Agua desionizada o agua purificada.

Ácido Clorhídrico (HCl, densidad 1 ,19 g/ml).

Ácido Nítrico (HNO3, densidad 1,4 g/ml).

Solución Estándar de Cu, Pb, Zn, y Fe.

3.3.4 Materia Prima: Agua ácida de mina.

Agua básica de relave.

3.3.5 Procedimiento Experimental: Se Transfirió un volumen de 100 ml de muestra filtrada, bien

mezclada a un vaso de precipitado de 250 ml.

Se añadió 10 ml de HNO3 concentrado. Y se mezclo.


60

Colocamos el vaso de precipitados sobre una plancha caliente

y evaporamos hasta un volumen de 5-10 ml, sin dejar que la

muestra hierva.

Enfriamos el vaso y añadimos mas ácido si fuera necesario.

Se cubrió el vaso con una luna de reloj y se volvió a calentar.

Aumentando la temperatura hasta que ocurra una acción de

reflujo suave.

Se continua hasta la casi sequedad si las muestras eran muy

turbias añadimos mas ácido hasta completar la digestión; lo

cual esta indicado por un residuo blanco o ligeramente

coloreado.

Añadimos 10 ml de HCl concentrado y calentamos

ligeramente el vaso para disolver el residuo.

Lavamos con agua destilada las paredes del vaso y la luna de

reloj.

Enfriamos y enrasamos a 50 ml.

Dejamos que la muestra sedimente un poco para eliminar

materiales insolubles que podrían obstruir el atomizador.

Leímos la muestra en el espectrofotómetro de absorción

Atómica.

3.4 METODOLOGIA.

3.4.1 DETERMINACIÓN DEL TAMAÑO DE MUESTRA.

0,0916 kg de Cal ------------- 1 s.

Densidad lechada de cal (ρ): 1 020 g / l

Gasto de cal: 91,6 g de cal -------------- 1 s.

ρ = m / v 1 020 g / l = 91,6 g / v

v = 0,089 l de lechada de cal.


61

TABA N0 04- IIIRESUMEN DEL TAMAÑO DE MUESTRA DEL

VOLUMEN DE LECHADA DE CAL

VOLUMEN DE LECHADA DE CAL(l)

TIEMPO(s)

0,0892 1

2,676 30

5,352 60

8,028 90

3.4.1.1 DATOS OBTENIDOS, PARA EL DISEÑOEXPERIMENTAL

TABLA N0 05- IIIDATOS DE pH OBTENIDOS DEL MONITOREO


62

HORA pHAgua de minaTúnel Victoria

pHTanque

Nº A1

pHTanqueNº A4

pHDescarga del

espesador

7 a.m. 3,92 5,72 8,20 8,35

8 a.m. 4,57 5,67 8,43 8,78

9 a.m. 4,16 5,8 8,69 8,73

10 a.m. 3,83 5,84 8,48 8,89

11 a.m. 3,75 5,84 8,51 9,05

12 a.m. 3,95 6,12 8,82 9,10

1 p.m. 3,64 6,17 8,44 9,18

2 p.m. 3,71 6,04 8,64 9,15

3 p.m. 3,90 5,88 8,71 9,10

4 p.m. 4,16 5,83 8,69 9,06

5 p.m. 3,96 5,89 8,73 9,05

6 p.m. 4,15 6,40 8,90 9,20

7 p.m. 3,87 5,82 8,71 9,15

8 p.m. 4,30 6,00 8,69 8,98

9 p.m. 3,96 6,05 8,89 8,99

10 p.m. 4,15 5,67 8,61 9,12

11 p.m. 3,93 5,26 8,47 9,10

TABLA N0 06- IIIDATOS OBTENIDOS EN EL TANQUE Nº A1

pHPromedios del

pHPromedios


63

FLUJO DE CAL(l/s)

TIEMPO(s)

primer mes decorrida

del segundomes decorrida

0,089 1 5,30 5,20

8,028 30 5,50 5,35

0,089 60 5,75 5,60

8,028 90 6,00 5,80

TABLA N0 07- IIIDATOS OBTENIDOS EN EL TANQUE Nº A4

FLUJO DE CAL(l/s)

TIEMPO(s)

pHPromedios delprimer mes de

corrida

pHPromedios

del segundomes decorrida

0,089 1 8,40 8,35

2,676 30 8,50 8,45

5,352 60 8,80 8,60

8,025 90 9,20 8,90

TABLA N0 08- IIIDATOS OBTENIDOS EN EL TANQUE ESPESADOR


64

pH

DESCARGA

CANTIDAD DEFLOCULANTE

(kg)% De remoción

de metales% De

remoción demetales

8,35 0,72 41,73 40,57

9,80 0,72 55,83 55,10

8,35 2,8 78,62 78,20

9,80 2,8 82,20 81,00

8,35 0,72 83,30 83,15

9,80 0,72 87,18 86,25

8,35 2,8 88,10 87,80

9,80 2,8 88,30 88,10

TABLA N0 09- IIITAMAÑO DE MUESTRA

TIEMPO DEALIMENTACIÓN

(s)

FLUJO DELECHADA DE

CAL (l/s)

pH

A1

pH

A4

pH

Espesador

NI 1 0,089 5,30 8,40 8,60

NS 90 8,028 6,40 8,90 9,20

Donde: NI (nivel inferior) yNS (nivel superior)De las variables independientes .

3.4.2 DISEÑO EXPERIMENTAL.Para nuestro caso utilizaremos un diseño de 2 2 y 23, puesto

que tenemos como variables independientes: flujo de LC, tiempo


65

de alimentación de LC. La evaluación lo haremos en 2 niveles, es

decir inferior y superior, tratando los datos en el cual se encuentra

nuestro valor óptimo de las pruebas experimentales empíricas

ejecutadas.

3.4.2.1 ANÁLISIS EN EL TANQUE Nº A1:TABLA NO 10 – III

NIVELES DE LAS VARIABLES

NIVELES

- +

FLUJO DE LC (l/s) 0,089 8,028

TIEMPO DE ALIMENTACIÓNDE LECHADA DE CAL (s) 1 90

TABLA NO 11 – IIINIVELES PARA UN DISEÑO 2 2

NO NATURAL CODIFICADO RESPUESTA

FLUJO DE LC(l/s)

TIEMPO(s)

X1 X2 Y1 Y2 Y

1 0,089 1 -1 -1 5,30 5,20 10,50

2 8,028 30 +1 -1 5,50 5,35 10,85

3 0,089 60 -1 +1 5,75 5,60 11,35

4 8,028 90 +1 +1 6,00 5,80 11,80LC = LECHADA DE CAL

TABLA NO 12 – IIIMATRIZ DE VARIABLES INDEPENDIENTES

NO X0 X1 X2 X1X2 Y


66

1 +1 -1 -1 +1 10,50

2 +1 +1 -1 -1 10,85

3 +1 -1 +1 -1 11,35

4 +1 +1 +1 +1 11,80

Hallamos la transpuesta de la matriz X y multiplicamos

por Y:

Hallamos los efectos de las variables independientes,

con la siguiente fórmula:

Donde:

N = Número de pruebas experimentales.

r = Número de réplicas en el diseño.

TABLA NO 13 – III

+1 +1 +1 +1

+1 +1 -1 +1

+1 -1 +1 +1

+1 -1 -1 +1

10,5010,85

11,35

11,80

X

44,5

0,8

1,8

0,1

=

[XT] * [Y](N/2)/r

[XT] * [Y]

=

YXT


67

RESULTADO DE LA MULTIPLICACIÓN DE LOSEFECTOS

[XT] * [Y] 44,5 0,8 1,8 0,1

EFECTOS 11,125 0,2 0,45 0,025

Procedemos a realizar el análisis de varianza para

lo cual hacemos uso del método estadístico del diseño

factorial 2k y de esta manera obtener el valor de Fc , el

cual comparamos con los valores de tablas y saber si las

variables independientes son significativas o no para el

proyecto.

RESUMEN DEL ANVAHaciendo uso del programa MSTAT

Function : FACTORData case no. 1 to 8.

Factorial ANOVA for the factors:Replication (Var 1: repeticiones) with values from 1 to 2Factor A (Var 2: flujo de cal) with values from 1 to 2Factor B (Var 3: tiempo) with values from 1 to 2

Variable 4: pHGrand Mean = 5,563 Grand Sum = 44,500 Total Count = 8

T A B L E O F M E A N S

1 2 3 4 Total-------------------------------------------------------

* 1 * 5,337 21,350* 2 * 5,788 23,150

-------------------------------------------------------* * 1 5,462 21,850* * 2 5,663 22,650

-------------------------------------------------------* 1 1 5,250 10,500* 1 2 5,425 10,850* 2 1 5,675 11,350* 2 2 5,900 11,800

TABLA NO 14 – IIIRESUMEN DEL ANVA

A N A L Y S I S O F V A R I A N C E T A B L E


68

K Degrees of Sum of Mean FValue Source Freedom Squares Square ValueProb-----------------------------------------------------------------------------

2 Factor A 1 0,405 0,405 34,1050,004

4 Factor B 1 0,080 0,080 6,7370,060

6 AB 1 0,001 0,001 0,105-7 Error 4 0,048 0,012

-----------------------------------------------------------------------------Total 7 0.534

Coefficient of Variation: 1,96 %

s_ for means group 2: 0,055 Number of Observations: 4y



MODELO MATEMÁTICO:Hallamos los coeficientes del modelo matemático,

para lo cual utilizamos la siguiente fórmula:

Entonces obtenemos:

b0 = 5,563

b1 = 0,1

b2 = 0,225

b12 = 0,013

b0 = ΣY

(N) * (2)

bxij = EFECTOS

2


69

Por lo tanto, nuestro modelo matemático codificado es:

Hallamos el modelo a escala natural, aplicando la

siguiente fórmula:

X B [X] * [B]

Aplicando el mismo concepto para los cálculos

anteriores, obtenemos:

Y YESTIMADO RESIDUALES(Y - YESTIMADO)

5,30 5,20 0,25 5,05 4,95

5,50 5,35 0,425 0,15 4,925

Y = 0,563 + 0,1X1 + 0,225X2 + 0,013X12

YESTIMADO = [X] * [B]

+1 -1 -1 +1

+1 +1 -1 -1

+1 -1 +1 -1

+1 +1 +1 +1

0,5625

0,1

0,225

0,0125

X

0,25

0,425

0,675

0,9

=


70

5,75 5,60 0,675 5,08 4,925

6,00 5,80 0,9 5,1 4,9

TABLA NO 15 – IIIVALORES DE LOS NIVELES INFERIOR Y SUPERIOR

CRITERIOS Z1 Z2

NIVEL INFERIOR (-) 0,089 1

NIVEL SUPERIOR (+) 8,028 90

CENTRO DISEÑO (Z0) 4,059 45,5

RADIO DISEÑO (ΔZ) 3,969 44,5

RELACIÓN (ξ) 1,022 1,022

Hallamos los coeficientes de Nuestro modelo

matemático a escala natural, teniendo en cuenta los

valores iniciales de nuestro modelo matemático

a0 = 5,56 + 0,1 (1,022) + 0,225 (1,022) = 5,89

a1 = 0,1 / 3,970 = 0,025

a2 = 0,225/ 44,5 = 0,005

Por lo tanto el modelo matemático a escala natural es:

3.4.2.2 ANALISISEN EL TANQUE Nº A4:TABLA NO 16 – III

NIVELES DE VARIABLES

NIVELES

- +

FLUJO DE LC (l/s) 0,089 8,025

TIEMPO DE ALIMENTACION 1 90

Y = 5,89 + 0,025(Z1)+ 0,005(Z2) I


71

DE LECHADA DE CAL (s)



FLUJO DECAL (l/s)

TIEMPO(s)

X1 X2 Y1 Y2 Y

1 0,089 1 -1 -1 8,40 8,35 16,75

2 2,676 30 +1 -1 8,50 8,45 16,95

3 5,352 60 -1 +1 8,80 8,60 17,4

4 8,025 90 +1 +1 9,20 8,90 18,1


NO X0 X1 X2 X1X2 Y

1 +1 -1 -1 +1 16,75

2 +1 +1 -1 -1 16,95

3 +1 -1 +1 -1 17,4

4 +1 +1 +1 +1 18,1

XT Y [XT] * [Y]

=

+1 +1 +1 +1-1 +1 -1 +1-1 -1 +1 +1+1 -1 -1 +1

16,75

16,95

17,4

18,1

X

6,92

0,9

1,18

0,5


72

TABLA NO 19 – IIIRESULTADOS DE LA MULTIPLICACIÓN Y DE EFECTOS

[XT] * [Y] 6,92 0,9 1,8 0,5

EFECTOS 1,73 0,225 0,45 0,125


Function: FACTOR

Data case no. 1 to 8.

Factorial ANOVA for the factors:Replication (Var 1: REPETICIONES) with values from 1 to 2Factor A (Var 2: FLUJO DE CAL) with values from 1 to 2Factor B (Var 3: TIEMPO DE FLUJO DE CAL) with values from

1 to 2

Variable 4: pHGrand Mean = 8,650 Grand Sum = 69,200 Total Count = 8


1 2 3 4 Total-------------------------------------------------------

* 1 * 8,425 33 ,700* 2 * 8,875 35,500

-------------------------------------------------------* * 1 8,538 34,150* * 2 8,762 35,050

-------------------------------------------------------* 1 1 8,375 16,750* 1 2 8,475 16, 950* 2 1 8,700 17, 400* 2 2 9,050 18,100

-------------------------------------------------------TABLA NO 20 – III

RESUMEN DEL ANVA


K Degrees of Sum of Mean FValue Source Freedom Squares Square ValueProb-----------------------------------------------------------------------------

2 Factor A 1 0 ,405 0,405 24,000 0,0084 Factor B 1 0,101 0,101 6,0000

0,0716 AB 1 0,031 0,031 1,852 0,245


73

-7 Error 4 0 ,067 0,017-----------------------------------------------------------------------------

Total 7 0,605-----------------------------------------------------------------------------


s_ for means group 2: 0,065 Number of Observations:4y



MODELO MATEMÁTICO:Hallamos los coeficientes del modelo matemático, para lo

cual utilizamos la siguiente fórmula:

Entonces obtenemos:

b0 = 8,65

b1 = 0,113

b2 = 0,225

b12 = 0,063


b0 = ΣY

(N) * (2)

bxij = EFECTOS

2

Y = 8,65 + 0,113(X1)+ 0,225(X2) + 0,063(X12)


74

Cálculo de Y estimado:

X B [X] * [B]8,3758,4758,588

= 9,05

Y YESTIMADO RESIDUALES(Y - YESTIMADO)

8,40 8,35 8,375 0,05 -0,025

8,50 8,45 8,475 0,025 -0,025

8,80 8,60 8,588 0,212 0,012

9,20 8,90 9,05 0,15 -0,15


CRITERIOS Z1 Z2

NIVEL INFERIOR (-) 0,089 1

NIVEL SUPERIOR (+) 8,025 90

CENTRO DISEÑO (Z0) 4,057 45,5

+1 -1 -1 +1+1 +1 -1 -1+1 -1 +1 -1+1 +1 +1 +1

8,65

0,1125

0,225

0,0625X


75

RADIO DISEÑO (ΔZ) 3,968 44,5

RELACIÓN (ξ) 1,023 1,022

Hallamos los coeficientes de Nuestro modelo

matemático a escala natural, teniendo en cuenta los

valores iniciales de nuestro modelo matemático.

a0 = 8,65 + 0,113 (1,023) + 0,225 (1,023) = 8,765

a1 = 0,113 / 3,968 = 0,028

a2 = 0,225/ 44,5 = 0,005


3.4.2.3 ANÁLISIS EN EL TANQUE ESPESADOR:

TABLA NO 22 – IIINIVELES DE LAS VARIABLES

NIVELES

- +

pH DESCARGA 8,35 9,80

CANTIDAD DEFLOCULANTE (kg) 0,72 2,8

Y = 8,765 + 0,028 (Z1)+ 0,005 (Z2) II


76

TIEMPO DE OPERACIÓN(h) 0,25 1



pH

DESCARGA

CANTID.FLOCU.

(kg)

TIEMPO

(s)

X1 X2 X3 Y1 Y2 Y

1 8,35 0,72 0,25 -1 -1 -1 41,73 40,57 82,3

2 9,80 0,72 0,25 +1 -1 -1 55,83 55,10 110,93

3 8,35 2,8 0,25 -1 +1 -1 78,62 78,20 156,82

4 9,80 2,8 0,25 +1 +1 -1 82,20 81,00 163,20

5 8,35 0,72 1 -1 -1 +1 83,30 83,15 166,45

6 9,80 0,72 1 +1 -1 +1 87,18 86,25 173,43

7 8,35 2,8 1 -1 +1 +1 88,10 87,80 175,90

8 9,80 2,8 1 +1 +1 +1 88,30 88,10 176,40


NO X0 X1 X2 X3 X1X2 X1X3 X2X3 X1X2X3 Y

1 +1 -1 -1 -1 +1 +1 +1 -1 82,3

2 +1 +1 -1 -1 -1 -1 +1 +1 110,93

3 +1 -1 +1 -1 -1 +1 -1 +1 156,82

4 +1 +1 +1 -1 +1 -1 -1 -1 163,2

5 +1 -1 -1 +1 +1 -1 -1 +1 166,45


77

6 +1 +1 -1 +1 -1 +1 -1 -1 173,43

7 +1 -1 +1 +1 -1 -1 +1 -1 175,9

8 +1 +1 +1 +1 +1 +1 +1 +1 176,4

Hallamos la transpuesta de la matriz X y multiplicamos

por Y:

XT Y [XT] * [Y]

Hallamos los efectos de las variables independientes,

con la siguiente fórmula:

Donde:

N = Número de pruebas experimentales.

r = Número de réplicas en el diseño.

TABLA NO 25 – III

+1 +1 +1 +1 +1 +1 +1 +1

-1 +1 -1 +1 -1 +1 -1 +1

-1 -1 +1 +1 -1 -1 +1 +1

-1 -1 -1 -1 +1 +1 +1 +1

+1 -1 -1 +1 +1 -1 -1 +1

+1 -1 +1 -1 -1 +1 -1 +1

+1 +1 -1 -1 -1 -1 +1 +1

-1 +1 +1 -1 +1 -1 -1 +1

82,3

110,93

156,82

163,2

166,45

173,43

175,9

176,4

X

1205,43

42,49

13921

178,93

-28,73

-27,53

-114,3715,77

=

[XT] * [Y](N/2)/r


78

RESULTADO DE LA MULTIPLICACIÓN Y DE LOS EFECT OS

[XT] * [Y] 1205,43 42,49 139,21 178,93 -28,73 -27,53 -114,37 15,77

EFECTOS - 5,311 17,40 22,366 -3,591 -3,441 -14,296 1,971


Function: FACTORData case no. 1 to 16.

Factorial ANOVA for the factors:Replication (Var 1: REPETICIONES) with values from 1 to 2Factor A (Var 2: pH) with values from 1 to 2Factor B (Var 3: CANTIDAD DE FLOCULANTE) with values

from 1 to 2Factor C (Var 4: TIEMPO DE OPERACION) with values from 1

to 2Variable 5: %DE REMOCION DE METALES

Grand Mean = 75,341 Grand Sum = 1 205,450 Total Count = 16


1 2 3 4 5 Total-------------------------------------------------------------

* 1 * * 64,159 513,270* 2 * * 86,523 692,180

-------------------------------------------------------------* * 1 * 66,639 533,110* * 2 * 84,043 672,340

-------------------------------------------------------------* 1 1 * 48,307 193,230* 1 2 * 80,010 320,040* 2 1 * 84,970 339,880* 2 2 * 88,075 352,300

-------------------------------------------------------------* * * 1 72,684 581,470* * * 2 77,998 623,980

------------------------------------------------------------* 1 * 1 59,780 239,120* 1 * 2 68,538 274,150* 2 * 1 85,588 342,350* 2 * 2 87,458 349,830


79

------------------------------------------------------------* * 1 1 62,188 248,750* * 1 2 71,090 284,360* * 2 1 83,180 332,720* * 2 2 84,905 339,620-------------------------------------------------------------

* 1 1 1 41,150 82,300* 1 1 2 55,465 110,930* 1 2 1 78,410 156,820* 1 2 2 81,610 163,220* 2 1 1 83,225 166,450* 2 1 2 86,715 173,430* 2 2 1 87,950 175,900* 2 2 2 88,200 176,400

-------------------------------------------------------------

TABLA NO 26 – IIIRESUMEN DEL ANVA


K Degrees of Sum of MeanFValue Source Freedom Squares SquareValue Prob

2 Factor A 1 2 000,549 2 000,5497018,750 0,000

4 Factor B 1 1 211,562 1 211,5624250,4308 0,000

6 AB 1 817 ,817 817,8172869,085 0,000

8 Factor C 1 112,944 112,44396,232 0,00010 AC 1 47,438 47,438

166,422 0,00012 BC 1 51,516 51,516

180,731 0,00014 ABC 1 15,504 15,504

54,391 0,000-15 Error 8 2,280 0,285-----------------------------------------------------------------------------

Total 15 4 259,611-----------------------------------------------------------------------------




s_ for means group 6: 0,267 Number of Observations: 4


80

ys_ for means group 8: 0,189 Number of Observations: 8y




MODELO MATEMÁTICO:

Hallamos los coeficientes del modelo matemático, para lo

cual utilizamos la siguiente fórmula:

Entonces obtenemos:

b0 = 75,33

b1 = 2,656

b2 = 8,7

b3 = 11,183

b12 = -1,796

b13 = -1,721

b23 = -7,148

b123 = 0,986


b0 = ΣY

(N) * (2)

bxij = EFECTOS

2

Y = 75,33 + 2,656 X1 + 8,7 X2 + 11,83 X3 - 1,796 X12 – 1,721 X13 – 7,148X23 + 0,986 X123


81

Hallamos el modelo a escala natural, aplicando la

siguiente fórmula:

X B [X] * [B]

Aplicando el mismo concepto para los cálculos anteriores,

obtenemos:

Y YESTIMADO RESIDUALES (Y - YESTIMADO)

41,3 40,57 40,493 1,237 0,077

55,83 55,10 54,811 102 0,289

78,62 78,20 77,811 0,809 0,389

82,20 81.00 82,915 -0,715 -1,915

83,30 83,15 83,863 -0,563 -0,713

YESTIMADO = [X] * [B]

+1 -1 -1 -1 +1 +1 +1 -1

+1 +1 -1 -1 -1 -1 +1 +1

+1 -1 +1 -1 -1 +1 -1 +1

+1 +1 +1 -1 +1 -1 -1 -1

+1 -1 -1 +1 +1 -1 -1 +1

+1 +1 -1 +1 -1 +1 -1 -1

+1 -1 +1 +1 -1 -1 +1 -1

+1 +1 +1 +1 +1 +1 +1 +1

40,493

54,811

77,753

82,915

83,863

87,353

88,587

88,837

X

75,33

2,656

8,7

11,83

-1,796

-1,721

-7,148

0,986

=


82

87,18 86,25 87,353 -0,173 -1,103

88,10 87,80 88,587 -0,487 -0,787

88,30 88,10 88,837 -0,537 -0,737


CRITERIOS Z1 Z2 Z3

NIVEL INFERIOR (-) 8,35 0,72 0,25

NIVEL SUPERIOR (+) 9,80 2,8 1

CENTRO DISEÑO (Z0) 9,075 1,76 0,625

RADIO DISEÑO (ΔZ) 0,725 1,04 0,375

RELACIÓN (ξ) 12,52 1,692 1,667

Hallamos los coeficientes de Nuestro modelo matemático

a escala natural, teniendo en cuenta los valores iniciales

de nuestro modelo matemático

a0 = 75,33 – 2,656(12,52) – 8,7 (1,692) – 11,83(1,667) =

7,63

a1 = 2,656 / 0,725 = 3,663

a2 = 8,7 / 1,04 = 8,365

a3 = 11,83 / 0,375 = 31,547


Y = 7,63 + 3,663 (Z1) + 8,365 (Z2) + 31,547 (Z3) III

83

CAPITULO IVPRESENTACION Y DISCUSIÓN DE RES ULTADOS

4.1 RESULTADOS DEL ANÁLISIS EN EL TANQUE Nº A1:

TABLA 01-IV: FLUJO DE LECHADA DE CAL vs. pH EN EL TANQUE NºA1

L

Latablamuestralosdiferentes datos de pH obtenidos mediante la ecuación (I) obtenidos en elanálisis del tanque Nº A1 teniendo como variables independientes el flujo delechada de cal y el tiempo de alimentación.

FLUJO DECAL(kg/s)

TIEMPO (s)1 30 60 90

0,0892 5,897 6,042 6,192 6,342

2,676 5,962 6,107 6,257 6,407

5,352 6,029 6,174 6,324 6,474

8,025 6,096 6,241 6,391 6,541

Capítulo IV. Presentación y Discusión de Resultados Calderón F. y León R.

84

Fig. Nº 01-IV: FLUJO DE LECHADA DE C AL (kg/s) vs. pH EN EL TANQUE Nº A1.

La figura muestra el comportamiento del flujo de lechada de cal y el tiempode alimentación sobre el pH en el tanque Nº A1. A un tiempo de alimentaciónde un segundo y con flujo de lechada de cal igual a 2,676 l/s se observa el pHóptimo de 5,9616 de acuerdo al diseño de la planta de neutralización.4.2 RESULTADOS DEL ANÁLISIS EN EL TANQUE Nº A4:

TABLA Nº 02-IV: FLUJO DE LECHADA DE CAL vs . pH EN ELTANQUE Nº A4.

5.8

5.9

6

6.1

6.2

6.3

6.4

6.5

6.6

0.089 1.089 2.089 3.089 4.089 5.089 6.089 7.089

pH

FLUJO DE LECHADA DE CAL (l/s)

FLUJO DE LECHADA DE CAL(kg/s) vs pH EN EL TANQUE A1

TIEMPO 1sTIEMPO 30 s

TIEMPO 60 s

TIEMPO 90 s


85

FLUJO DECAL (kg/s)

TIEMPO (s)

1 30 60 90

0,0892 8,773 8,920 9,073 9,226

2,676 8,845 8,993 9,146 9,299

5,352 8,920 9,068 9,221 9,374

8,025 8,995 9,143 9,296 9,449

La tabla muestra los diferentes datos de pH obtenidos mediante laecuación (II) obtenidos en el análisis del tanque Nº A4 teniendo como variablesindependientes el flujo de lechada de cal y el tiempo de alimentación.

Fig. Nº 02-IV: FLUJO DE LECHADA DE CAL (kg/s) vs. pH EN ELTANQUE Nº A4


86

La figura muestra el comportamiento del flujo de lechada de cal y eltiempo de alimentación sobre el pH en el tanque Nº A4. A un tiempo dealimentación de 1 segundo y con flujo de lechada de cal igual a 0,089 l/s seobserva el pH óptimo de 8,77 de acuerdo al diseño de la planta deneutralización.

4.3 RESULTADO DEL ANÁLISIS EN EL TANQUE ESPESADOR:TABLA Nº 03-IV: CANTIDAD DE FLOCULANTE (kg) vs. % REMOCION

DE METALES PESADOS A UN pH DE 8 ,35.

8.7

8.8

8.9

9

9.1

9.2

9.3

9.4

9.5

0.0892 2.0892 4.0892 6.0892

pH

FLUJO DE LECHADA DE CAL (l/s)

FLUJO DE LECHADA DE CAL (kg/s) vs pH EN EL TANQUE A4

TIEMPO 1sTIEMPO 30sTIEMPO 60sTIEMPO 90s


87

Latablamuestra

Latablamuestralosdiferentesdatos de% deremocióndemetalesobtenidos mediante la ecuación (III) obtenidos en el análisis del tanque espesador,teniendo como variables independientes el tiempo de alimentación de floculantey gasto de floculante con un pH constante de 8,35.

Fig. Nº 03-IV: CANTIDAD DE FLOCULANTE (kg) vs. % DE REMOCIONDE METALES PESADOS A UN pH DE 8 ,35.

FLOCULANTE (kg)

TIEMPO (Horas)

0,25 0,5 0,75 1

0,72 52,126 60,012 67,899 75,786

1 54,468 62,356 70,241 78,128

1,5 58,650 66,537 74,424 82,311

2,5 67,015 74,902 82,789 90,676


88

La figura muestra el comportamiento de la cantidad de floculante y tiempode operación sobre el porcentaje de remoción a un pH de 8,35, tomado estevalor el mínimo que se presento en el tanque espes ador en las corridasrealizadas (tabla Nº 08-III). Siendo el % óptimo de remoción de metales 90,6756a un tiempo de 1 hora con un gasto de floculante de 2,5 kg.

TABLA Nº 04-IV: CANTIDAD DE FLOCULANTE (kg) vs. % DEREMOCION DE METALES PESADOS A UN pH DE9,8.

FLOCULANTE (kg) TIEMPO (Horas)

24

29

34

39

44

49

54

59

64

69

74

79

84

89

94

99

0.72 1.22 1.72 2.22

% REMOCION DE METALES PESADOS

CANTIDAD DE FLOCULANTE (kg)

CANTIDAD DE FLOCULANTE (kg) vs. % DE REMOCION DE METALESPESADOS A UN pH DE 8,35

TIEMPO0.25 h

TIEMPO0.5 h

TIEMPO0.75 h

TIEMPO 1h


89

0,25 0,5 0,75 1

0,72 57,437 65,324 73,210 81,097

1 59,779 67,666 75,553 83,439

1,5 63,962 71,848 79,735 87,622

2,5 72,327 80,213 88,100 95,987

La tabla muestra los diferentes datos de % de remoción de metalesobtenidos mediante la ecuación (III) obtenidos en el análisis del tanqueespesador, teniendo como variables independientes el tiempo de alimentaciónde floculante y gasto de floculante con un pH constante de 9,8.

Fig. Nº 04-IV: CANTIDAD DE FLOCULANTE (kg) vs. % DE REMOCIONDE METALES PESADOS A UN pH DE 9,8.


90

La figura muestra el comportamiento de la cantidad de floculante y tiempode operación sobre el porcentaje de remoción a un pH de 9,8, tomado estevalor del máximo que se presento en el tan que espesador en las corridasrealizadas. Siendo el % óptimo de remoción de metales 95,9869 a un tiempo de1 hora con un gasto de floculante de 2,5 kg.

TABLA Nº 05-IV: TIEMPO DE OPERACIÓN (h) vs. % DE REMOCION DEMETALES A UN pH 8,35.

TIEMPO(Horas) CANTIDAD DE FLOCULANTE (kg)

24

29

34

39

44

49

54

59

64

69

74

79

84

89

94

99

0.72 1.22 1.72 2.22

% REMOCION DE METALES PESADOS


CANTIDAD DE FLOCULANTE (kg) vs. % DE REMOCION DE METALES PESADOSA UN pH DE 9,8.

TIEMPO0.25 h

TIEMPO0.5 h

TIEMPO0.75 h

TIEMPO 1h


91

0,72 1 1,5 2,8

0,25 52,126 54,468 58,650 69,525

0,5 60,012 62,355 66,537 77,412

0,75 67,.899 70,241 74,424 85,298

1 75,786 78,128 82,311 93,185

La tabla muestra los diferentes datos de % de remoción de metalesobtenidos mediante la ecuación (III) obtenidos en el análisis del tanqueespesador, teniendo como variables independientes el tiempo de operación y elgasto de floculante con un pH constante de 8,35.

Fig. Nº 05-IV: TIEMPO DE OPERACIÓN (h) vs. % DE REMOCION DEMETALES A UN pH 8,35


92

La figura muestra el comportamiento del tiempo de operación y la cantidadde floculante sobre el porcentaje de remoción de metales a un pH de 8 ,35,tomado este valor el mínimo que se presento en el tanque espesador en lascorridas realizadas (tabla Nº 08-III). Siendo el % óptimo de remoción demetales 93,18505 a un tiempo de 1 hora con un gasto de floculante de 2,8 kg.

TABLA Nº 06-IV: TIEMPO DE OPERACIÓN (h) vs. % DEREMOCION DE METALES A UN pH 9,8.

45

50

55

60

65

70

75

80

85

90

95

0.25 0.45 0.65 0.85

% DE REMOCION DE METALES

TIEMPO DE OPERACIÓN (h)

TIEMPODE OPERACION (h) vs.% DE REMOCION DE METALES A UN pHde 8,35

CANTIDAD DEFLOCULANTE0.72 kg

CANTIDAD DEFLOCULANTE 1kg

CANTIDAD DEFLOCULANTE 1.5kg

CANTIDAD DEFLOCULANTE 2.8kg


93

TIEMPO(Horas)


0,72 1 1,5 2,8

0,25 57,437 59,779 63,962 74,836

0,5 65,324 67,.666 71,848 82,723

0,75 73,210 75,553 79,735 90,610

1 81,097 83,439 87,622 98,496

La tabla muestra los diferentes datos de % de remoción de metalesobtenidos mediante la ecuación (III) obtenidos en el análisis del tanqueespesador, teniendo como variables independientes el tiempo de operación y elgasto de floculante con un pH constante de 9,8.

Fig. Nº 06-IV: TIEMPO DE OPERACIÓN vs. % DE REMOCIONDE METALES A UN pH 9,8


94

La figura muestra el comportamiento del tiempo de operación y la cantidadde floculante sobre el porcentaje de remoción de metales a un pH de 9,8,tomado este valor del máximo que se presento en el tanque espesador en lascorridas realizadas. Siendo el % óptimo de remoción de metales 98,496 a untiempo de 1 hora con un gasto de floculante de 2,8 kg.

TABLA Nº 07-IV: pH vs. % DE REMOCION DE METALES A UNTIEMPO DE 0,25 HORAS.

pH CANTIDAD DE FLOCULANTE (kg)

45

50

55

60

65

70

75

80

85

90

95

0.25 0.45 0.65 0.85



TIEMPO DE OPERACION (h) vs.% DE REMOCION DE METALES A UN pHde 8,35

CANTIDAD DEFLOCULANTE0,72 kg

CANTIDAD DEFLOCULANTE 1kg

CANTIDAD DEFLOCULANTE 1,5kg

CANTIDAD DEFLOCULANTE 2,8kg


95

0,72 1 1,5 2,8

8,35 52,127 54,468 58,650 69,525

9,8 57,437 59,779 63,962 74,836

La tabla muestra los diferentes datos de % de remoción de metalesobtenidos mediante la ecuación (III) obtenidos en el análisis del tanqueespesador, teniendo como variables independientes el pH y el gasto defloculante con un tiempo de operación constante de 0,25 horas.

Fig. Nº07-IV: pH vs. % DE REMOCION DE METALES A UNTIEMPO DE 0,25 HORAS.


96

La figura muestra el efecto del pH mínimo - máximo y la cantidad defloculante sobre el porcentaje de remoción de metales a un tiempo de 0,25horas. Siendo el % óptimo de remoción de metales 74,836 a un pH de 9,8 y ungasto de floculante de 2,8 kg.


pH CANTIDAD DE FLOCULANTE (kg)

50

53

56

59

62

65

68

71

74

8.35 8.55 8.75 8.95 9.15 9.35 9.55 9.75

% DE REMOCIONDE METALES PESADOS

pH

pH vs. % DE REMOCION DE METALES PESADOS A UN TIEMPO DE 0,25 h.

CANTD.FLOCU.0,72 kgCANTD.FLOCU. 1kgCANTD.FLOCU.1,5 kgCANTD.FLOCU.2,8 kg


97

0,72 1 1,5 2,8

8,35 60,012 62,355 66,537 77,412

9,8 65,324 67,666 71,848 82,723

La tabla muestra los diferentes datos de % de remoción de metalesobtenidos mediante la ecuación (III) obtenidos en el análisis del tanqueespesador, teniendo como variables independientes el pH y el gasto defloculante con un tiempo constante de 0,5 horas.

Fig. Nº 08-IV: pH vs. % DE REMOCION DE METALES A UNTIEMPO DE 0,5 HORAS.


98

La figura muestra el efecto del pH mínimo - máximo y la cantidad defloculante sobre el porcentaje de remoción de metales a un tiempo de 0,5 horas.Siendo el % óptimo de remoción de metales 82,723 a un pH de 9,8 y un gastode floculante de 2,8 kg.


50

53

56

59

62

65

68

71

74

77

80

83

8.35 8.55 8.75 8.95 9.15 9.35 9.55 9.75

%DE REMOCION DE METALES PESADOS

pH

pH vs. % DE REMOCION DE METALES PESADOSA UN TIEMPO DE 0,5 h.

CANTD.FLOCU.0,72 kgCANTD.FLOCU. 1kgCANTD.FLOCU. 1,5kgCANTD.FLOCU.2,8kg


99

pH


0,72 1 1,5 2,8

8,35 67,899 70,241 74,424 85,298

9,8 73,210 75,553 79,735 90,610


Fig. Nº09-IV: pH vs. % DE REMOCION DE METALES A UNTIEMPO DE 0,75 HORAS


100

La figura muestra el efecto del pH mínimo - máximo y la cantidad defloculante sobre el porcentaje de remoción de metales a un tiempo de 0,75horas. Siendo el % óptimo de remoción de metales 90,60965 a un pH de 9,8 yun gasto de floculante de 2,8 kg.

TABLA Nº 10-IV: pH vs. % DE REMOCION DE METALES A UNTIEMPO DE 1 HORA.

60

63

66

69

72

75

78

81

84

87

90

8.35 8.85 9.35

%DE REMOCIONDE METALES PESADOS

pH

pH vs. % DE REMOCION DE METALES PESADOS A UN TIEMPO DE 0,75 h.

CANTD. FLOCU.0,72 kg

CANTD. FLOCU. 1kg

CANTD. FLOCU. 1,5kg

CANTD. FLOCU.2,8kg


101

pH


0,72 1 1,5 2 ,8

8,35 75,786 78,128 82,311 93,185

9,8 81,097 83,439 87,622 98,496

La tabla muestra los diferentes datos de % de remoción de metalesobtenidos mediante la ecuación (III) obtenidos en el análisis del tanqueespesador, teniendo como variables independientes el pH y el gasto defloculante con un tiempo constante de 1 hora.

Fig. Nº 10-IV: pH vs. % DE REMOCION DE METALES A UNTIEMPO DE 1 HORA.


102

La figura muestra el efecto del pH mínimo - máximo y la cantidad defloculante sobre el porcentaje de remoción de metales a un tiempo de 1hora.Siendo el % óptimo de remoción de metales 98,496 a un pH de 9,8 y un gastode floculante de 2,8 kg.

TABLA Nº 11-IV: pH vs. % DE REMOCION DE METALES A UNTIEMPO DE 1,25 HORAS

60

63

66

69

72

75

78

81

84

87

90

93

96

99

8.35 8.85 9.35


pH

pH vs. % DE REMOCION DE METALES PESADOS A UN TIEMPO DE 1 h.

CANTD. FLOCU.0,72 kgCANTD. FLOCU. 1kgCANTD. FLOCU.1,5 kgCANTD.FLOCU.2,8 kg


103

pH


0,72 1 1,5 2,8

8,35 83,673 86,0149 90,197 101,072

9,8 88,984 91,326 95,509 106,383


Fig. Nº11-IV: pH vs. % DE REMOCION DE METALES A UNTIEMPO DE 1,25 HORAS.


104

La figura muestra el efecto del pH mínimo - máximo y la cantidad defloculante sobre el porcentaje de remoción de metales a un tiempo de 1,25horas. Siendo el % óptimo de remoción de metales 95,509 a un pH de 9,8 y ungasto de floculante de 1,5 kg.

TABLA Nº 12-IV: TIEMPO DE OPERACIÓN (h) vs. % DEREMOCION DE METALES PESADOS, CON0,72 kg DE FLOCULANTE

TIEMPO (Horas) pH

60

63

66

69

72

75

78

81

84

87

90

93

96

99

102

105

108

8.35 8.55 8.75 8.95 9.15 9.35 9.55 9.75


pH

pH vs. % DE REMOCION DE METALES PESADOS A UN TIEMPO DE 1,25 hs

CANTD.FLOCU.0,72kg

CANTD.FLOCU.1kg

CANTD.FLOCU.1,5 kg

CANTD.FLOCU.2,8 kg


105

8,35 9,8

0,25 52,126 57,437

0,5 60,012 65,324

0,75 67,899 73,210

1 75,786 81,097

La tabla muestra los diferentes datos de % de remoción de metalesobtenidos mediante la ecuación (III) obtenidos en el análisis del tanqueespesador, teniendo como variables independientes el tiempo de operación y elpH con un gasto de floculante constante de 0,72 kg.

Fig. Nº 12-IV: TIEMPO DE OPERACIÓN (h) vs. % DE REMOCION DEMETALES PESADOS, CON0,72 kg DE FLOCULANTE


106

La figura muestra el comportamiento del tiempo de operación y el pHmínimo – máximo, sobre el porcentaje de remoción de metales a un gasto defloculante de 0,72 kg. Siendo el % óptimo de remoción de metales 81,097 a unpH de 9,8 y un tiempo de operación de 1 hora.

TABLA Nº 13-IV: TIEMPO DE OPERACIÓN (h) vs. % DEREMOCION DE METALES PESADOS, CON 1kg DE FLOCULANTE.

40

45

50

55

60

65

70

75

80

0.25 0.45 0.65 0.85



TIEMPO DE OPERACIÓN (h) vs.% DE REMOCION DE METALES

pH=8,35

pH=9,8


107

TIEMPO (Horas)

pH

8,35 9,8

0,25 54,468 59,779

0,5 62,355 67,666

0,75 70,241 75,553

1 78,128 83,439

La tabla muestra los diferentes datos de % de remoción de metalesobtenidos mediante la ecuación (III) obtenidos en el análisis del tanqueespesador, teniendo como variables independientes el tiempo de operación y elpH con un gasto de floculante constante de 1 kg.

Fig. Nº 13-IV: TIEMPO DE OPERACIÓN (h) vs. % DEREMOCION DE METALES PESADOS, CON 1kgDE FLOCULANTE.


108

La figura muestra el comportamiento del tiempo de operación y el pHmínimo – máximo, sobre el porcentaje de remoción de metales a un gasto defloculante de 1 kg. Siendo el % óptimo de remoción de metales 83,440 a un pHde 9,8 y un tiempo de operación de 1 hora.

TABLA Nº 14-IV: TIEMPO DE OPERACIÓN (h) vs. % DEREMOCION DE METALES PESADOS, CON 1,5kg DE FLOCULANTE.

TIEMPO (Horas) pH

40

45

50

55

60

65

70

75

80

85

0.25 0.45 0.65 0.85


TIEMPO DE OPERACION

TIEMPO DE OPERACIÓN (h) vs.% DE REMOCION DE METALES

pH=8,35

pH=9,8


109

8,35 9,8

0,25 58,650 63,962

0,5 66,537 71,848

0,75 74,424 79,735

1 82,311 87,622


Fig. Nº 14-IV: TIEMPO DE OPERACIÓN (h) vs. % DEREMOCION DE METALES PESADOS, CON 1,5kg DE FLOCULANTE.


110


TABLA Nº 15-IV: TIEMPO DE OPERACIÓN (h) vs. % DEREMOCION DE METALES PESADOS, CON 2,8kg DE FLOCULANTE.

TIEMPO (Horas) pH

40

45

50

55

60

65

70

75

80

85

0.25 0.35 0.45 0.55 0.65 0.75 0.85 0.95



TIEMPO DE OPERACIÓN (h) vs.% DE REMOCION DEMETALES

pH=8,35

pH=9,8


111

8,35 9,8

0,25 69,525 74,836

0,5 77,412 82,723

0,75 85,298 90,610

1 93,185 98,496


Fig. Nº 15-IV: TIEMPO DE OPERACIÓN (h) vs. % DEREMOCION DE METALES PESADOS, CON 2,8kg DE FLOCULANTE


112


4.4 CARACTERISTICAS DE LOS EFLUEN TES EN LOS PUNTOS DEMONITOREO

Tabla Nº 16-IV: CARACTERISTICAS DE LOS EFLUENTES EN LOS PUNTOSDE MONITOREO (NOV-04)

CódigoEfluente

Descripción

Inorgánico Físico Elementos disueltos expresados en : mg/l

40

45

50

55

60

65

70

75

80

85

90

95

0.25 0.45 0.65 0.85



TIEMPO DE OPERACIÓN (h) vs. % DE REMOCION DE METALES

pH=8,35

pH=9,8


113

Flujom3/día pH

TSSmg/l Pb Cu Zn Fe As CN

MA-01Rió Yauli antes deoperaciones 25 958,02 8,03 2,30 0,01 0,02 0,08 0,33 0,003 0,037

MA-03

Rió Yauli Aguasdespués deoperaciones 41 778,72 7,299 97,97 0,14 0,14 0,89 3,88 0,001 0,112

MA-04 Boca túnel Victoria 30 239,98 3,24 966,77 1,07 2,20 10,74 85,34 0,001 0,004

MA-06Alimentación derelave fino 4 318,03 11,62 0,00 0,02 0,01 0,04 0,05 0,001 0,005

MA-09Deposito de RelavesRumichaca 5 957,28 7,55 3,15 0,01 0,02 0,03 0,82 0,001 0,198

MA-10Río Rumichaca antesde la Rápida 1 810,94 8,38 3,40 0,01 0,02 0,03 0,02 0,008 0,189

MA-19

Descarga de la Plantade Tratamiento deAguas de Mina 16 480,03 7,99 22,40 0,01 0,015 0,03 0,23 0,001 0,314

NIVEL MÁXIMO PERMISIBLE

5,5-10,5 100 1 2 6 6 1 2

VALORES EN CUALQUIER MOMENTORM-011-96-EM/VMM

LIMITE MÁXIMO PERMISIBLE 0,1 0.5 25 0,2 0,005Fuente: Evaluación laboratorio MARTHUNEL

Tabla Nº 17-IV: CARACTERISTICAS DE LOS EFLUENTES EN LOS PUNTOSDE MONITOREO (DIC-04)

CódigoEfluente

Descripción Inorgánico Físico Elementos disueltos expresados en : mg/l

Flujom3/día pH



114

MA-01Río Yauli antes deoperaciones 11 254,46 8,10 2,00 0,01 0,02 0,08 0,14 0,010 0,005

MA-03

Río Yauli Aguasdespués deoperaciones 39 817,44 8,319 97,41 0,09 0,15 0,44 0,29 0,002 0,061


MA-06Alimentación de relavefino 4 315,01 11,52 0,00 0,02 0,01 0,04 0,035 0,001 0,186



MA-19



5,5-10,5 100 1 2 6 6 1 2

VALORES EN CUALQUIER MOMENTO RM -011-96-EM/VMM

LIMITE MÁXIMO PERMISIBLE 0,1 0,5 25 0,2 0,005Fuente: Evaluación laboratorio MARTHUNEL

Tabla Nº 18-IV: CARACTERISTICAS DE LOS EFLUENTES EN LOS PUNTOSDE MONITOREO (ENR-05)

CódigoEfluente

Descripción Inorgánico Físico Elementos disueltos expresados en : mg/l

Flujom3/día pH



115

MA-01Río Yauli antes deoperaciones cc. 19 653,41 8,56 2,00 0,01 0,02 0,08 0,14 0,010 0,006

MA-03

Río Yauli Aguasdespués deoperaciones cc. 36 596,45 8,525 21,30 0,01 0,13 0,03 0,18 0,003 0,302


MA-06Alimentación de relavefino 4 328,03 11,36 0,00 0,02 0,01 0,04 0,04 0,001 0,221



MA-19



5,5-10,5 100 1 2 6 6 1 2

VALORES EN CUALQUIER MOMENTO RM -011-96-EM/VMM

LIMITE MÁXIMO PERMISIBLE 0,1 0,5 25 0,2 0,005Fuente: Evaluación laboratorio MARTHUNEL

Las tablas Nº 16-IV, Nº 17-IV Y Nº 18-IV; presentan los resultados enlos diferentes puntos de monitoreo, en los cuales se determinaron y evaluaronel pH y las concentraciones de metales pesados antes y después deoperaciones minero-metalúrgicas.

CONCLUCIONES Calderón F. León R.

117

CONCLUSIONES

Se evaluó y optimizo los parámetros (pH, flujo de lechada de cal,

tiempo de alimentación de lechada de cal, cantidad de floculante y

porcentaje de remoción de metales), de la puesta en funcionamiento de la

planta de neutralización. A través del método factorial se logro encontrar

los parámetros óptimos mediante los modelos matemáticos siguientes:

Y = 5,89 + 0,025(Z1)+ 0,005(Z2)

Y = 8,765 + 0,0282 (Z1)+ 0,0051 (Z2)

Y = 7,63 + 3,663 (Z1) + 8,365 (Z2) + 31,547 (Z3)

Se determinó y evaluó el pH y la concentración de metales pesados

en un periodo de de 3 meses (Nov, Dic Y Enr), en el bimestre se evaluó 2

veces por semana y en el último mes, 1 vez por semana para verificación

de la evaluación, obteniéndose los siguientes promedios:

EVALUACION pH Pb(mg/l)

Cu(mg/l)

Zn(mg/l)

Fe(mg/l)

Antes deoperaciones deneutralización

8,047 0,08 0,14 0,45 1,45

Después deoperaciones deneutralización

8,89 0,01 0,011 0,03 0,2

Se concluye que se logró precipitar los metales regulados presentes

hasta concentraciones por debajo del límite Máximo Permisible (LMP)

establecido por la ley.

RECOMENDACIONES Calderón F. León R.

118

Se determinó que el pH óptimo en el tanque Nº A1 es 5,9616 y en el

tanque Nº A4 es 8,7725.´

Se determinó la dosis de lechada de cal en el tanque Nº A1igual a

2,676 l/s y en el tanque Nº A4 de 0,0892 l/s. De acuerdo a los valores de

pH considerados en el diseño de planta.

El porcentaje de metales pesados de acuerdo a las tablas de

optimización es de 98,4964%, a partir de las variables óptimas de 2,8 kg

de floculante en 1h de operación y a un pH de 9,8.

BIBLIOGRAFIA Calderón F. León R.

119

RECOMENDACIONES

Adecuada combinación de flujos en volumen y oportunidad de pulpa

de relaves y de efluente ácido para reducir el requerimiento de

material anticorrosivo y prolongar el uso de material simple

empleado.

Maximizar la flexibilidad de la operación teniendo en cuenta la

variabilidad estacional del caudal del efluente ácido.

Selección de instrumentación adecuada para un mejor control de los

parámetros del proceso.

Futura automatización del proceso.

Selección y adquisición de equipos basado en el criterio anterior

como: un controlador automático de pH, medidor/ transmisor de pH,

medidor transmisor de flujo, control automático de nivel d e liquido,

válvula automática y otros. La ubicación de los equipos mencionados

son de acuerdo a las necesidades requeridas en el transcurso de los

fluidos y como parte de la optimización de este trabajo sugerimos

dicha ubicación en el plano Nº 02.

Minimizar la inversión en la adquisición de equipos principales para

la automatización e instalaciones auxiliares sin afectar el

rendimiento ni la flexibilidad de la operación.

Control adecuado de la dosificación y calidad de la solución de

floculante para asegurar un consumo reducido y buena separación

sólido-liquido.


120


121

BIBLIOGRAFIA

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20074707

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