Proyecto Valentines - Estudio de Impacto AmbientalMinera Aratirí – Roca Mineralícela y Colas...

Minera Aratirí, Zamin Resources, Uruguay Roca Mineralífera y Colas Evaluación de Cargas y Geoquímica Informe preparado para: Minera Aratirí, Zamin Resources Juncal 1385 Piso 15 Montevideo, Uruguay Informe preparado por: EcoMetrix Incorporated 6800 Campobello Road Mississauga, Ontario Canada. L5N 2L8 Ref. 11-1833 Septiembre de 2011

Minera Aratirí, Zamin Resources, Uruguay Roca Mineralífera y Colas Evaluación de Cargas y Geoquímica

Michael Venhuis, M.Sc., P.Geo. Asóciate EcoMetrix Incorporated 6800 Campobello Road, Mississauga, Ontario. Canada. L5N 2L8 Telephone: 905-794-2325, ext. 237 Fax: 905-794-2338 Email: [email protected] Copyright 2011

Minera Aratirí – Roca Mineralícela y Colas Evaluación de Cargas y Geoquímica Índice

Ref. 11-1833 Septiembre de 2011 i

ÍNDICE

1.0 INTRODUCCIÓN ............................................................................................... 1.1

2.0 RESULTADOS DEL BALANCE ÁCIDO-BASE ................................................ 2.1

3.0 EVALUACIÓN DE CARGAS ............................................................................. 3.1 3.1 Índices de carga estimados ............................................................................... 3.1 3.2 Cargas proyectadas de la roca mineralífera ...................................................... 3.4 3.3 Cargas proyectadas de las colas ....................................................................... 3.7 3.4 Cargas proyectadas provenientes de la pila de acopio de mineral .................... 3.9 3.5 Cargas proyectadas en las lagunas de las minas provenientes de

los escombros .................................................................................................. 3.10 3.6 Cargas provenientes del agua de retorno de los lodos de

concentrado ..................................................................................................... 3.11

4.0 TRATAMIENTO DEL AGUA ............................................................................. 4.1

5.0 El CAMINO A SEGUIR ...................................................................................... 5.1

6.0 REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS ................................................................. 6.1

FIGURAS

ANEXO

Minera Aratirí – Roca Mineralícela y Colas Evaluación de Cargas y Geoquímica Índice

Ref. 11-1833 Septiembre de 2011 ii

LISTADO DE TABLAS Tabla 1-1: Resumen del contenido de Metal y Ácido-Base Presente en

Residuos de Muestras de Roca ........................................................... 1.3 Tabla 1-2: Resumen de las muestras compuestas de las celdas de

humedad .............................................................................................. 1.4 Tabla 3-1: Resumen de las Tasas de Carga de Laboratorio (mg/kg/wk)

Derivados de las Pruebas de Celda Humeda ...................................... 3.2 Tabla 3-2: Resumen de las Tasas Ajustadas de Carga de Campo

(mg/kg/wk) ........................................................................................... 3.4 Tabla 3-3: Masa Proyectada y Tipo de Roca de Mina en los Acopios .................. 3.5 Tabla 3-4: Resumen Sobre las Predicciones de Constituyentes de

Cargas Anuales Proveniente de los Acopios de los Residuos de Roca (kg/a) ..................................................................................... 3.5

Tabla 3-5: Resumen Sobre las Predicciones de las Concentraciones del Agua Capilar a la Base de los Acopios de Roca Minera (kg/a) .......... 3.6

Tabla 3-6: Resumen Sobre las Predicciones de la Composición Química del Agua de Escorrentía Proveniente de las Colas (mg/L) .................. 3.8

Tabla 3-7: Resumen Sobre las Predicciones de las Tasas de Carga y Constituyentes de Cargas Proveniente de los Acopios del Mineral ................................................................................................. 3.9

Tabla 3-8: Resumen de las Predicciones sobre los Constituyentes de las Cargas Anuales Provenientes de los Escombros en las Minas (kg/a) .................................................................................................. 3.10

Tabla 3-9: Resumen de la Prueba de Lixiviado de 72 hr Para el Lodo Concentrado ...................................................................................... 3.12

Tabla 3-10: Resumen de las Predicciones de los Constituyentes de las Cargas Anuales Provenientes de los Lodos Concentrados (Kg/a) ................................................................................................. 3.13

Tabla 4-1: Ejemplos de concentraciones de constituyentes selectos en efluentes tratados ................................................................................ 4.2

Minera Aratirí – Roca Mineralícela y Colas Evaluación de Cargas y Geoquímica Sección 1.0 – Introducción

Ref. 11-1833 Septiembre de 2011 1.1

1.0 INTRODUCCI ÓN EcoMetrix Incorporated (EcoMetrix) fue contratada por Zamin Resources, Minera Aratirí (ZMA) con el objeto de brindar una revisión y evaluación del trabajo sobre Drenaje Ácido de Roca (ARD) realizado para el proyecto de Minera Aratirí y ofrecer recomendaciones, en su caso, respecto del camino a seguir para avanzar con la evaluación a fin de obtener la aprobación del proyecto por parte de la DINAMA. La evaluación del ARD se encuentra descripta en el siguiente informe:

Minera Zamin Ferrous Aratirí, Proyecto Valentines, Estudio De Caracterización Geoquímica. Elaborado por Ausenco Vector en abril de 2011. Anexo I-D Estudio de Drenaje Acido de Roca.pdf.

La investigación sobre ARD comprendió un análisis de los siguientes aspectos:

Análisis del balance ácido-base (ABA), incluido el potencial de neutralización (NP), el contenido de azufre y el potencial de generación de ácido (AP), sobre un total de 64 muestras. Cincuenta y cuatro muestras testigo representaban roca mineralífera, 9 muestras testigo correspondían a material de las paredes del tajo y 1 muestra de las pruebas metalúrgicas representaba las colas;

Análisis del contenido de metal en 9 de las muestras de roca con potencial mineralífero y del material de colas;

Pruebas de lixiviación con el método de Precipitación Sintético (Synthetic Precipitation Leaching Procedure, SPLP) en 11 muestras de roca con potencial mineralífero;

Análisis de roca entera sobre 13 muestras de material de roca con potencial mineralífero;

Evaluación petrográfica de mineralogía en 10 muestras;

Análisis Rietveldt XRD en 5 muestras de roca con potencial mineralífero; y,

Evaluación cinética mediante ensayos de celdas de humedad en 5 muestras compuestas de roca con potencial mineralífero y 1 muestra de colas. Las muestras compuestas se prepararon de tal manera que fueran representativas de los tres principales tipos de roca: Andesita (AND), Feldespato volcanogénico (VFR), Roca andesítica volcanogénica (VFA) y material de formación de hierro bandeado localmente denominada Valentinesita (VAL) – el material de roca mineralizada.

En el informe de Ausenco Vector (2011) se proporcionan detalles sobre los análisis del ARD, que no se reproducen aquí. En la Tabla 1-1 se presenta una síntesis de los principales resultados correspondientes al ABA y las principales concentraciones de los



componentes de las muestras sólidas. Se realizó una evaluación cinética por medio de ensayos de celdas de humedad en muestras compuestas de los materiales de AND, VFR y VAL, tal como se indica en la Tabla 1-2. Las concentraciones de COPC en el lixiviado obtenido de los ensayos de celdas de humedad se presentan en función del tiempo en la Figura 1 con respecto al material de roca mineralífera y en la Figura 2 con respecto a las colas.

Los resultados del ABA proporcionan una base a partir de la cual se puede evaluar el riesgo de generación de ácido en los materiales de desecho de la mina, en caso de almacenarse en pilas sobre el terreno. Los ensayos de humedad brindan resultados cuantitativos que pueden servir para estimar la calidad del agua que entra en contacto con los materiales de desecho como consecuencia de las precipitaciones e infiltraciones a través de la roca o de las colas. Dichos resultados ofrecen un punto de partida para evaluar las implicaciones para la calidad del agua en el drenaje de las distintas instalaciones de desechos que se describen a continuación. Las cargas de los constituyentes de posible preocupación (COPC) provenientes de los distintos componentes de la mina e instalaciones tales como pilas de rocas, minas, colas y la pila operativa de mineral fueron evaluados para aportar datos de entrada para el modelo de calidad de agua del lugar sobre el que se informa en un documento separado.



Tabla 1-1: Resumen del contenido de Metal y Ácido-Base Presente en Residuos de Muestras de Roca

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Tabla 1-2: Resumen de las muestras compuestas de las celdas de humedad

Celda de Humendad ID Mina/Acopio Litología Núcleo de la

Muestra ID

% del Núcleo de la Muestra en la Celda

Húmeda compuesta

HC-1 Las Palmas AND 1029455 50.0

1029452 50.0

HC-2 Las Palmas VFR

1029448 44.6

1029464 44.6

1029462 10.8

HC-3 Uria VFR

1029402 49.0

1029434 6.3

1029423 44.7

HC-4 Uria AND 1029424 33.0

1029410 67.0

HC-5 Uria VFA 1029409 100.0

HC-6 Colas Colas 100.0

Minera Aratirí – Roca Mineralícela y Colas Evaluación de Cargas y Geoquímica Sección 2.0 – Resultados del Balance Acido-Base


2.0 RESULTADOS DEL BALANCE ÁCIDO-BASE Los resultados del análisis del ABA indican que el material de roca mineralífera no es generador de ácido, con índices de carbonato-NP/AP que oscilan entre 15 y 70 kg-CaCO3/t. Dichos resultados están respaldados por los análisis de roca entera, que sugieren que el material de roca mineralífera contiene azufre escaso a nulo, con un contenido promedio de sulfuro de 0,03% S. La geología corrobora la escasez de azufre en este yacimiento, que es un depósito de hierro bandeado singular con facies de mineral de pirita o sulfuro. Los bajos índices de carga de sulfato en los ensayos de celdas de humedad avalan esta conclusión.

Minera Aratirí – Roca Mineralícela y Colas Evaluación de Cargas y Geoquímica Sección 3.0 – Evaluación de Cargas


3.0 EVALUACIÓN DE CARGAS Los ensayos de celdas de humedad se utilizan para calcular los índices de carga o la masa de un compuesto químico que se libera de la roca por unidad de tiempo. Estos índices normalmente se expresan como la masa liberada por masa de roca o colas por unidad de tiempo en unidades de mg/kg/semana, debido a los ciclos semanales que siguen los ensayos. Luego, los índices se ajustan para simular las condiciones en el campo, considerando las diferencias en el tamaño de las partículas y la temperatura, entre otros posibles factores. Se realiza un ajuste por granulometría, pues los índices de carga o de lixiviación de los constituyentes de la roca o de las colas dependen de la superficie expuesta de las partículas, la que está directamente relacionada con el tamaño de las partículas. Los índices de lixiviación también se ven afectados por la temperatura; los índices más bajos corresponden a temperaturas más bajas. Los índices de carga ajustados a los valores de campo pueden entonces aplicarse a la masa expuesta de material en una explotación, junto con el balance hídrico correspondiente a la misma, para calcular las concentraciones de los constituyentes de posible preocupación (en inglés, Constituents of Potential Concern, COPC) en el drenaje local o para el balance hídrico en la zona de influencia de una cuenca hidrográfica para estimar las concentraciones. En las siguientes secciones se describen las estimaciones de cargas y las implicancias del riesgo para la calidad del agua que surgen del programa de ensayos de celda de humedad.

Se reconoce que los datos disponibles del programa de ensayos de celdas de humedad resultan limitados para un proyecto de esta magnitud. Se cuenta con datos de cinco (5) ensayos de celdas de humedad que representan roca mineralífera y un ensayo que corresponde a las colas. Por ende, no se pretende que tales resultados sean concluyentes. En cambio, los resultados de los ensayos proporcionan indicios de los posibles resultados para la calidad del agua, y demandarán mayor seguimiento y corroboración o perfeccionamiento de tal manera que brinden confianza en las conclusiones preliminares. Por ello, esta evaluación presenta las conclusiones y luego ofrece recomendaciones respecto del camino a seguir para evaluar a cabalidad los riesgos para la calidad del agua que están asociados con el material de desecho de la mina y para desarrollar planes de manejo según corresponda, para proteger adecuadamente el medio ambiente.

3.1 Índices de carga estimados

Los índices de carga de laboratorio se calcularon utilizando concentraciones de COPC en régimen estacionario, demostradas por el tramo amesetado de la carga de COPC en función del tiempo. Se consideró que la condición de régimen estacionario comenzaba en la semana 10 para los distintos COPC. En los cálculos del índice de carga (Tabla 3-1), se utilizó el índice de carga promedio en laboratorio a partir de la semana 10 y hasta la finalización en la semana 20.



Tabla 3-1: Resumen de las Tasas de Carga de Laboratorio (mg/kg/wk) Derivados de las Pruebas de Celda Humeda

Parámetro HC-1 HC-2 HC-3 HC-4 HC-5 HC-6 Las Palmas Valentines Colas

AND VFR VFR AND VFA Aluminio (Al) 3.88E-02 3.41E-02 5.40E-02 3.96E-02 4.20E-02 3.69E-02

Antimonio (Sb) 1.81E-05 7.80E-05 1.76E-05 9.72E-06 1.39E-05 2.36E-04

Arsenico (As) 1.13E-04 2.06E-04 4.84E-04 4.93E-04 1.28E-04 1.19E-02

Boro (B) 1.22E-02 1.21E-02 1.22E-02 1.22E-02 1.86E-02 1.22E-02

Cadmio (Cd) 1.90E-06 1.57E-06 1.67E-06 1.39E-06 1.86E-06 6.28E-06

Cromo (Cr) 2.44E-05 2.66E-05 3.41E-05 2.67E-05 5.20E-05 5.36E-05

Cobalto (Co) 3.96E-06 3.53E-06 4.60E-06 2.87E-06 4.02E-06 2.01E-05

Cobre (Cu) 1.58E-04 1.75E-04 9.40E-04 1.76E-04 1.26E-04 3.06E-04

Hierro (Fe) 1.66E-03 1.93E-03 1.27E-03 8.27E-04 1.84E-03 2.14E-02

Plomo (Pb) 3.69E-05 1.03E-04 1.13E-04 2.14E-05 5.12E-05 9.31E-05

Mercurio (Hg) 5.84E-07 5.58E-07 5.59E-07 5.10E-07 5.44E-07 5.85E-07

Molibdeno (Mo) 4.14E-04 1.48E-03 2.05E-04 1.04E-04 5.10E-05 1.81E-04

Niquel (Ni) 4.14E-05 3.19E-05 3.06E-05 5.15E-05 1.54E-05 1.12E-04

Fósforo (P) 1.35E-03 1.41E-03 1.38E-03 1.33E-03 3.04E-03 3.54E-03

Selenio (Se) 9.20E-05 3.15E-04 9.73E-05 9.91E-05 2.78E-05 2.65E-04

Uranio (U) 1.46E-03 2.92E-02 2.86E-03 3.01E-04 1.53E-03 1.01E-03

Zinc (Zn) 4.35E-04 3.37E-04 2.92E-04 1.99E-04 1.54E-04 7.24E-04

Sulfato 7.85E-01 7.29E-01 6.87E-01 7.31E-01 6.93E-01 1.25E+00

Los índices de carga correspondientes a algunos constituyentes en los ensayos de celda de humedad de laboratorio representan valores máximos porque las concentraciones del lixiviado fueron informadas con valores inferiores a los límites de detección analíticos. Entre los constituyentes se encuentran: berilio, bismuto, boro, cadmio, cromo, cesio, mercurio, fósforo, plata, telurio, torio, estaño, titanio y circonio. Para dar cuenta de la cuestión de los límites de detección, para los cálculos del índice de carga se empleó una concentración igual a la mitad de los límites de detección correspondientes a dichos parámetros.

Los índices de carga obtenidos a partir de los ensayos de celda de humedad fueron convertidos a índices de carga con valores de campo con la incorporación de las diferencias entre los entornos de laboratorio y de campo. El área superficial específica de las partículas de roca y la temperatura fueron variables tenidas en cuenta para modificar los índices de carga observados en los ensayos de celda de humedad de laboratorio.

Se necesita un factor de corrección de temperatura para los ensayos de celda de humedad porque las pruebas se llevaron a cabo a temperatura ambiente (aproximadamente 21oC), mientras que la temperatura en condiciones de campo para la pila de almacenamiento será aproximadamente igual a la temperatura promedio del



aire en el sitio. Se informa que la temperatura promedio en el sitio propuesto para la mina es de 17oC (CSI Ingenieros, 2011). Las reacciones de lixiviación pueden representarse por medio de reacciones tales como la oxidación de los minerales con sulfuro -por ejemplo, pirita-, que dependen de la temperatura, tal como se describe en la ecuación de Arrhenius:

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k

k a

donde k1 y k2 son los índices de reacción a las temperaturas T1 y T2 expresadas en grados Kelvin, Ea es la energía de activación de la reacción (J/mol), y R es la constante de gas universal (8,314 J/mol/K). Se demostró que los valores de Ea para las reacciones de oxidación de la pirita, que probablemente son responsables de la liberación de metales, son de aproximadamente 80 kJ/mol (Nicholson et al., 1988). Por lo tanto, una diferencia de temperatura entre la temperatura de laboratorio (21oC) y las temperaturas de campo, donde se supuso que las temperaturas de campo son de 17oC, daría como resultado un factor diferencial de aproximadamente 1,6 en el índice de reacción. Las cargas metálicas estimadas de la pila de almacenamiento (cargas de campo) incluyen por lo tanto un factor de corrección de 0,64 (ó 1/1,6) aplicado sobre el índice de carga calculado en laboratorio.

El segundo factor de corrección que se aplicó a las estimaciones de carga responde al tamaño de grano fino de las muestras de roca utilizadas en los ensayos de celda de humedad. Las muestras de laboratorio empleadas para los ensayos de celda de humedad fueron molidas con trituradora de conos y por ello se preveía que contendrían abundante cantidad de arena y material de tamaño sedimentario. Por el contrario, el material de roca estéril extraído de la mina consistirá en bloques de mayor tamaño con apenas un bajo porcentaje de partículas tan finas. En cambio, el material de grano fino efectivamente representa la mayor parte de la superficie de la roca por masa unitaria, mientras que los materiales gruesos sólo representan una pequeña parte de la superficie de una pila de almacenamiento. El material de grano básicamente debería aportar todos los elementos lixiviados de la pila de roca mineralífera en función de una base de masa por unidad debido a la gran superficie de los finos. Se supuso que el 10% del material que compone las diversas pilas de almacenamiento de rocas será de un tamaño similar al del material evaluado en las celdas de humedad. Por lo tanto, se aplicó un factor de ajuste de 0,1 a los índices de carga de laboratorio para que la roca mineralífera contemplara las variaciones de tamaño de grano entre las condiciones de laboratorio y las de campo. Para las colas se empleó un factor de 1, en función de la similitud de la granulometría prevista para el tamaño de grano evaluado en laboratorio y el material que se depositará en el campo.

De manera conservadora se supuso que toda la roca ubicada en las pilas de roca de la mina entraría en contacto con las aguas infiltradas y sería lavada, generando todas las cargas en la base de las pilas. Por lo tanto, no se hicieron ajustes en las cargas esperadas de las pilas de rocas presentes en el lugar para dar cuenta de un lavado o enjuague incompleto del material rocoso.



En la Tabla 3-2 se presenta una síntesis de las estimaciones de los índices de carga de campo para los COPC.

Tabla 3-2: Resumen de las Tasas Ajustadas de Carga de Campo (mg/kg/wk)

Parámetro HC-1 HC-2 HC-3 HC-4 HC-5 HC-6

Las Palmas Valentines Colas

AND VFR VFR AND VFA Aluminio (Al) 2.47E-03 2.17E-03 3.44E-03 2.52E-03 2.67E-03 2.35E-02

Antimonio (Sb) 1.15E-06 4.96E-06 1.12E-06 6.19E-07 8.84E-07 1.50E-04

Arsenico (As) 7.18E-06 1.31E-05 3.08E-05 3.14E-05 8.12E-06 7.59E-03

Boro (B) 7.78E-04 7.71E-04 7.78E-04 7.74E-04 1.19E-03 7.75E-03

Cadmio (Cd) 1.21E-07 9.99E-08 1.06E-07 8.84E-08 1.19E-07 4.00E-06

Cromo (Cr) 1.56E-06 1.69E-06 2.17E-06 1.70E-06 3.31E-06 3.41E-05

Cobalto (Co) 2.52E-07 2.25E-07 2.93E-07 1.83E-07 2.56E-07 1.28E-05

Cobre (Cu) 1.01E-05 1.11E-05 5.99E-05 1.12E-05 8.02E-06 1.95E-04

Hierro (Fe) 1.06E-04 1.23E-04 8.08E-05 5.26E-05 1.17E-04 1.36E-02

Plomo (Pb) 2.35E-06 6.59E-06 7.21E-06 1.36E-06 3.26E-06 5.93E-05

Mercurio (Hg) 3.72E-08 3.55E-08 3.56E-08 3.25E-08 3.47E-08 3.73E-07

Molibdeno (Mo) 2.64E-05 9.44E-05 1.30E-05 6.65E-06 3.25E-06 1.15E-04

Niquel (Ni) 2.63E-06 2.03E-06 1.95E-06 3.28E-06 9.80E-07 7.10E-05

Fósforo (P) 8.61E-05 8.97E-05 8.78E-05 8.47E-05 1.94E-04 2.25E-03

Selenio (Se) 5.86E-06 2.00E-05 6.20E-06 6.31E-06 1.77E-06 1.69E-04

Uranio (U) 9.33E-05 1.86E-03 1.82E-04 1.91E-05 9.76E-05 6.42E-04

Zinc (Zn) 2.77E-05 2.15E-05 1.86E-05 1.26E-05 9.80E-06 4.61E-04

Sulfato 5.00E-02 4.64E-02 4.37E-02 4.65E-02 4.41E-02 7.97E-01

3.2 Cargas proyectadas de la roca mineralífera

Según se considera, la geología del depósito y de la roca huésped es relativamente similar en los yacimientos de Valentines y Las Palmas, con aproximadamente un 70% de material volcanogénico, 20% de roca andesítica y 10% de Valentinesita (Ausenco Vector, 2011). No se realizaron ensayos de celda de humedad en la roca de Valentinesita, de manera que se asumió que cada pila de almacenamiento contenía un 75% de roca volcanogénica y 25% de andesita. De acuerdo con la masa proyectada de roca mineralífera (Tabla 3-3) y la fracción del tipo de roca presente en cada pila de almacenamiento, los índices de carga de campo se pueden convertir a cargas anuales al medio ambiente de masa de constituyentes, como se presenta en la Tabla 3-4.



Tabla 3-3: Masa Proyectada y Tipo de Roca de Mina en los Acopios

Mina # Acopio Mineral (Mt)

Rocas de Desecho (Mt)

Total (Mt)

Uria 2 192 432 624

Maidana 1 55 138 193

Morochos 1 65 80 145

Mulero 2 83 142 225

Las Palmas 1 369 458 827

Tabla 3-4: Resumen Sobre las Predicciones de Constituyentes de Cargas Anuales Proveniente de los Acopios de los Residuos de Roca (kg/a)

Parámetro Valentines Las Palmas Uria Morochos Mulero Maidana Las Palmas

Valores derivados de concentraciones detectables en lixiviados de celdas de humedad

Aluminio (Al) 6.57E+04 1.22E+04 2.16E+04 2.10E+04 5.80E+04

Antimonio (Sb) 2.04E+01 3.77E+00 6.70E+00 6.51E+00 5.91E+01

Arsenico (As) 5.04E+02 9.34E+01 1.66E+02 1.61E+02 2.33E+02

Cobalto (Co) 5.65E+00 1.05E+00 1.86E+00 1.81E+00 5.80E+00

Cobre (Cu) 6.35E+02 1.18E+02 2.09E+02 2.03E+02 2.31E+02

Hierro (Fe) 1.96E+03 3.63E+02 6.45E+02 6.27E+02 2.77E+03

Plomo (Pb) 9.58E+01 1.77E+01 3.15E+01 3.06E+01 1.02E+02

Molibdeno (Mo) 1.75E+02 3.23E+01 5.74E+01 5.58E+01 1.03E+03

Niquel (Ni) 4.31E+01 7.98E+00 1.42E+01 1.38E+01 4.26E+01

Selenio (Se) 1.03E+02 1.90E+01 3.37E+01 3.28E+01 2.30E+02

Uranio (U) 2.46E+03 4.56E+02 8.09E+02 7.86E+02 1.80E+04

Zinc (Zn) 3.10E+02 5.75E+01 1.02E+02 9.91E+01 4.44E+02

Sulfato 1.00E+06 1.85E+05 3.29E+05 3.20E+05 1.11E+06

Valores derivados de concentraciones no detectables en lixiviados de celdas de humedad

Boro (B) 2.09E+04 3.87E+03 6.86E+03 6.67E+03 2.21E+04

Cadmio (Cd) 2.39E+00 4.43E-01 7.86E-01 7.64E-01 2.67E+00

Cromo (Cr) 5.57E+01 1.03E+01 1.83E+01 1.78E+01 5.39E+01

Mercurio (Hg) 7.74E-01 1.43E-01 2.54E-01 2.47E-01 8.48E-01

Fósforo (P) 2.85E+03 5.27E+02 9.36E+02 9.10E+02 3.04E+03

Se evaluó la influencia en la calidad del agua del lugar con referencia al material de roca mineralífera que se almacenará en forma permanente sobre la superficie al momento del cierre. Los índices de carga de campo estimados se utilizaron para realizar cálculos de la calidad del agua de contacto que drenará desde el fondo de las pilas de almacenamiento. Las concentraciones estimadas de agua poral que se producirán por cada pila de almacenamiento se calcularon en función de las dimensiones finales previstas para las pilas de almacenamiento permanentes por



unidad de superficie (m2). Se entiende que las pilas de almacenamiento definitivas no superarán los 100m de altura (Ausenco Vector, 2011); sin embargo, en los cálculos se supuso una altura de pila de almacenamiento de 80m y una densidad total de 1500 kg/m3.

El promedio anual de precipitaciones en el lugar es de aproximadamente 1355 mm/año (Coffey, Annex C.4). De acuerdo con la tasa normal de infiltración del 80% correspondiente a las pilas de almacenamiento de roca mineralífera, por unidad de superficie puede estimarse un balance hídrico de infiltración de 1,08 m3/año. En la Tabla 3-5 se presentan las concentraciones resultantes de agua poral previstas para la base de las pilas de almacenamiento de roca mineralífera. Dado que el cálculo está hecho en función de la unidad de superficie y se supone que las pilas de almacenamiento de Valentines tienen una composición de material similar, las concentraciones estimadas son las mismas para las pilas de Uria, Morochos, Mulero y Maidana.

Tabla 3-5: Resumen Sobre las Predicciones de las Concentraciones del Agua Capilar a la Base de los Acopios de Roca Minera (kg/a)

Parámetro Decreto 253/79 Objetivos de

Calidad de Agua Superficial

Valentines Las Palmas (Uria, Morochos,

Mulero y Maidana) Las Palmas


Aluminio (Al) 16.83 14.02

Antimonio (Sb) 0.005 0.014

Arsenico (As) 0.005 0.13 0.06

Cobalto (Co) 0.2 0.0014 0.0014

Cobre (Cu) 0.16 0.06

Hierro (Fe) 0.50 0.67

Plomo (Pb) 0.03 0.02 0.02

Molibdeno (Mo) 0.04 0.25

Niquel (Ni) 0.002 0.011 0.010

Selenio (Se) 0.03 0.06

Uranio (U) 0.63 4.35

Zinc (Zn) 0.03 0.08 0.11

Sulfato 257 267


Boro (B) 0.5 5.4 5.3

Cadmio (Cd) 0.001 0.0006 0.0006

Cromo (Cr) 0.005 0.014 0.013

Mercurio (Hg) 0.0002 0.0002 0.0002

Fósforo (P) 0.025 0.73 0.74 Nota: 0.011 - Valores en negrilla e itálica indican concentraciones por encima del criterio de selección.



La concentración prevista de agua poral para cada COPC luego fue comparada con un parámetro diez veces más restrictivo que los Objetivos de Calidad del Agua de Superficie establecidos en el Decreto Nro. 253/79 para justificar un factor de dilución de diez entre las concentraciones previstas de agua poral y las concentraciones de agua superficial local. Las concentraciones de agua poral previstas para las pilas de almacenamiento de roca superan las directrices de cribado correspondientes al arsénico, boro, cromo, níquel, fósforo y cinc. No obstante, cabe destacar que las concentraciones de boro, cromo y fósforo se obtuvieron a partir de los valores límite de detección en los lixiviados procedentes de los ensayos de celda de humedad. Por ello, se sabe que las concentraciones estimadas de dichos constituyentes están sobreestimadas y demandan una mayor evaluación para mejorar el nivel de confiabilidad de las predicciones.

3.3 Cargas proyectadas de las colas

Existen dos trayectorias principales para la transferencia de metales de las áreas de colas al ambiente de aguas abajo: corrientes superficiales y subterráneas. Las cargas solubles que se arrastran en sentido descendente por medio de infiltración hacia el estrato subterráneo pueden migrar naturalmente junto con el agua subterránea que corre naturalmente hacia los cursos de agua superficial donde se produce el vertido. En general, la migración a través del estrato subterráneo puede resultar en una atenuación sustancial de muchos metales y otros elementos químicos. La otra trayectoria que tiene particular importancia para las colas es la corriente de superficie como el escurrimiento pluvial. Dicha corriente puede recoger los elementos solubles de las colas cercanas a la superficie y transportar las cargas de metales al agua superficial durante los eventos de escurrimientos.

Debido a la baja conductividad hidráulica de las colas de la mina, el escurrimiento por lo general configura un componente mayoritario del balance hídrico en los diques de colas durante muchas situaciones de precipitaciones, debido a que no hay tiempo suficiente para que se infiltren a la napa subterránea que se encuentra bajo las colas. Asimismo, el caudal del agua subterránea normalmente es bastante bajo en comparación con el caudal del escurrimiento. Durante las precipitaciones que caen sobre las colas descubiertas, la experiencia en otros sitios ha demostrado que el agua poral en colas de poca profundidad tiene la tendencia a lavar la capa poco profunda debajo de la superficie y hacer que los metales solubles que se desarrollan en el agua poral ingresen al escurrimiento y sean transportados inmediatamente al estanque de aguas más cercano. Por lo tanto, la trayectoria del escurrimiento de los metales disueltos constituye una fuente con potencial mucho más grande a causa de los mayores índices de caudal y concentraciones más elevadas que aquellas que representa la trayectoria subterránea.

En la Tabla 3-6 se presentan las cargas anuales de masa de constituyentes liberadas al medio ambiente procedentes de la instalación de manejo de colas (Tailings Management Facility, TMF) que fueron determinadas sobre la base de un área de 24,2



km2 correspondiente a la TMF (Coffey, Annex C.4), una densidad de cola combinada de 1440 kg/m3 (Coffey, Annex C.4) y una profundidad de lavado asumida de 10cm respecto del agua poral de las colas.

Tabla 3-6: Resumen Sobre las Predicciones de la Composición Química del Agua de Escorrentía Proveniente de las Colas (mg/L)

Parameter Decreto 253/79 Objetivos de Calidad de Agua Superficial

Colas


Aluminio (Al) 0.19

Antimonio (Sb) 0.0012

Arsenico (As) 0.005 0.06

Boro (B) 0.5 0.06

Cadmio (Cd) 0.001 0.00003

Cromo (Cr) 0.005 0.0003

Cobalto (Co) 0.2 0.00011

Cobre (Cu) 0.002

Hierro (Fe) 0.11

Plomo (Pb) 0.03 0.0005

Molibdeno (Mo) 0.0009

Niquel (Ni) 0.002 0.0006

Selenio (Se) 0.0014

Uranio (U) 0.005

Zinc (Zn) 0.03 0.004

Sulfato 6.57


Mercurio (Hg) 0.0002 0.000003

Fósforo (P) 0.025 0.019 Nota: 0.011 - Valores en negrilla e itálica indican concentraciones por encima del criterio de selección.

Estas cargas representan una fuente significativa de metales para el dique de colas y el estanque de almacenamiento de agua de proceso. Sin embargo, se entiende que durante los primeros años de operaciones de la mina, el agua de la instalación de colas será reciclada para la molienda. En la Tabla 3-6 se presentan las concentraciones estimadas de COPC en el estanque de almacenamiento como resultado del escurrimiento procedente de las colas a lo largo de los primeros 6 años de operación de la mina. Las concentraciones se estiman de acuerdo con un caudal promedio anual de 21,5 Mm3/a obtenido a partir de un coeficiente de escurrimiento de 0,67 (Coffey, Annex C.4), que no contempla la evaporación, y una superficie de la TMF de aproximadamente 24 km2. Si se compara con los Objetivos de Calidad del Agua de Superficie más restrictivos establecidos en el Decreto No. 253/79 sólo el arsénico superaría las guías establecidas en las concentraciones del drenaje de escurrimiento previstas para las colas.



3.4 Cargas proyectadas provenientes de la pila de acopio de mineral

Las cargas proyectadas provenientes de la pila de acopio de mineral se basaron en los ensayos de celda de humedad del material AND y VFR de las rocas de la mina. Se asumió que el material VAL era representativo del mineral colocado en la pila de acopio, y se usaron los resultados del ensayo de lixiviado SPLP realizado sobre una muestra de este material para estimar las cargas. Por razones de conservadurismo, se tomaron las cargas promedio más elevadas entre el material AND y VFR y se prorratearon en base a los resultados del ensayo de lixiviación SPLP de los tipos de roca (Tabla 3-7).

Tabla 3-7: Resumen Sobre las Predicciones de las Tasas de Carga y Constituyentes de Cargas Proveniente de los Acopios del Mineral

Parámetro Tasa de Carga de Campo Ajustada (mg/kg/wk)

Constituyentes Anaules de Carga al Medioambiente

(kg/a)

Aluminio (Al) 8.05E-04 1.92E+02

Antimonio(Sb) 4.51E-06 1.07E+00

Arsenico (As) 7.89E-06 1.88E+00

Boro (B) 4.65E-03 1.11E+03

Cadmio (Cd) 3.79E-07 9.03E-02

Cromo (Cr) 4.83E-06 1.15E+00

Cobalto (Co) 1.34E-07 3.19E-02

Cobre (Cu) 4.66E-05 1.11E+01

Hierro(Fe) 1.97E-05 4.69E+00

Plomo(Pb) 1.05E-06 2.50E-01

Mercurio (Hg) 2.68E-08 6.38E-03

Molibdeno(Mo) 4.34E-06 1.03E+00

Niquel(Ni) 7.25E-06 1.73E+00

Fósforo (P) 4.38E-05 1.04E+01

Selenio (Se) 2.14E-03 5.09E+02

Uranio (U) 1.86E-04 4.44E+01

Zinc (Zn) 2.26E-05 5.38E+00

Sulfato 3.00E-02 7.16E+03

La cantidad anual promedio de mineral que se planifica procesar es de alrededor de 55 Mt/a, y se supuso que en cualquier momento dado durante la operación de la mina, en la pila de acopio de mineral se encontraría presente un mes de acopio, o aproximadamente 4,6 Mt. Las cargas anuales estimadas de constituyentes resultantes, provenientes de la pila de acopio de mineral, se presentan en la Tabla 3-7. Estas cargas son solamente una pequeña fracción de las cargas estimadas provenientes de las pilas de acopio de rocas y la instalación para las colas, principalmente debido a la cantidad limitada de mineral en la pila de acopio.



3.5 Cargas proyectadas en las lagunas de las minas provenientes de los escombros

Durante la explotación de los tajos, los escombros presentes en el fondo de las minas serán una posible fuente de cargas de constituyentes hacia el agua que se extraiga de las minas por bombeo. Las cargas estimadas suponen que un 0,1% de la roca estéril excavada de la mina permanecerá en el piso de la misma como escombros. En general, los escombros presentes en las minas consistirán de material de grano más fino que la roca mineralífera enviada a las pilas de acopio. Por este motivo, no se hizo ningún ajuste en el tamaño de las partículas para estimar las cargas atribuidas a los escombros. Se pueden calcular las cargas anuales de masa de constituyentes usando los índices de cargas para los materiales de desecho que se presentan en la Tabla 3-1, y las mismas se presentan en la Tabla 3-8.

Tabla 3-8: Resumen de las Predicciones sobre los Constituyentes de las Cargas Anuales Provenientes de los Escombros en las Minas (kg/a)

Parámetro Valentines Las Palmas Uria Morochos Mulero Maidana Las Palmas


Aluminio (Al) 9.49E+01 2.20E+01 3.42E+01 2.93E+01 1.05E+02

Antimonio (Sb) 2.94E-02 6.84E-03 1.06E-02 9.10E-03 1.07E-01

Arsenico (As) 7.28E-01 1.69E-01 2.63E-01 2.25E-01 4.20E-01

Cobalto (Co) 8.16E-03 1.90E-03 2.94E-03 2.52E-03 1.05E-02

Cobre (Cu) 9.17E-01 2.13E-01 3.31E-01 2.84E-01 4.17E-01

Hierro (Fe) 2.83E+00 6.58E-01 1.02E+00 8.76E-01 5.01E+00

Plomo (Pb) 1.38E-01 3.22E-02 4.99E-02 4.28E-02 1.84E-01

Molibdeno (Mo) 2.52E-01 5.86E-02 9.09E-02 7.80E-02 1.86E+00

Niquel (Ni) 6.22E-02 1.45E-02 2.24E-02 1.92E-02 7.69E-02

Selenio (Se) 1.48E-01 3.44E-02 5.34E-02 4.58E-02 4.15E-01

Uranio (U) 3.56E+00 8.26E-01 1.28E+00 1.10E+00 3.25E+01

Zinc (Zn) 4.48E-01 1.04E-01 1.62E-01 1.39E-01 8.02E-01

Sulfato 1.45E+03 3.36E+02 5.21E+02 4.47E+02 2.00E+03


Boro (B) 3.02E+01 7.01E+00 1.09E+01 9.33E+00 3.99E+01

Cadmio (Cd) 3.45E-03 8.02E-04 1.25E-03 1.07E-03 4.82E-03

Cromo (Cr) 8.05E-02 1.87E-02 2.90E-02 2.49E-02 9.74E-02

Mercurio (Hg) 1.12E-03 2.60E-04 4.03E-04 3.46E-04 1.53E-03

Fósforo (P) 4.11E+00 9.56E-01 1.48E+00 1.27E+00 5.50E+00



3.6 Cargas provenientes del agua de retorno de los lodos de concentrado

El concentrado de la planta será diluido con agua proveniente de la Instalación de Almacenamiento de Agua (Water Storage Facility, WSF) y bombeado al Puerto usando una tubería. En el puerto, el agua y el concentrado serán separados y el agua será devuelta a la WSF.

Minera Aratiri realizó ensayos del material concentrado para estimar las concentraciones lixiviables posibles de COPC presentes en la mezcla de lodo. Se mezclaron muestras de un kilogramo de material concentrado con agua destilada al 65% (p/p) bajo agitación constante durante 72 horas. Se llevaron a cabo dos ensayos duplicados en contenedores herméticos limitando la mezcla de oxígeno con el lodo, y tres ensayos de réplica permitiendo que se mezclara aire con los lodos. Los resultados de los ensayos se presentan en la Tabla 3-9, e indican que existe poca o ninguna diferencia en los resultados bajo las dos condiciones de ensayo. Sin embargo, los límites de detección informados fueron relativamente elevados y las concentraciones de la mayoría de los constituyentes estaban por debajo del límite de detección. Tenemos entendido que se están analizando nuevamente las muestras de lixiviado para alcanzar límites de detección más bajos.

Las cargas estimadas de COPC provenientes del lodo de concentrado fueron estimadas a partir del promedio de los resultados de los cinco ensayos y un caudal de bombeo para el agua de retorno de 36.240 m3/d. Los resultados se presentan en la Tabla 3-10.

Debido a los altos límites de detección de las muestras de lixiviado, las cargas estimadas para los COPC son comparables y en la mayoría de los casos superiores a las provenientes de las pilas de acopio de roca mineralífera. A los fines clasificatorios, los índices de carga derivados del lodo de concentrado fueron calculados a partir de los límites de detección factibles para ilustrar la sensibilidad de dichos índices de carga a los límites de detección. Asimismo se los presenta en la Tabla 3-10. En consecuencia, se espera que las cargas derivadas del lodo concentrado se encuentren en un punto intermedio entre las tasas calculadas a partir de los valores superior e inferior de los límites de detección. Las tasas basadas en los límites de detección más bajos son, en general, comparables con las esperadas de la pila de acopio de mineral. Los índices de carga correspondientes al agua de retorno serán recalculados cuando se disponga de los nuevos análisis con los límites de detección más bajos.



Tabla 3-9: Resumen de la Prueba de Lixiviado de 72 hr Para el Lodo Concentrado

Parámetro Prueba de Lixiviado para el Lodo Concentrado Prueba 1 Prueba 2 Prueba 3 Prueba 4 Prueba 5 Sin Aire

Mezclado Sin Aire

Mezclado Aire

Permite mezclar

Aire Permite mezclar

Aire Permite mezclar

Aluminio (Al) 0.01 <0.01 0.02 0.02 <0.01

Antimonio(Sb) <0.001 0.001 <0.001 <0.001 <0.001

Arsenico (As) 0.002 0.002 0.002 0.001 0.002

Boro (B) 0.21 0.18 0.2 0.29 0.34

Cadmio (Cd) 0.0003 0.0001 <0.0001 0.0001 <0.0001

Cromo (Cr) <0.001 <0.001 <0.001 <0.001 <0.005

Cobalto (Co) <0.001 <0.001 <0.001 <0.001 <0.001

Cobre (Cu) 0.028 0.009 0.007 0.013 0.012

Hierro(Fe) <0.05 <0.05 <0.05 <0.05 <0.05

Plomo(Pb) <0.001 <0.001 0.003 0.002 <0.001

Mercurio (Hg) 0.004 <0.002 <0.002 <0.002 <0.002

Molibdeno(Mo) 0.154 0.147 0.134 0.123 0.132

Niquel(Ni) 0.001 0.002 0.001 0.002 0.001

Fósforo (P) <1 <1 <1 <1 <1

Selenio (Se) <0.01 <0.01 <0.01 <0.01 <0.01

Uranio (U) <0.001 <0.001 0.001 <0.001 <0.001

Zinc (Zn) 0.149 0.067 0.071 0.057 0.227

Sulfato <50 <50 <50 <50 <50



Tabla 3-10: Resumen de las Predicciones de los Constituyentes de las Cargas Anuales Provenientes de los Lodos Concentrados (Kg/a)

Parámetro Carga Prevista (kg/a)

Aluminio (Al) 185

Antimonio(Sb) <7

Arsenico (As) 24

Boro (B) 3,228

Cadmio (Cd) 2

Cromo (Cr) <12

Cobalto (Co) <7

Cobre (Cu) 183

Hierro(Fe) <331

Plomo(Pb) 21

Mercurio (Hg) <16

Molibdeno(Mo) 1,825

Niquel(Ni) 19

Fósforo (P) <13,228

Selenio (Se) <66

Uranio (U) <7

Zinc (Zn) 1511

Sulfato <330,690 Nota: Cuando las concentraciones en las prueba de lixiviado fueron por debajo del límite de detección,

la mitad de este valor fue usado.

Minera Aratirí – Roca Mineralícela y Colas Evaluación de Cargas y Geoquímica Sección 4.0 – Tratamiento del Agua


4.0 TRATAMIENTO DEL AGUA La evaluación del drenaje proveniente de las pilas de roca mineralífera indica que las concentraciones previstas de arsénico, níquel y zinc de las pilas podrían superar los objetivos establecidos para la calidad del agua. En el caso del arsénico, las concentraciones previstas en el agua de la laguna de colas también podrían superar los objetivos de calidad del agua. Dado que el escurrimiento y las infiltraciones provenientes de estas instalaciones representarán descargas en las cabeceras de sus respectivas zonas de captura hidrológica, con muy poca capacidad asimilativa, es posible que sea necesario considerar alternativas de manejo hídrico.

Los volúmenes de infiltración o drenaje a través de las pilas de roca mineralífera estarán limitados al agua que se infiltra a través de la roca que se encuentra en las pilas y entra en contacto con la misma. De ser necesario, esta agua puede ser recogida mediante distintos métodos, de los cuales el más común es construir zanjas interceptoras a lo largo del perímetro de las pilas, en el sentido descendente de la pendiente. Esto permite manejar el agua en forma apropiada si la calidad no satisface los objetivos para los vertidos. Las aguas de infiltración pueden ser tratadas in situ o transportadas a otro lugar para su transporte y vertido.

El drenaje de las colas ingresará a la WSF y se convertirá en un componente del agua de proceso de la planta. El exceso de agua en la WSF necesitará ser liberada en algún momento durante la operación de la mina. Si las concentraciones de COPC superan los objetivos de calidad del agua de superficie, es posible que se requiera tratamiento del agua. Las previsiones referidas a la calidad del agua indican que es posible que el arsénico supere los objetivos de calidad del agua para el agua de superficie y que por lo tanto sea necesario proceder a su remoción antes del vertido. Existen tecnologías comprobadas para el tratamiento del arsénico, el níquel y el zinc, así como los demás COPC, las que se analizan brevemente a continuación.

Los metales tales como el níquel y el zinc típicamente son tratados mediante ajuste del pH usando cal (CaO o Ca(OH)2). Cuando el pH se eleva a valores comprendidos entre 9 a 9,5, los metales más sensibles al pH se precipitan como óxidos o hidróxidos y las concentraciones que permanecen en solución son bajas. En la Tabla 4-1 puede verse un resumen de concentraciones de metales seleccionados, con y sin tratamiento, tomadas de una planta de tratamiento operativa en una mina de níquel en Canadá, como ejemplo de las concentraciones que pueden alcanzarse mediante el ajuste del pH. Como puede verse en la Tabla 4-1, las concentraciones obtenidas con el tratamiento permiten cumplir con los valores fijados como objetivos de calidad del agua y por lo tanto, el efluente tratado puede ser vertido sin problemas en el agua de superficie.

El arsénico puede ser tratado de distintas maneras: Un método de tratamiento común es el agregado de hierro férrico (Fe2(SO4)3. El hierro se precipita como un hidróxido (Fe(OH)3) y remueve el arsénico por coprecipitación o absorción en los sólidos del hidróxido de hierro. Este método permite lograr fácilmente concentraciones tratadas de



0,05 mg/L y puede reducir los niveles de arsénico a menos de 0,01 mg/L en algunos sistemas.

Tabla 4-1: Ejemplos de concentraciones de constituyentes selectos en efluentes tratados

Parámetro Unidades No Tratado Tratados No Metales Amoníaco como N mg/L - 0.1 Arsenico - Total mg/L - 0.05 Nitrato como N mg/L - 10 Metales Cadmio - Total mg/L 0.0002 <0.0001 Cromo - Total mg/L 0.006 <0.001 Cobalto - Total mg/L 0.003 0.001 Cobre - Total mg/L 0.099 0.014 Hierro - Total mg/L 1.53 0.11 Plomo - Total mg/L 0.028 <0.001 Mercurio - Total mg/L 0.0001 <0.0001 Niquel - Total mg/L 0.047 <0.001 Zinc - Total mg/L 0.10 <0.001

En el agua de la minería a cielo abierto puede haber niveles elevados de amoníaco (NH3) y nitrato (NO3) como resultado de los explosivos usados para la explotación. En general, los niveles de estos compuestos pueden ser controlados mediante buenas prácticas de manejo de los explosivos durante la minería y las explosiones. Sin embargo, en algunos casos puede ser necesario realizar un tratamiento del amoníaco y/o nitrato antes de descargar el agua al ambiente.

En general, el amoníaco y el nitrato se tratan en sistemas biológicos. Los sistemas de oxidación tales como los contactores biológicos rotativos (RBC) o los reactores de lecho fijo pueden usarse para la remoción del amoníaco. Para la remoción del nitrato se usan sistemas reductores o anóxicos. Como alternativa, se pueden usar sistemas de tratamiento pasivos como humedales artificiales en climas templados para remover tanto el amoníaco como el nitrato. Los niveles de amoníaco se pueden reducir a 0,1 mg/L como N en reactores biológicos, mientras que se pueden lograr valores de menos de 10 mg/L como N para la remoción de nitrato.

Los sistemas pasivos de tratamiento como drenaje en piedra caliza anóxicos, drenaje en piedra caliza abierto y humedales anaeróbicos son también sistemas efectivos para tratar acidez y metales y pueden ser métodos ideales de tratamiento debido a su bajo costo y fácil mantenimiento.

Estos sistemas comprenden típicamente de los siguientes mecanismos de tratamiento (INAP, 2009):



Oxidación;

Precipitación como hidróxidos y carbonatos bajo condiciones aeróbicas;

Precipitación como sulfuros e hidróxido-sulfato bajo condiciones anaeróbicas;

Complexación y adsorción por materia orgánica;

Intercambio iónico con materia orgánica;

Absorción por plantas (fitorremediación).

En general, el sistema apropiado de tratamiento pasivo es seleccionado basado en la composición química del agua, caudal, la topografía local y características del sitio y puede ser redefinido de acuerdo a las especificaciones de cada lugar.

Minera Aratirí – Roca Mineralícela y Colas Evaluación de Cargas y Geoquímica Sección 5.0 – El Camino a Seguir


5.0 El CAMINO A SEGUIR Los datos disponibles para las muestras de rocas muestran de manera uniforme que todos los materiales tienen concentraciones de azufre muy bajas y un riesgo que oscila entre insignificante a inexistente de generación de ácido cuando la roca se almacena en la superficie. Los datos limitados sobre lixiviación, constituidos por seis celdas de humedad correspondientes a materiales seleccionados como representativos de la roca que se almacenará en las pilas de almacenamiento así como de las colas, indican que existe un riesgo de lixiviación de metales en el largo plazo. La lixiviación de metales según los índices sugeridos por los resultados de las celdas de humedad y ajustados a las condiciones de campo para el tamaño de partículas y la temperatura puede arrojar como resultado concentraciones de algunos COPC que superen los objetivos de calidad del agua en el ambiente aguas abajo, si no se adoptan medidas de mitigación apropiadas.

La atenuación natural de los COPC tendrá lugar durante la operación, conforme la roca estéril se almacene en pilas y caigan precipitaciones sobre las pilas y éstas se infiltren en las pilas de roca estéril. La roca estéril absorberá y almacenará un volumen inicial de precipitaciones antes de liberar el agua aguas abajo que fluirá por efecto de la gravedad hacia la superficie natural del terreno, en la base de las pilas de almacenamiento. El contenido de humedad de la roca estéril, cuando se coloca, normalmente se ubica entre un 1 y un 2 por ciento por masa y la roca acumulará agua de las precipitaciones hasta un valor de entre el 7 y el 10 por ciento antes de saturarse a la capacidad de campo. La demora en la liberación del agua poral con las concentraciones afectadas permitirá un tiempo adecuado para monitorear la calidad del agua e implementar estrategias de mitigación durante la operación.

Los datos limitados a partir de los cuales se identificaron los riesgos de lixiviación demandarán una actualización y perfeccionamiento permanente y/o verificación durante los siguientes años, a medida que el proyecto avance, pasando de la etapa de preconstrucción y progrese hacia las fases de construcción y de operaciones.

Se requerirán ensayos adicionales sobre un número más grande de muestras representativas de cada una de las minas abiertas propuestas. Inicialmente, los ensayos de laboratorio adicionales se realizarán para incrementar los datos disponibles sobre los índices de lixiviación para los tipos de roca y las zonas dentro de las minas. También existe la necesidad de llevar a cabo pruebas en escalas más representativas de las condiciones de campo, específicamente con relación al tamaño de partículas y a la temperatura. Por ello se propone que se inicien los ensayos de campo utilizando material testigo de exploración disponible que no sea triturado en el laboratorio. Los ensayos pueden iniciarse en barriles, en el sitio, para simular el lixiviado de las rocas en las pilas de almacenamiento por causa de las precipitaciones naturales. Dichos ensayos deberían establecerse de tal manera que representen los distintos materiales de las diversas minas. Los resultados de tales ensayos serán interpretados para así perfeccionar y actualizar los índices de lixiviación con actualizaciones posteriores y evaluar el riesgo para la calidad del agua. Si los resultados iniciales de estos ensayos

Minera Aratirí – Roca Mineralícela y Colas Evaluación de Cargas y Geoquímica Sección 5.0 – El Camino a Seguir


indican que existe algún riesgo para la calidad del agua, entonces deberán planificarse e iniciarse evaluaciones adicionales de la roca estéril extraída de la mina cuando comience la operación. Las pruebas a escala de campo típicas comprenden decenas de toneladas de roca en las celdas de ensayo diseñadas para ser representativas del material almacenado en las pilas, para lo cual se captura el drenaje, se lo cuantifica y se analiza su composición química. Si se detectan riesgos de lixiviación respecto de COPC específicos, se pueden desarrollar e implementar planes de manejo pertinentes para prevenir efectos en el agua superficial.

Por ejemplo, la gestión del drenaje de roca estéril podría incluir alguna de las siguientes medidas:

Puede recolectarse y bombearse el drenaje de las pilas de almacenamiento de roca mineralífera hacia la instalación de colas para ser utilizado como agua de alimentación para la molienda;

Durante las operaciones se pueden construir estanques de almacenamiento de un tamaño suficiente para contener el drenaje de la roca mineralífera y manejar el agua según sea necesario;

El drenaje de la roca estéril puede ser dirigido a las minas ya explotadas, una vez que cesa la actividad extractiva, para su almacenamiento hasta tanto se diseñen y construyan sistemas de tratamiento.

Llevará muchos años llenar las minas con posterioridad al cierre. Se podrá monitorear la calidad del agua y si no es aceptable para su vertido, es posible hacer tratamiento in situ del agua de las minas en lotes y bombear y descargar suficiente agua limpia para lograr entre 3 y 6 años de almacenamiento antes de repetir el tratamiento y liberar otros cinco años de volumen de almacenamiento.

Existen diversas opciones y estrategias posibles que pueden desarrollarse para el manejo del drenaje de roca estéril. El plan de la mina proporciona tiempo suficiente para evaluar con mayor detalle los riesgos para la calidad del agua y para desarrollar e implementar planes de manejo hídrico destinados al cuidado del medio ambiente durante la etapa de operaciones y la etapa posterior al cierre.

Minera Aratirí – Roca Mineralícela y Colas Evaluación de Cargas y Geoquímica Sección 6.0 – Referencias Bibliográficas


6.0 REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS Ausenco Vector, 2011. Estudio De Caracterización Geoquímica - Minera Zamin

Ferrous Aratirí, Proyecto Valentines. Informe J10.82.13.01. Abril de 2011.

Ausenco Vector, 2011. Proyecto Valentines – Extracción y beneficiamiento de mineral de hierro, mineroducto y terminal portuaria - Capítulo 4: Descripción del Proyecto. Informe J10.82.13.01. Abril de 2011.

Proyecto. Report J10.82.13.01. April 2011.

Coffey Mining Pty Ltd, 2011. Design Report Tailings Storage Facility and Water Storage Facility. Valentines Iron Ore Project, Uruguay. Informe MWP00809AA-AB. Mayo de 2011.

CSI Ingenieros, 2011. Proyecto Valentines Meteorología – Descripción del medio. Marzo de 2010

The International Network for Acid Prevention (INAP), 2009. Global Acid Rock Drainage Guide (GARD Guide). http://www.gardguide.com

Minera Aratirí – Roca Mineralícela y Colas Evaluación de Cargas y Geoquímica Sección 6.0 – Referencias Bibliográficas


FIGURAS

EcoMetrix I N C O R P O R A T E D

Resumen de la Carga de los Constituyentes Proveniente de lasPruebas en Celdas de Humedad Sobre el Potencial de

la Roca Minera

Minera Aratirí

Julio 2011 Figura 1

HC-1

HC-2

HC-3

HC-4

HC-5

7.0

7.5

8.0

8.5

9.0

9.5

10.0

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Valo

r pH

Semanas Transcurridas

0

0.00005

0.0001

0.00015

0.0002

0.00025

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Car

ga d

e An

timon

io (m

g/kg

)


0

0.00005

0.0001

0.00015

0.0002

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Car

ga d

e Pl

omo

(mg/

kg)


0

0.001

0.002

0.003

0.004

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0.006

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Car

ga d

e C

obre

(mg/

kg)


0

0.00002

0.00004

0.00006

0.00008

0.0001

0.00012

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Car

ga d

e C

obal

to (m

g/kg

)


0

0.0005

0.001

0.0015

0.002

0.0025

0.003

0.0035

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Car

ga d

e N

ique

l (m

g/kg

)


0

0.005

0.01

0.015

0.02

0.025

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Car

ga d

e M

olib

deno

(mg/

kg)


0

0.002

0.004

0.006

0.008

0.01

0.012

0.014

0.016

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Car

ga d

e H

ierr

o (m

g/kg

)


0

0.001

0.002

0.003

0.004

0.005

0.006

0.007

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Car

ga d

e Se

leni

o (m

g/kg

)


0

0.005

0.01

0.015

0.02

0.025

0.03

0.035

0.04

0.045

0.05

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Car

ga d

e U

rani

o (m

g/kg

)


0

0.0002

0.0004

0.0006

0.0008

0.001

0.0012

0.0014

0.0016

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Car

ga d

e Zi

nc (m

g/kg

)


0

0.5

1

1.5

2

2.5

3

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Car

ga d

e Su

lfato

s (m

g/kg

)


0

0.0001

0.0002

0.0003

0.0004

0.0005

0.0006

0.0007

0.0008

0.0009

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Car

ga d

e Ar

séni

co (m

g/kg

)


EcoMetrix I N C O R P O R A T E D

Resumen de la Carga de los Constituyentes Provenientes de las Pruebas en Celdas de Humedad sobre el Potencial de las Colas

Minera Aratirí

Julio 2011 Figura 2

7.0

7.5

8.0

8.5

9.0

9.5

10.0

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Valo

r pH

Semanas transcurridas

0

0.01

0.02

0.03

0.04

0.05

0.06

0.07

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Car

ga d

e Ar

séni

co (m

g/kg

)


0

0.0001

0.0002

0.0003

0.0004

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0.0006

0.0007

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0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Car

ga d

e An

timon

io (m

g/kg

)


0

0.00002

0.00004

0.00006

0.00008

0.0001

0.00012

0.00014

0.00016

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Car

ga d

e Pl

omo

(mg/

kg)


0

0.0002

0.0004

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0.001

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0.0018

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Car

ga d

e C

obre

(mg/

kg)


0

0.000005

0.00001

0.000015

0.00002

0.000025

0.00003

0.000035

0.00004

0.000045

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Car

ga d

e C

obal

to (m

g/kg

)


0

0.0001

0.0002

0.0003

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0.0006

0.0007

0.0008

0.0009

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Car

ga d

e N

ique

l (m

g/kg

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0.0005

0.001

0.0015

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Car

ga d

e M

olib

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(mg/

kg)

Semans Transcurridas

0

0.005

0.01

0.015

0.02

0.025

0.03

0.035

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Car

ga d

e H

ierr

o (m

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Car

ga d

e Se

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Car

ga d

e U

rani

o (m

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0

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0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Car

ga d

e Zi

nc (m

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5

10

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Car

gas

de S

ulfa

to (m

g/kg

)


Minera Aratirí – Roca Mineralícela y Colas Evaluación de Cargas y Geoquímica

Ref. 11-1833 Septiembre de 2011

ANEXO

Minera AratiriARD Data Summary

Duplicate - Chemex

Sample ID 1029401 1029402 1029403 1029404 1029405 1029406 1029407 1029408 1029409 1029409

Lithology VFR VFR VFA AND VFR VFR VFR VFR VFA VFAStart 0 24 230 245 50 75 135 245 175 175End 24 125 245 255 60 100 192 270 200 200Total 24.0 101.0 15.0 10.0 10.0 25.0 57.0 25.0 25.0 25.0

ACID BASE ACCOUNTINGPaste pH 9.5 9.6 9.3 9.5 9.7 9.5 9.6 9.2 9.4

Total Carbon Wt.% <0.02 0.04 0.10 0.09 0.27 0.15 0.10 0.07 0.18

CO2 Wt.% 0.06 0.15 0.32 0.32 1.06 0.54 0.38 0.26 0.73

CaCO3 Equivalent kg CaCO3/T 1.4 3.4 7.3 7.3 24.1 12.3 8.6 5.9 16.6

Total Sulphur Wt.% <0.02 <0.02 <0.02 <0.02 <0.02 0.02 <0.02 0.09 <0.02

HCl Extractable Sulphur Wt.% <0.01 <0.01 <0.01 <0.01 <0.01 <0.01 <0.01 <0.01 <0.01

HNO3 Extractable Sulphur (sulphide) Wt.% <0.01 0.02 <0.01 <0.01 <0.01 0.02 <0.01 0.08 <0.01

Insoluble Sulphur Wt.% 0.02 0.02 0.02 0.02 0.02 0.00 0.02 0.01 0.02

Maximum Potential Acidity kg CaCO3/T 0.3 0.6 0.3 0.3 0.3 0.6 0.3 2.5 0.3

Neutralization Potential kg CaCO3/T 2.5 4.8 14.9 18.8 24.4 15.1 11.6 9.7 15.8

Net Neutralization Potential kg CaCO3/T 2.5 4.2 14.9 18.8 24.4 14.4 11.6 7.2 15.8

NP/AP Ratio --- 8.4 7.7 49.5 62.7 81.2 24.1 38.8 3.9 52.7

Carb NP/AP Ratio 4.5 5.5 24.2 24.2 80.3 19.6 28.8 2.4 55.3

Fizz Rating --- None None None None Strong Slight Slight None Moderate

METAL CONTENT SOLIDSSilver (Ag) ug/kg 42 20 30

Aluminum (Al) % 1 0.77 0.87

Arsenic (As) mg/kg 2.1 0.5 0.6

Gold (Au) ug/kg 0.7 1.7 <2

Boron (B) mg/kg <20 <20 <10

Barium (Ba) mg/kg 97.2 16.1 20

Bismuth (Bi) mg/kg 0.02 0.07 0.01

Calcium (Ca) % 1.01 0.61 0.66

Cadmium (Cd) mg/kg 0.11 0.03 0.02

Cobalt (Co) mg/kg 6.9 6.2 6.7

Chromium (Cr) mg/kg 117.8 172.5 195

Copper (Cu) mg/kg 11.34 3.72 4.5

Iron (Fe) % 1.93 1.29 1.43

Gallium (Ga) mg/kg 4.9 4.4 4.65

Mercury Hg ug/kg <5 <5 <10

Potassium (K) % 0.44 0.12 0.15

Lanthanum (La) mg/kg 43.1 5.8 6.2

Magnesium (Mg) % 0.66 0.76 0.78

Manganese (Mn) mg/kg 381 291 303

Molybdenum (Mo) mg/kg 7.3 7.28 8.53

Sodium (Na) % 0.036 0.036 0.03

Nickel (Ni) mg/kg 19.7 34.4 37.8

Phosphorus (P) % 0.04 0.014 0.013

Lead (Pb) mg/kg 19.71 38.77 33.8

Sulphur (S) % <0.02 <0.02 <0.01

Antimony (Sb) mg/kg 0.02 0.02 <0.05

Scandium (Sc) mg/kg 2 2.5 3.6

Selenium (Se) mg/kg <0.10 0.3 0.2

Strontium (Sr) mg/kg 56.8 15.9 18.1

Tellurium (Te) mg/kg <0.02 <0.02 <0.01

Thorium (Th) mg/kg 14.6 9.1 8.7

Titanium (Ti) % 0.059 0.005 0.008

Thallium (Tl) mg/kg 0.16 0.04 0.06

Uranium (U) mg/kg 1.6 3.5 3.1

Vanadium (V) mg/kg 18 16 18

Tungsten (W) mg/kg 0.9 <0.10 0.09

Zinc (Zn) mg/kg 59.3 43.6 49

Page 1 of 18


Sample ID

LithologyStartEndTotal

ACID BASE ACCOUNTINGPaste pH

Total Carbon Wt.%

CO2 Wt.%

CaCO3 Equivalent kg CaCO3/T

Total Sulphur Wt.%

HCl Extractable Sulphur Wt.%

HNO3 Extractable Sulphur (sulphide) Wt.%

Insoluble Sulphur Wt.%

Maximum Potential Acidity kg CaCO3/T

Neutralization Potential kg CaCO3/T

Net Neutralization Potential kg CaCO3/T

NP/AP Ratio ---

Carb NP/AP Ratio

Fizz Rating ---

METAL CONTENT SOLIDSSilver (Ag) ug/kg

Aluminum (Al) %

Arsenic (As) mg/kg

Gold (Au) ug/kg

Boron (B) mg/kg

Barium (Ba) mg/kg

Bismuth (Bi) mg/kg

Calcium (Ca) %

Cadmium (Cd) mg/kg

Cobalt (Co) mg/kg

Chromium (Cr) mg/kg

Copper (Cu) mg/kg

Iron (Fe) %

Gallium (Ga) mg/kg

Mercury Hg ug/kg

Potassium (K) %

Lanthanum (La) mg/kg

Magnesium (Mg) %

Manganese (Mn) mg/kg

Molybdenum (Mo) mg/kg

Sodium (Na) %

Nickel (Ni) mg/kg

Phosphorus (P) %

Lead (Pb) mg/kg

Sulphur (S) %

Antimony (Sb) mg/kg

Scandium (Sc) mg/kg

Selenium (Se) mg/kg

Strontium (Sr) mg/kg

Tellurium (Te) mg/kg

Thorium (Th) mg/kg

Titanium (Ti) %

Thallium (Tl) mg/kg

Uranium (U) mg/kg

Vanadium (V) mg/kg

Tungsten (W) mg/kg

Zinc (Zn) mg/kg

Duplicate - Maxxam

Duplicate - SGS

Duplicate - SGS

1029409 1029410 1029411 1029412 1029413 1029414 1029415 1029415 1029415 1029416

VFA AND and VFR VFR VFR VFR VFR175 197 254 104 42 42 42 130200 202 256 172 60 60 60 15025.0 5.0 2 68.0 18.0 18.0 18.0 20.0

9.3 9.7 9.3 8.8 9.0 9.1 8.8

0.09 0.10 0.14 0.16 0.14 0.14 0.36

0.29 0.36 0.39 0.49 0.14 0.14 1.37

6.6 8.2 8.9 11.1 11.7 11.7 31.1

0.04 <0.02 0.04 <0.02 0.01 0.01 <0.02

<0.01 <0.01 <0.01 0.01 0.01 <0.01 0.01

0.03 0.01 0.03 <0.01 <0.01 <0.01 <0.01

0.01 0.02 0.01 0.02 0.00 0.01 0.02

0.9 0.3 0.9 0.3 0.3 0.3 0.3

12.0 17.3 16.6 13.3 13.7 12.8 30.2

11.0 17.0 15.6 13.3 13.7 12.8 30.2

12.8 55.4 17.7 44.3 45.7 42.8 100.5

7.0 26.2 9.5 37.1 38.9 38.9 103.8

None Slight Slight Slight Slight Slight Strong

23 69

0.82 0.79

0.6 7

1.2 2.5

<20 <20

15.8 77.3

<0.02 0.08

0.61 0.88

0.04 0.14

6.6 5.5

178.4 124.6

3.81 14.48

1.32 3.35

4.3 4.9

<5 <5

0.13 0.36

5.8 30.6

0.78 0.36

291 384

7.16 8.67

0.036 0.055

33.9 16.6

0.013 0.039

37.87 20.13

<0.02 0.05

<0.02 0.05

2.6 1.3

<0.10 0.3

15.3 23.4

<0.02 0.04

8.2 12.1

0.005 0.081

0.06 0.19

3.1 1.4

16 19

<0.10 0.4

44 37.9

Page 2 of 18


Sample ID



Total Carbon Wt.%

CO2 Wt.%


Total Sulphur Wt.%







NP/AP Ratio ---

Carb NP/AP Ratio

Fizz Rating ---


Aluminum (Al) %

Arsenic (As) mg/kg

Gold (Au) ug/kg

Boron (B) mg/kg

Barium (Ba) mg/kg

Bismuth (Bi) mg/kg

Calcium (Ca) %

Cadmium (Cd) mg/kg

Cobalt (Co) mg/kg

Chromium (Cr) mg/kg

Copper (Cu) mg/kg

Iron (Fe) %

Gallium (Ga) mg/kg

Mercury Hg ug/kg

Potassium (K) %


Magnesium (Mg) %



Sodium (Na) %

Nickel (Ni) mg/kg

Phosphorus (P) %

Lead (Pb) mg/kg

Sulphur (S) %

Antimony (Sb) mg/kg

Scandium (Sc) mg/kg

Selenium (Se) mg/kg



Thorium (Th) mg/kg

Titanium (Ti) %

Thallium (Tl) mg/kg

Uranium (U) mg/kg

Vanadium (V) mg/kg

Tungsten (W) mg/kg

Zinc (Zn) mg/kg

Duplicate - SGS

Duplicate - SGS

1029417 1029417 1029418 1029419 1029420 1029421 1029421 1029422 1029423 1029424

VFR VFR VFR VFR vfr vfr vfr VFR VFR AND28 28 46 20 97 297 297 0 23 5346 46 70 34 99 299 299 23 115 85

18.0 18.0 24.0 14.0 2 2 2 23.0 92.0 32.0

7.9 7.6 9.1 8.3 9.5 9.6 9.4 9.5 9.6 9.3

<0.02 <0.01 <0.02 0.02 0.12 0.03 0.02 <0.02 0.29 0.07

0.04 <0.01 0.05 0.06 0.44 0.08 0.02 0.03 1.10 0.28

0.9 <0.80 1.1 1.4 10.0 1.8 1.7 0.7 25.0 6.4

<0.02 <0.01 <0.02 <0.02 <0.02 <0.02 0.02 <0.02 0.03 0.03

<0.01 <0.01 <0.01 <0.01 <0.01 <0.01 <0.01 <0.01 <0.01 <0.01

<0.01 <0.01 <0.01 <0.01 <0.01 0.01 <0.01 <0.01 0.02 0.02

0.02 0.01 0.02 0.02 0.02 0.02 0.02 0.02 0.01 0.01

0.3 0.3 0.3 0.3 0.3 0.3 0.3 0.3 0.6 0.6

3.4 3.7 4.4 5.0 14.0 8.8 7.1 3.0 27.1 12.5

3.4 3.7 4.4 5.0 14.0 8.4 7.1 3.0 26.5 11.8

11.3 12.5 14.7 16.8 46.8 28.0 23.7 10.1 43.4 19.9

3.0 2.7 3.8 4.5 33.3 5.8 5.6 2.3 40.0 10.2

None None None None Slight None None None Strong None

Page 3 of 18


Sample ID



Total Carbon Wt.%

CO2 Wt.%


Total Sulphur Wt.%







NP/AP Ratio ---

Carb NP/AP Ratio

Fizz Rating ---


Aluminum (Al) %

Arsenic (As) mg/kg

Gold (Au) ug/kg

Boron (B) mg/kg

Barium (Ba) mg/kg

Bismuth (Bi) mg/kg

Calcium (Ca) %

Cadmium (Cd) mg/kg

Cobalt (Co) mg/kg

Chromium (Cr) mg/kg

Copper (Cu) mg/kg

Iron (Fe) %

Gallium (Ga) mg/kg

Mercury Hg ug/kg

Potassium (K) %


Magnesium (Mg) %



Sodium (Na) %

Nickel (Ni) mg/kg

Phosphorus (P) %

Lead (Pb) mg/kg

Sulphur (S) %

Antimony (Sb) mg/kg

Scandium (Sc) mg/kg

Selenium (Se) mg/kg



Thorium (Th) mg/kg

Titanium (Ti) %

Thallium (Tl) mg/kg

Uranium (U) mg/kg

Vanadium (V) mg/kg

Tungsten (W) mg/kg

Zinc (Zn) mg/kg

Duplicate - SGS

1029425 1029426 1029427 1029427 1029428 1029429 1029430 1029431 1029432 1029433

AND AND AND AND VFR VFR AND AND AND VFR10 103 39 39 10 175 128 0 41.5 021 133 126 126 23 193.15 165 41.5 66 18

11.0 30.0 87.0 87.0 13.0 18.2 37.0 41.5 24.5 18.0

8.8 9.0 9.0 9.0 9.4 9.0 9.0 7.7 8.6 9.1

0.02 0.16 0.47 0.47 0.03 0.20 0.13 0.17 0.22 <0.02

0.12 0.46 1.11 0.47 0.07 0.53 0.39 0.41 0.54 0.04

2.7 10.5 25.2 39.2 1.6 12.0 8.9 9.3 12.3 0.9

<0.02 0.10 0.05 0.07 <0.02 0.02 0.05 <0.02 0.02 <0.02

<0.01 <0.01 <0.01 <0.01 <0.01 <0.01 <0.01 <0.01 <0.01 <0.01

<0.01 0.10 0.05 0.05 <0.01 0.02 0.02 <0.01 0.02 <0.01

0.02 0.00 0.00 0.02 0.02 0.00 0.03 0.02 0.00 0.02

0.3 3.1 1.6 1.6 0.3 0.6 0.6 0.3 0.6 0.3

6.0 17.3 42.2 42.5 1.8 18.5 15.1 5.2 18.2 3.1

6.0 14.2 40.6 41.0 1.8 17.8 14.4 5.2 17.5 3.1

20.2 5.5 27.0 27.2 5.9 29.5 24.1 17.2 29.1 10.5

9.1 3.3 16.1 25.1 5.3 19.3 14.2 31.1 19.6 3.0

None Slight Strong Moderate None Moderate Slight None None None

48

0.69

12.9

0.7

<20

34.9

0.08

0.85

0.19

7

88.1

17.53

1.72

3.5

<5

0.26

24.9

0.32

395

43.6

0.038

18.1

0.043

15.02

0.08

0.03

1.3

0.3

18.9

0.05

10.5

0.081

0.16

1.4

11

1.2

48.1

Page 4 of 18


Sample ID



Total Carbon Wt.%

CO2 Wt.%


Total Sulphur Wt.%







NP/AP Ratio ---

Carb NP/AP Ratio

Fizz Rating ---


Aluminum (Al) %

Arsenic (As) mg/kg

Gold (Au) ug/kg

Boron (B) mg/kg

Barium (Ba) mg/kg

Bismuth (Bi) mg/kg

Calcium (Ca) %

Cadmium (Cd) mg/kg

Cobalt (Co) mg/kg

Chromium (Cr) mg/kg

Copper (Cu) mg/kg

Iron (Fe) %

Gallium (Ga) mg/kg

Mercury Hg ug/kg

Potassium (K) %


Magnesium (Mg) %



Sodium (Na) %

Nickel (Ni) mg/kg

Phosphorus (P) %

Lead (Pb) mg/kg

Sulphur (S) %

Antimony (Sb) mg/kg

Scandium (Sc) mg/kg

Selenium (Se) mg/kg



Thorium (Th) mg/kg

Titanium (Ti) %

Thallium (Tl) mg/kg

Uranium (U) mg/kg

Vanadium (V) mg/kg

Tungsten (W) mg/kg

Zinc (Zn) mg/kg

Duplicate - Maxxam

Duplicate - Maxxam

1029434 1029435 1029435 1029436 1029437 1029438 1029438 1029439 1029440 1029441

VFR VAL VAL VFR VFR VFR VFR VFR AND AND18 32 32 56 10 21 21 0 58 6431 56 56 70 21 65.5 65.5 58 64 98

13.0 24.0 24.0 14.0 11.0 44.5 44.5 58.0 6.0 34.0

9.5 8.8 9.2 8.7 9.2 9.4 9.1 9.3

0.07 0.34 0.19 0.02 0.04 0.03 0.03 0.16

0.25 0.97 0.58 0.10 0.10 0.06 0.07 0.37

5.7 22.0 13.2 2.3 2.3 1.4 1.6 8.4

0.03 <0.02 <0.02 <0.02 <0.02 <0.02 <0.02 <0.02

<0.01 <0.01 <0.01 <0.01 <0.01 <0.01 <0.01 <0.01

0.01 0.01 <0.01 <0.01 <0.01 <0.01 <0.01 0.02

0.02 0.02 0.02 0.02 0.02 0.02 0.02 0.02

0.3 0.3 0.3 0.3 0.3 0.3 0.3 0.6

7.0 31.7 20.3 1.6 3.8 1.8 9.9 27.6

6.7 31.4 20.3 1.6 3.8 1.8 9.9 27.0

22.4 101.4 67.8 5.5 12.6 5.9 33.2 44.2

18.2 70.5 43.9 7.6 7.6 4.5 5.3 13.5

Slight Moderate Slight None None None None Moderate

29 17

0.28 0.35

1.3 0.3

1.6 0.7

<20 <20

20 90.5

<0.02 <0.02

1.38 0.18

0.11 0.02

5.9 3

119.9 127.2

18.04 4.43

20.01 1.4

3.2 2

<5 9

0.05 0.16

8.8 33.3

0.34 0.12

490 157

6.56 9.52

0.01 0.047

15 4.3

0.054 0.011

5.37 22.35

<0.02 <0.02

0.04 0.03

1.8 0.4

0.5 <0.10

34.1 21.7

0.04 0.05

2.3 20

0.044 0.019

<0.02 0.03

2 1.2

17 9

2.9 <0.10

25.9 17.7

Page 5 of 18


Sample ID



Total Carbon Wt.%

CO2 Wt.%


Total Sulphur Wt.%







NP/AP Ratio ---

Carb NP/AP Ratio

Fizz Rating ---


Aluminum (Al) %

Arsenic (As) mg/kg

Gold (Au) ug/kg

Boron (B) mg/kg

Barium (Ba) mg/kg

Bismuth (Bi) mg/kg

Calcium (Ca) %

Cadmium (Cd) mg/kg

Cobalt (Co) mg/kg

Chromium (Cr) mg/kg

Copper (Cu) mg/kg

Iron (Fe) %

Gallium (Ga) mg/kg

Mercury Hg ug/kg

Potassium (K) %


Magnesium (Mg) %



Sodium (Na) %

Nickel (Ni) mg/kg

Phosphorus (P) %

Lead (Pb) mg/kg

Sulphur (S) %

Antimony (Sb) mg/kg

Scandium (Sc) mg/kg

Selenium (Se) mg/kg



Thorium (Th) mg/kg

Titanium (Ti) %

Thallium (Tl) mg/kg

Uranium (U) mg/kg

Vanadium (V) mg/kg

Tungsten (W) mg/kg

Zinc (Zn) mg/kg

1029442 1029443 1029444 1029445 1029446 1029447 1029448 1029449 1029450 1029451

AND vfr and AND AND vfr VFR and AND and84 180.5 174 177 270 321 128 319 160 30489 182.5 176 206 290 323 165 321 168 3065.0 2 2 29.0 20.0 2 37.0 2 8.0 2

8.9 9.8 9.5 9.3 9.5 9.8 8.8 9.5 9.1 9.3

0.11 0.02 0.19 0.27 0.13 0.09 0.16 0.10 0.11 0.30

0.22 0.07 0.69 0.67 0.34 0.30 0.75 0.35 0.24 1.07

5.0 1.6 15.7 15.2 7.7 6.8 17.0 8.0 5.5 24.3

<0.02 <0.02 0.12 0.07 0.02 <0.02 0.02 0.07 0.03 0.08

<0.01 <0.01 <0.01 <0.01 <0.01 <0.01 <0.01 <0.01 <0.01 <0.01

<0.01 0.01 0.11 0.07 0.02 <0.01 0.02 0.05 0.03 0.07

0.02 0.02 0.01 0.00 0.00 0.02 0.00 0.02 0.00 0.01

0.3 0.3 3.4 2.2 0.6 0.3 0.6 1.6 0.9 2.2

12.8 8.0 22.1 24.9 19.5 9.0 23.9 12.3 15.3 28.1

12.8 7.7 18.7 22.7 18.8 9.0 23.2 10.7 14.4 26.0

42.6 25.6 6.4 11.4 31.1 30.0 38.2 7.9 16.3 12.9

16.7 5.1 4.6 7.0 12.4 22.7 27.3 5.1 5.8 11.1

Slight None Moderate Strong Slight Slight Slight Slight Slight Strong

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Sample ID



Total Carbon Wt.%

CO2 Wt.%


Total Sulphur Wt.%







NP/AP Ratio ---

Carb NP/AP Ratio

Fizz Rating ---


Aluminum (Al) %

Arsenic (As) mg/kg

Gold (Au) ug/kg

Boron (B) mg/kg

Barium (Ba) mg/kg

Bismuth (Bi) mg/kg

Calcium (Ca) %

Cadmium (Cd) mg/kg

Cobalt (Co) mg/kg

Chromium (Cr) mg/kg

Copper (Cu) mg/kg

Iron (Fe) %

Gallium (Ga) mg/kg

Mercury Hg ug/kg

Potassium (K) %


Magnesium (Mg) %



Sodium (Na) %

Nickel (Ni) mg/kg

Phosphorus (P) %

Lead (Pb) mg/kg

Sulphur (S) %

Antimony (Sb) mg/kg

Scandium (Sc) mg/kg

Selenium (Se) mg/kg



Thorium (Th) mg/kg

Titanium (Ti) %

Thallium (Tl) mg/kg

Uranium (U) mg/kg

Vanadium (V) mg/kg

Tungsten (W) mg/kg

Zinc (Zn) mg/kg

1029452 1029453 1029454 1029455 1029456 1029457 1029458 1029459 1029460 1029461

AND VFR VFR AND and AND VFR AND AND AND270 0 252 120 40 9 0 200 15 136.5299 68 263.6 151 42 15 67 218 24 194.729.0 68.0 11.6 31.0 2 6.0 67.0 18.0 9.0 58.2

9.6 9.3 9.4 9.0 9.9 8.9 9.3 9.3 9.1 9.3

0.27 0.08 0.16 0.19 0.05 0.03 0.03 0.08 0.42 0.26

0.80 0.23 0.51 0.70 0.14 0.10 0.05 0.25 0.93 0.66

18.2 5.2 11.6 15.9 3.2 2.3 1.1 5.7 21.1 15.0

0.03 <0.02 <0.02 0.03 0.02 <0.02 <0.02 <0.02 <0.02 0.03

<0.01 <0.01 <0.01 <0.01 0.01 0.01 <0.01 <0.01 0.01 <0.01

0.03 <0.01 <0.01 0.03 0.01 <0.01 <0.01 0.01 0.01 0.03

0.00 0.02 0.02 0.00 0.00 0.02 0.02 0.02 0.02 0.00

0.9 0.3 0.3 0.9 0.3 0.3 0.3 0.3 0.3 0.9

25.9 3.9 13.9 21.5 13.2 12.9 1.8 16.0 42.3 28.7

24.9 3.9 13.9 20.5 12.9 12.9 1.8 15.7 42.0 27.7

27.6 13.0 46.4 22.9 42.3 42.9 5.9 51.2 135.4 30.6

19.4 17.4 38.6 17.0 10.2 7.6 3.8 18.2 67.6 16.0

Moderate None Moderate Moderate None None None None Moderate Moderate

49 45

0.33 1.51

0.4 1.6

0.8 1.4

<20 <20

32.1 42.4

0.08 0.04

0.63 1.91

0.06 0.23

3.2 8.6

116.1 111.9

7.58 21.46

2.44 4.69

3.4 4.5

6 <5

0.11 0.1

36.2 7.5

0.15 0.6

180 470

7.67 5.26

0.04 0.155

8.2 28.3

0.024 0.057

30.24 15.22

<0.02 0.04

0.04 0.05

1.3 2.2

0.2 0.1

14 47.4

0.03 <0.02

50.2 1.2

0.026 0.066

0.02 0.03

7.3 0.5

24 33

0.2 0.3

19.1 36.2

Page 7 of 18


Sample ID



Total Carbon Wt.%

CO2 Wt.%


Total Sulphur Wt.%







NP/AP Ratio ---

Carb NP/AP Ratio

Fizz Rating ---


Aluminum (Al) %

Arsenic (As) mg/kg

Gold (Au) ug/kg

Boron (B) mg/kg

Barium (Ba) mg/kg

Bismuth (Bi) mg/kg

Calcium (Ca) %

Cadmium (Cd) mg/kg

Cobalt (Co) mg/kg

Chromium (Cr) mg/kg

Copper (Cu) mg/kg

Iron (Fe) %

Gallium (Ga) mg/kg

Mercury Hg ug/kg

Potassium (K) %


Magnesium (Mg) %



Sodium (Na) %

Nickel (Ni) mg/kg

Phosphorus (P) %

Lead (Pb) mg/kg

Sulphur (S) %

Antimony (Sb) mg/kg

Scandium (Sc) mg/kg

Selenium (Se) mg/kg



Thorium (Th) mg/kg

Titanium (Ti) %

Thallium (Tl) mg/kg

Uranium (U) mg/kg

Vanadium (V) mg/kg

Tungsten (W) mg/kg

Zinc (Zn) mg/kg

Duplicate - SGS

Duplicate - Maxxam

1029462 1029463 1029463 1029464 1029465 Composite Composite HC-1 HC-2 HC-3

VFR VFR VFR VFR VFR205 37.5 37.5 209 0214 45 45 246 37.59.0 7.5 7.5 37.0 37.5

9.7 9.2 9.2 9.4 8.9

0.04 0.06 0.05 0.09 0.03

0.18 0.22 0.05 0.19 0.11

4.1 5.0 4.2 4.3 2.5

<0.02 <0.02 0.01 <0.02 <0.02

<0.01 <0.01 <0.01 <0.01 <0.01

<0.01 <0.01 <0.01 0.02 <0.01

0.02 0.02 0.01 0.02 0.02

0.3 0.3 0.3 0.6 0.3

2.8 5.4 5.9 9.4 1.9

2.8 5.4 5.9 8.8 1.9

9.2 18.1 19.5 15.1 6.3

13.6 16.7 13.9 6.9 8.3

None None None None None

32 46 24 27

0.69 0.54 0.55 0.52

8 0.7 0.6 1.3

0.4 1.6 2.5 0.3

<20 <20 <20 <20

42.3 15.7 29.6 22

0.03 0.04 0.03 <0.02

0.64 1.3 0.68 0.95

0.06 0.16 0.08 0.03

5.6 6.3 5.4 4.4

63.2 56 54.3 62.9

9.81 43.94 11.04 6.43

3.67 2.77 2.97 1.25

3.9 3 4.4 3.1

<5 <5 <5 <5

0.21 0.06 0.07 0.06

29.3 47.9 30.5 12.5

0.51 0.25 0.43 0.45

296 375 407 271

3.51 3.47 4.49 3.69

0.016 0.045 0.021 0.028

13.6 23.4 12.1 10.3

0.041 0.055 0.066 0.03

24.18 15.72 21.05 25.47

<0.02 0.07 0.03 0.03

0.03 0.03 0.14 <0.02

1.6 1.7 1.9 1

0.4 0.1 0.1 <0.10

30.3 16.1 25.8 33.3

<0.02 0.03 <0.02 <0.02

20.3 45.7 30.2 7.3

0.042 0.079 0.034 0.025

0.14 0.03 0.04 0.02

2.9 3.3 14.9 2.8

14 27 12 13

0.3 7.7 0.4 0.2

41.3 28.3 38 25.7

Page 8 of 18


Sample ID



Total Carbon Wt.%

CO2 Wt.%


Total Sulphur Wt.%







NP/AP Ratio ---

Carb NP/AP Ratio

Fizz Rating ---


Aluminum (Al) %

Arsenic (As) mg/kg

Gold (Au) ug/kg

Boron (B) mg/kg

Barium (Ba) mg/kg

Bismuth (Bi) mg/kg

Calcium (Ca) %

Cadmium (Cd) mg/kg

Cobalt (Co) mg/kg

Chromium (Cr) mg/kg

Copper (Cu) mg/kg

Iron (Fe) %

Gallium (Ga) mg/kg

Mercury Hg ug/kg

Potassium (K) %


Magnesium (Mg) %



Sodium (Na) %

Nickel (Ni) mg/kg

Phosphorus (P) %

Lead (Pb) mg/kg

Sulphur (S) %

Antimony (Sb) mg/kg

Scandium (Sc) mg/kg

Selenium (Se) mg/kg



Thorium (Th) mg/kg

Titanium (Ti) %

Thallium (Tl) mg/kg

Uranium (U) mg/kg

Vanadium (V) mg/kg

Tungsten (W) mg/kg

Zinc (Zn) mg/kg

Duplicate - Maxxam

Duplicate - Maxxam

HC-4 HC-4 HC-1 Residue HC-2 Residue HC-3 Residue HC-4 Residue HC-5 Residue Tailings Tailings

9.2 8.9 9.4 9.3 9.2 8.8

0.23 0.14 0.21 0.12 0.19 0.32

0.73 0.43 0.48 0.21 0.43 0.78

16.6 9.8 10.9 4.8 9.8 17.7

0.06 <0.02 <0.02 0.03 <0.02 0.08

<0.01 <0.01 <0.01 <0.01 <0.01 0.01

0.04 <0.01 <0.01 0.02 <0.01 0.07

0.02 0.02 0.02 0.01 0.02 0.00

1.25 <0.3 <0.3 0.63 <0.3 2.2

19.5 14.9 14.1 13.4 12.4 18.6

18.3 14.9 14.1 12.8 12.4 16.4

15.6 49.8 46.8 21.5 41.5 8.5

13.3 32.6 36.4 7.6 32.6 8.1

Strong Moderate Moderate Slight Moderate Slight

19 32 45.00 26.00 20.00 46.00 19.00 37

0.51 1.22 0.5 0.66 0.46 1.1 0.56 0.51

1.5 1.9 0.10 <0.10 0.60 1.70 0.20 2.7

<0.20 3.1 2 1 0 5 <0.20 1

<20 <20 <20 <20 <20 <20 <20 <20

21.3 54.9 12.6 33.6 20.1 59.3 10.7 59.3

<0.02 0.04 0 0 <0.02 0 <0.02 0.02

0.94 0.59 1.1 0.8 0.7 0.6 0.5 0.81

0.02 0.06 0.14 0.16 0.01 0.06 0.02 0.08

4.6 16.7 6.70 6.30 4.00 16.60 5.20 5.8

63.9 144.8 82.4 65.7 65.8 128.3 118.9 87.4

6.2 32.48 44.53 14.56 5.13 45.55 2.13 21.4

1.21 4.24 3.12 3.25 1.11 3.41 0.99 5.18

3.2 5.5 3.2 5.1 3 5.2 3.3 3

<5 <5 <5 6 <5 <5 <5 <5

0.06 0.21 0.09 0.12 0.08 0.24 0.11 0.1

12.1 16.5 41.4 24.9 10.3 16.5 4.8 14.7

0.43 1.17 0.24 0.53 0.35 1.02 0.56 0.6

268 394 380 467 215 380 230 333

3.79 4.67 5.13 5.12 4.15 4.05 4.52 5.53

0.028 0.049 0.047 0.027 0.023 0.04 0.021 0.021

10.5 51.8 25.10 14.90 8.60 49.70 26.50 27.1

0.031 0.047 0.05 0.08 0.03 0.05 0.01 0.09

24.95 11.6 17.04 19.56 20.87 11.10 28.50 7.94

0.03 0.04 0.06 <0.02 <0.02 0.04 <0.02 0.08

<0.02 <0.02 0.03 0.11 <0.02 <0.02 <0.02 0.23

1 2.6 1.4 2.2 1 2.1 2.3 1

<0.10 <0.10 0.2 0.2 <0.10 0.1 0.1 <0.10

34 25.3 13 25 25 20 12 34.8

<0.02 <0.02 <0.02 <0.02 <0.02 <0.02 <0.02 <0.02

7.1 8.6 43 22 04 07 08 5.8

0.025 0.074 0.08 0.044 0.022 0.061 0.004 0.038

<0.02 0.1 0.03 0.04 0.02 0.11 0.04 0.03

3.3 1.1 3.100 11.400 1.200 0.900 2.200 0.7

13 66 27 14 11 51 13 13

0.2 0.2 4.3 0.4 1.8 0.2 <0.10 2.6

24.8 47.7 28.80 47.30 23.40 51.10 33.00 28

Page 9 of 18


Duplicate - Chemex

Sample ID 1029401 1029402 1029403 1029404 1029405 1029406 1029407 1029408 1029409 1029409

Lithology VFR VFR VFA AND VFR VFR VFR VFR VFA VFAStart 0 24 230 245 50 75 135 245 175 175End 24 125 245 255 60 100 192 270 200 200Total 24.0 101.0 15.0 10.0 10.0 25.0 57.0 25.0 25.0 25.0

WHOLE ROCK GEOCHEMISTRYSiO2 % 68.70 71.61 69.70

Al2O3 % 13.49 13.29 12.70

Fe2O3 % 3.58 2.22 2.15

MgO % 1.38 1.49 1.31

CaO % 2.11 1.36 1.34

Na2O % 2.38 3.40 3.08

K2O % 5.38 4.62 4.12

TiO2 % 0.34 0.10 0.09

P2O5 % 0.09 0.04 0.03

MnO % 0.06 0.04 0.04

Cr2O3 % 0.029 0.039 0.04

Barium (Ba) mg/kg 1124 256 269

Niobium (Nb) mg/kg 14 <5

Nickel (Ni) mg/kg 42 33

Scandium (Sc) mg/kg 4 5

Strontium (Sr) mg/kg 263 67 85

Yttrium (Y) mg/kg 14 7

Zirconium (Zr) mg/kg 225 268

LOI % 2.3 1.7 2.0

SPLP CHEMISTRYWt. of sample used g 250

Vol. of DI water used ml 1000

Final pH (18h) pH Units 7.4

Electric Conductivity (18h) µS/cm 31

Dissolved Sulphate mg/L 1

Acidity (to pH 8.3) mg CaCO3/L 2

Total Alkalinity (to pH 4.5) mg CaCO3/L 14

Chloride mg/L 2.8

Flouride mg/L 0.12

Total Phosphorous mgP/L 0.124

Total Dissolved Solids mg/L 48

Dissolved Hardness CaCO3 (calc Ca Mg) mg/L 3

Dissolved Aluminum (Al) mg/L 0.435

Dissolved Antimony (Sb) mg/L 0.00008

Dissolved Arsenic (As) mg/L 0.00173

Dissolved Barium (Ba) mg/L 0.0105

Dissolved Beryllium (Be) mg/L 0.00004

Dissolved Bismuth (Bi) mg/L <0.000005

Dissolved Boron (B) mg/L <0.05

Dissolved Cadmium (Cd) mg/L <0.000005

Dissolved Cesium (Cs) mg/L <0.00005

Dissolved Chromium (Cr) mg/L 0.0002

Dissolved Cobalt (Co) mg/L 0.000355

Dissolved Copper (Cu) mg/L 0.00229

Dissolved Iron (Fe) mg/L 0.199

Dissolved Lanthanum (La) mg/L 0.00075

Dissolved Lead (Pb) mg/L 0.00181

Dissolved Lithium (Li) mg/L 0.0007

Dissolved Manganese (Mn) mg/L 0.0183

Dissolved Molybdenum (Mo) mg/L 0.00027

Dissolved Nickel (Ni) mg/L 0.0023

Dissolved Phosphorus (P) mg/L 0.087

Dissolved Rubidium (Rb) mg/L 0.00021

Dissolved Selenium (Se) mg/L <0.00004

Dissolved Silicon (Si) mg/L 4.7

Dissolved Silver (Ag) mg/L 0.000005

Dissolved Strontium (Sr) mg/L 0.00743

Dissolved Tellurium (Te) mg/L <0.00002

Dissolved Thallium (Tl) mg/L <0.000002

Dissolved Thorium (Th) mg/L 0.000195

Dissolved Tin (Sn) mg/L 0.00001

Dissolved Titanium (Ti) mg/L 0.0027

Dissolved Tungsten (W) mg/L 0.00051

Dissolved Uranium (U) mg/L 0.000344

Dissolved Vanadium (V) mg/L 0.0043

Dissolved Zinc (Zn) mg/L 0.0013

Dissolved Zirconium (Zr) mg/L 0.0003

Dissolved Calcium (Ca) mg/L 0.78

Dissolved Magnesium (Mg) mg/L 0.25

Dissolved Potassium (K) mg/L 0.61

Dissolved Sodium (Na) mg/L 4.38

Dissolved Sulphur (S) mg/L 10

Dissolved Mercury (Hg) µg/L 0.006

Page 10 of 18


Sample ID


WHOLE ROCK GEOCHEMISTRYSiO2 %

Al2O3 %

Fe2O3 %

MgO %

CaO %

Na2O %

K2O %

TiO2 %

P2O5 %

MnO %

Cr2O3 %

Barium (Ba) mg/kg

Niobium (Nb) mg/kg

Nickel (Ni) mg/kg

Scandium (Sc) mg/kg


Yttrium (Y) mg/kg

Zirconium (Zr) mg/kg

LOI %

SPLP CHEMISTRYWt. of sample used g

Vol. of DI water used ml

Final pH (18h) pH Units

Electric Conductivity (18h) µS/cm

Dissolved Sulphate mg/L

Acidity (to pH 8.3) mg CaCO3/L

Total Alkalinity (to pH 4.5) mg CaCO3/L

Chloride mg/L

Flouride mg/L

Total Phosphorous mgP/L

Total Dissolved Solids mg/L

Dissolved Hardness CaCO3 (calc Ca Mg) mg/L

Dissolved Aluminum (Al) mg/L

Dissolved Antimony (Sb) mg/L

Dissolved Arsenic (As) mg/L

Dissolved Barium (Ba) mg/L

Dissolved Beryllium (Be) mg/L

Dissolved Bismuth (Bi) mg/L

Dissolved Boron (B) mg/L

Dissolved Cadmium (Cd) mg/L

Dissolved Cesium (Cs) mg/L

Dissolved Chromium (Cr) mg/L

Dissolved Cobalt (Co) mg/L

Dissolved Copper (Cu) mg/L

Dissolved Iron (Fe) mg/L

Dissolved Lanthanum (La) mg/L

Dissolved Lead (Pb) mg/L

Dissolved Lithium (Li) mg/L

Dissolved Manganese (Mn) mg/L

Dissolved Molybdenum (Mo) mg/L

Dissolved Nickel (Ni) mg/L

Dissolved Phosphorus (P) mg/L

Dissolved Rubidium (Rb) mg/L

Dissolved Selenium (Se) mg/L

Dissolved Silicon (Si) mg/L

Dissolved Silver (Ag) mg/L

Dissolved Strontium (Sr) mg/L

Dissolved Tellurium (Te) mg/L

Dissolved Thallium (Tl) mg/L

Dissolved Thorium (Th) mg/L

Dissolved Tin (Sn) mg/L

Dissolved Titanium (Ti) mg/L

Dissolved Tungsten (W) mg/L

Dissolved Uranium (U) mg/L

Dissolved Vanadium (V) mg/L

Dissolved Zinc (Zn) mg/L

Dissolved Zirconium (Zr) mg/L

Dissolved Calcium (Ca) mg/L

Dissolved Magnesium (Mg) mg/L

Dissolved Potassium (K) mg/L

Dissolved Sodium (Na) mg/L

Dissolved Sulphur (S) mg/L

Dissolved Mercury (Hg) µg/L

Duplicate - Maxxam

Duplicate - SGS

Duplicate - SGS

1029409 1029410 1029411 1029412 1029413 1029414 1029415 1029415 1029415 1029416

VFA AND and VFR VFR VFR VFR VFR175 197 254 104 42 42 42 130200 202 256 172 60 60 60 15025.0 5.0 2 68.0 18.0 18.0 18.0 20.0

71.45 64.01

13.21 11.11

2.23 9.83

1.47 2

1.36 6.15

3.3 2.09

4.52 3.04

0.1 0.32

0.11 0.09

0.04 0.21

0.038 0.03

260 684

9 14

33 31

5 8

72 180

8 40

306 193

2 1

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Sample ID



Al2O3 %

Fe2O3 %

MgO %

CaO %

Na2O %

K2O %

TiO2 %

P2O5 %

MnO %

Cr2O3 %

Barium (Ba) mg/kg

Niobium (Nb) mg/kg

Nickel (Ni) mg/kg

Scandium (Sc) mg/kg


Yttrium (Y) mg/kg


LOI %








Chloride mg/L

Flouride mg/L













































Duplicate - SGS

Duplicate - SGS

1029417 1029417 1029418 1029419 1029420 1029421 1029421 1029422 1029423 1029424

VFR VFR VFR VFR vfr vfr vfr VFR VFR AND28 28 46 20 97 297 297 0 23 5346 46 70 34 99 299 299 23 115 85

18.0 18.0 24.0 14.0 2 2 2 23.0 92.0 32.0

Page 12 of 18


Sample ID



Al2O3 %

Fe2O3 %

MgO %

CaO %

Na2O %

K2O %

TiO2 %

P2O5 %

MnO %

Cr2O3 %

Barium (Ba) mg/kg

Niobium (Nb) mg/kg

Nickel (Ni) mg/kg

Scandium (Sc) mg/kg


Yttrium (Y) mg/kg


LOI %








Chloride mg/L

Flouride mg/L













































Duplicate - SGS

1029425 1029426 1029427 1029427 1029428 1029429 1029430 1029431 1029432 1029433

AND AND AND AND VFR VFR AND AND AND VFR10 103 39 39 10 175 128 0 41.5 021 133 126 126 23 193.15 165 41.5 66 18

11.0 30.0 87.0 87.0 13.0 18.2 37.0 41.5 24.5 18.0

63.34

11.93

8.13

1.97

6.75

2.13

3.8

0.35

0.1

0.27

0.028

693

12

37

10

191

30

188

1

250 50 250 250

1000 1000 1000 1000

9.9 8.0 9.7 9.3

82 36 68 68

3 1 1 3

5

30 31 28 27

3.2 0.3 0.6 1.4

0.14 <0.06 0.20 0.37

0.01 <0.03 0.124 0.031

42 46 36 40

16 17 13 18

0.215 0.316 0.368 0.161

0.00074 <0.0002 0.00003 0.00028

0.00127 0.0003 0.00044 0.0133

0.00821 0.00473 0.00436 0.00653

<0.00001 <0.00002 0.00001 0.00001

<0.000005 <0.00001 <0.000005 <0.000005

<0.05 0.0028 <0.05 <0.05

<0.000005 <0.000003 0.000008 0.000011

<0.00005 <0.00005 <0.00005

0.0003 <0.0005 0.0006 0.0003

0.000013 0.000016 0.000099 0.000078

0.00027 0.0006 0.00057 0.00041

0.011 0.008 0.124 0.183

<0.00005 <0.00005 <0.00005

0.000022 0.0011 0.000138 0.000109

0.001 <0.001 <0.0005 0.0039

0.00055 0.0008 0.00313 0.00371

0.00102 0.00012 0.00049 0.00512

0.00096 0.0003 0.00047 0.00321

0.004 <0.009 0.031 0.028

0.0101 0.00233 0.00439

0.00035 <0.00004 0.0006 0.00136

6.9 1.28 5.6 5.6

<0.000005 <0.00001 <0.000005 <0.000005

0.0459 0.0244 0.0199 0.0344

<0.00002 <0.00002 <0.00002

0.000008 <0.0002 0.000006 0.000006

<0.000005 0.000005 0.000011

0.00004 0.00006 0.00001 <0.00001

<0.0005 0.0001 0.0047 0.0024

0.007 0.00217 0.002

0.000023 <0.000001 0.000072 0.000154

0.0076 0.00075 0.0155 0.0045

<0.0001 0.002 0.0007 0.0016

<0.0001 <0.00001 <0.0001 <0.0001

5.06 6.15 4.28 5.5

0.76 0.37 0.62 0.99

4.77 0.625 5.6 3.6

5.52 0.7 3.82 3.37

10 0.2 10 10

0.006 <0.01 0.007 0.006

Page 13 of 18


Sample ID



Al2O3 %

Fe2O3 %

MgO %

CaO %

Na2O %

K2O %

TiO2 %

P2O5 %

MnO %

Cr2O3 %

Barium (Ba) mg/kg

Niobium (Nb) mg/kg

Nickel (Ni) mg/kg

Scandium (Sc) mg/kg


Yttrium (Y) mg/kg


LOI %








Chloride mg/L

Flouride mg/L













































Duplicate - Maxxam

Duplicate - Maxxam

1029434 1029435 1029435 1029436 1029437 1029438 1029438 1029439 1029440 1029441

VFR VAL VAL VFR VFR VFR VFR VFR AND AND18 32 32 56 10 21 21 0 58 6431 56 56 70 21 65.5 65.5 58 64 98

13.0 24.0 24.0 14.0 11.0 44.5 44.5 58.0 6.0 34.0

47.59 72.42

3.48 13.59

40.05 2.87

1.63 0.31

3.65 1.03

0.49 3.23

1.26 5.04

0.19 0.14

0.13 0.03

0.12 0.03

0.031 0.033

348 1092

<5 <5

29 <20

6 2

98 221

13 6

43 174

1.3 1.1

250 250 250 250 250 250 250

1000 1000 1000 1000 1000 1000 1000

9.3 7.7 9.3 9.1 9.4 8.0

65 57 58 56 65 118

1 2 2 2 1 1

1 1

29 20 23 24 24 54

0.7 2.9 4.1 0.8 1.5 1.2

0.10 0.20 0.06 0.02 0.05 0.82

0.005 0.106 0.134 <0.005 0.033 0.019

34 46 66 34 36 72

21 11 14 14 10 51

0.061 0.061 0.437 0.937 0.516 0.445 0.0134

0.0002 0.0002 0.00006 0.00004 0.00005 0.00006 0.00002

0.0005 0.0005 0.00132 0.0006 0.00071 0.00206 0.00022

0.0022 0.0022 0.171 0.101 0.0392 0.00191 0.00817

<0.00005 <0.00005 0.0001 0.00006 0.00001 0.00001 <0.00001

<0.00003 <0.00003 <0.000005 0.000007 <0.000005 <0.000005 <0.000005

<0.3 <0.3 <0.05 <0.05 <0.05 <0.05 0.08

<0.00003 <0.00003 <0.000005 0.000012 <0.000005 <0.000005 0.000009

<0.0003 <0.0003 <0.00005 <0.00005 <0.00005 <0.00005 <0.00005

<0.0005 <0.0005 0.0002 0.0003 0.0001 0.0002 0.0044

<0.00003 <0.00003 0.000185 0.000231 0.000037 0.000011 <0.000005

0.0018 0.0018 0.00857 0.00117 0.00056 0.00112 0.00039

0.02 0.019 0.072 0.264 0.055 0.025 0.004

<0.0003 <0.0003 0.00523 0.00176 0.00029 0.00006 <0.00005

0.00004 <0.00003 0.00258 0.00424 0.000625 0.000214 0.000014

<0.003 <0.003 0.0011 0.0008 0.0007 0.0008 0.0042

0.0007 0.0007 0.0118 0.0348 0.00513 0.00061 0.0001

0.0011 0.0011 0.00061 0.00064 0.00111 0.00089 0.0101

0.0029 0.0035 0.0052 0.00066 0.00054 0.00028 0.00009

<0.01 0.01 0.096 0.055 0.03 0.022 0.015

0.0027 0.003 0.00199 0.00099 0.00053 0.00223 0.00117

0.0114 0.0115 0.00005 <0.00004 0.00007 0.00004 <0.00004

6.5 6.6 5.2 5 4.4 5.5 4.2

<0.00003 <0.00003 0.000023 0.000006 <0.000005 <0.000005 <0.000005

0.0242 0.024 0.0391 0.0381 0.0373 0.0116 0.0776

<0.0001 <0.0001 <0.00002 <0.00002 <0.00002 <0.00002 <0.00002

<0.00001 <0.00001 0.000005 0.000004 0.000002 0.000007 0.000003

<0.00003 <0.00003 0.000239 0.000367 0.000071 0.000026 0.000024

0.00017 0.00006 0.00001 0.00002 0.00005 0.00001 <0.00001

<0.003 <0.003 0.0013 0.006 0.0017 <0.0005 <0.0005

0.00127 0.00127 0.0115 0.00164 0.00352 0.00085 0.00487

0.00026 0.00027 0.000317 0.000859 0.00103 0.000522 0.000065

<0.001 0.002 0.0077 0.0032 0.0028 0.0226 0.0002

0.0007 0.0005 0.003 0.0029 0.0012 0.0003 <0.0001

<0.0005 <0.0005 0.0003 0.0002 0.0003 0.0001 <0.0001

5.6 3.05 4.29 4.15 2.89 16.4

1.7 0.87 0.79 0.76 0.66 2.31

2.3 3.17 3.49 3.33 3.38 0.82

2.5 3.89 3.23 3.3 4 2.42

50 10 10 10 10 10

0.005 0.008 0.008 0.014 0.007 0.007

Page 14 of 18


Sample ID



Al2O3 %

Fe2O3 %

MgO %

CaO %

Na2O %

K2O %

TiO2 %

P2O5 %

MnO %

Cr2O3 %

Barium (Ba) mg/kg

Niobium (Nb) mg/kg

Nickel (Ni) mg/kg

Scandium (Sc) mg/kg


Yttrium (Y) mg/kg


LOI %








Chloride mg/L

Flouride mg/L













































1029442 1029443 1029444 1029445 1029446 1029447 1029448 1029449 1029450 1029451

AND vfr and AND AND vfr VFR and AND and84 180.5 174 177 270 321 128 319 160 30489 182.5 176 206 290 323 165 321 168 3065.0 2 2 29.0 20.0 2 37.0 2 8.0 2

Page 15 of 18


Sample ID



Al2O3 %

Fe2O3 %

MgO %

CaO %

Na2O %

K2O %

TiO2 %

P2O5 %

MnO %

Cr2O3 %

Barium (Ba) mg/kg

Niobium (Nb) mg/kg

Nickel (Ni) mg/kg

Scandium (Sc) mg/kg


Yttrium (Y) mg/kg


LOI %








Chloride mg/L

Flouride mg/L













































1029452 1029453 1029454 1029455 1029456 1029457 1029458 1029459 1029460 1029461

AND VFR VFR AND and AND VFR AND AND AND270 0 252 120 40 9 0 200 15 136.5299 68 263.6 151 42 15 67 218 24 194.729.0 68.0 11.6 31.0 2 6.0 67.0 18.0 9.0 58.2

67.13 53.71

13.33 9.7

5.16 15.71

0.84 4.63

2.79 10.67

2.43 1.09

6.59 1.64

0.22 0.48

0.06 0.12

0.07 0.34

0.026 0.034

1354 492

<5 6

<20 64

6 16

215 196

17 26

361 100

1.1 1.7

250

1000

8.5

62

1

27

0.8

0.06

0.048

36

16

0.839

0.00019

0.00121

0.0122

0.00007

<0.000005

<0.05

0.000006

<0.00005

0.0002

0.000068

0.00331

0.157

0.00083

0.00371

0.0017

0.0155

0.00467

0.00038

0.045

0.00584

0.00021

4.9

0.000028

0.0155

<0.00002

0.000014

0.000054

0.00003

0.0006

0.00372

0.0162

0.0009

0.002

0.0002

4.52

1.12

3.07

3.88

10

0.007

Page 16 of 18


Sample ID



Al2O3 %

Fe2O3 %

MgO %

CaO %

Na2O %

K2O %

TiO2 %

P2O5 %

MnO %

Cr2O3 %

Barium (Ba) mg/kg

Niobium (Nb) mg/kg

Nickel (Ni) mg/kg

Scandium (Sc) mg/kg


Yttrium (Y) mg/kg


LOI %








Chloride mg/L

Flouride mg/L













































Duplicate - SGS

Duplicate - Maxxam

1029462 1029463 1029463 1029464 1029465 Composite Composite HC-1 HC-2 HC-3

VFR VFR VFR VFR VFR205 37.5 37.5 209 0214 45 45 246 37.59.0 7.5 7.5 37.0 37.5

67.52 68.08 55.23 68.24 68.92

11.96 11.95 10.66 12.41 14.23

8.59 8.20 13.03 6.55 2.65

1.26 1.27 3.08 1.07 1.29

1.95 1.93 11.07 2.33 2.86

2.54 2.49 2.13 2.63 4.24

4.38 4.30 2.29 4.69 3.51

0.24 0.23 0.53 0.2 0.23

0.10 0.10 0.12 0.15 0.07

0.06 0.06 0.37 0.1 0.06

0.018 0.020 0.024 0.014 0.020

738 737 526 643 947

9 15 16 14 10

<20 41 65 20 23

4 4 17 4 3

198 197 168 189 378

18 18 34 43 8

190 202 166 297 119

1.3 1.3 1.3 1.5 1.8

250

1000

9.3

67

2

26

2.0

0.04

0.021

32

17

1.14

0.00038

0.00143

0.0349

0.0002

<0.000005

<0.05

0.000016

<0.00005

0.0001

0.000113

0.00165

0.573

0.00101

0.0112

0.0016

0.0316

0.0291

0.00028

0.025

0.00841

<0.00004

4.9

0.000024

0.0191

<0.00002

0.000021

0.000245

0.00007

0.0019

0.0235

0.0108

0.0012

0.004

<0.0001

4.76

1.26

3.5

3.45

10

0.005

Page 17 of 18


Sample ID



Al2O3 %

Fe2O3 %

MgO %

CaO %

Na2O %

K2O %

TiO2 %

P2O5 %

MnO %

Cr2O3 %

Barium (Ba) mg/kg

Niobium (Nb) mg/kg

Nickel (Ni) mg/kg

Scandium (Sc) mg/kg


Yttrium (Y) mg/kg


LOI %








Chloride mg/L

Flouride mg/L













































Duplicate - Maxxam

Duplicate - Maxxam

HC-4 HC-4 HC-1 Residue HC-2 Residue HC-3 Residue HC-4 Residue HC-5 Residue Tailings Tailings

72.54 59.36 54.81 67.06 69.44 60.26 72.51 67.67 67.25

13.50 12.47 10.61 12.17 14.17 12.61 13.38 5.62 5.63

2.85 10.66 13.57 7.59 2.40 9.32 1.70 13.93 14.27

0.31 4.85 3.13 1.29 1.13 4.50 1.14 3.31 3.36

1.03 5.69 11.00 2.58 2.55 5.67 1.30 4.47 4.46

3.22 2.53 2.21 2.71 4.41 2.71 3.50 0.88 0.89

5.03 1.99 2.28 4.20 3.53 2.13 4.68 2.09 2.11

0.15 0.54 0.52 0.26 0.22 0.50 0.08 0.22 0.22

0.03 0.11 0.12 0.17 0.07 0.12 0.02 0.21 0.23

0.03 0.15 0.38 0.10 0.05 0.15 0.03 0.14 0.14

0.031 0.038 0.031 0.018 0.021 0.037 0.024 0.02 0.021

1098 517 548 622 994 563 275 687 699

<5 17 14 17 10 18 8 <5 <5

<20 97 61 <20 20 93 26 37 36

1 22 17 6 4 21 4 7 7

219 241 178 194 416 263 72 177 183

6 41 34 37 8 39 7 20 20

175 158 194 133 140 157 162 82 106

1.1 1.4 1.1 1.7 1.8 1.8 1.6 1.3 1.3

Page 18 of 18

Medio Ambiente y Sustentabilidad

J10.82.13.01 Revisión 0

Minera Zamin Ferrous Aratirí

Proyecto Valentines Estudio De Caracterización Geoquímica Abril 2011

Estado de Revisión

Revisión Fecha Descripción Autor Aprobado por

Nombre Apellido Cargo Nombre Apellido Cargo

A 17-Mar-2011 Revisión para Aprovación Magaly Tapia Especialista Ambiental

Antony Sanford Gerente de Servicios Ambientales

Lista de Contenido

1 Generalidades 1

1.1 Introducción 1

1.2 Alcance y Objetivos del Estudio 1

1.3 Proyecto Valentines 2

2 Metodología del Programa de Caracterización Geoquímica 2

2.1 Proceso de Generación de Drenaje Acido de Roca (DAR) 2

2.2 Metodología Para el Ensayo de las Muestras y Evaluación de Resultados 2

2.2.1 Programa de Ensayos Estáticos 3

2.2.2 Programa de Ensayos Cinéticos 3

2.3 Criterios de Evaluación de Resultados 4

2.3.1 Determinación del Potencial de Generación de Acidez 4

2.3.2 Evaluación de los Elementos Mayores, Menores y Trazas 4

2.3.2.1 Determinación de Elementos Anómalos 4

2.3.2.2 Determinación de Elementos de Interés 4

2.3.3 Calidad de los Efluentes en el Largo Plazo 5

3 Modelo Geo-Ambiental 5

3.1 Definición de Modelo Geo-Ambiental 5

3.2 Tipo de Depósito 6

3.2.1 Naturaleza del Mineral 6

3.3 Depósitos Relacionados al Proyecto 6

3.4 Tamaño del Depósito 6

3.5 Geología Regional 7

3.5.1 Formación/Complejo Valentines 7

3.5.2 Batolito de Illescas y otros granitos 8

3.5.3 Milonitas (zonas de cizallas) 8

3.5.4 Sienita de Malbajar 8

3.5.5 Formación Cerrezuelo 8

3.6 Geología Local 9

3.6.1 Tufos Riodacíticos (VFR) 9

3.6.2 Tufos Andesíticos (AND) 9

3.6.3 Valentinesita (VAL) 9

3.7 Métodos de Minado y Procesamiento 10

3.8 Indicadores de Suelo y Sedimentos 11

3.8.1 Unidades Cartográficas de Suelos (UCS) 11

3.9 Geomorfología 12

3.9.1 Penillanura cristalinas 12

3.10 Hidrología 13

3.11 Indicadores de Drenaje 13

3.11.1 Calidad del Agua Superficial y Sedimentos 14

3.12 Efectos Climáticos 14

3.13 Potenciales Consideraciones Ambientales 17

4 Diseño del Programa de Muestreo 17

4.1 Trabajo de Pre-Campo 18

4.2 Trabajo de Campo 19

4.3 Trabajo de Post Campo 20

5 Resultados Analíticos del Programa de Caracterización Geoquímica 21

5.1 Evaluación Preliminar 21

5.2 Resultados de las Pruebas Estáticas 21

5.3 Resultados de las Pruebas Cinéticas 21

6 Interpretación de Resultados del Programa de Caracterización Geoquímica 26

6.1 Análisis de las Muestras de Desmonte por Litologías 26

6.1.1 Interpretación de Resultados – Muestras de AND 26

6.1.2 Interpretación de Resultados – Muestras de VFR 27

6.1.3 Interpretación de Resultados – Muestras de VFA 28

6.1.4 Interpretación de Resultados – Muestras de VAL 29

6.2 Análisis de las Muestras de la Pared Final de las Canteras por Litologías 29

6.2.1 Interpretación de Resultados - Muestra de AND 29

6.2.2 Interpretación de Resultados - Muestras de VFR 30

6.3 Análisis de la Muestra de Relave Obtenido a Partir de Pruebas Metalúrgicas 30

7 Implicancias para la Infraestructura del Proyecto 31

7.1 Tajos abiertos 31

7.2 Botaderos 32

7.3 Relavera 34

8 Conclusiones y Recomendaciones a Nivel del Proyecto 36

9 Material de Consulta 37

Lista de Tablas

Tabla 2.1 Nomenclatura ARD Para Calificación de Materiales 4

Tabla 4.1 Resumen del Programa de Muestreo Ejecutado para el Material de Desmonte 20

Tabla 4.2 Resumen del Programa de Muestreo Ejecutado para la Pared Final de las Canteras 21

Tabla 5.1 Resumen de Resultados del Programa de Ensayos Estáticos del Desmonte 23

Tabla 5.2 Resumen de Resultados del Programa de Ensayos Estáticos de la Pared Final de las Canteras 24

Tabla 5.3 Resumen de Resultados del Programa de Ensayos Estáticos del Relave 24

Tabla 5.4 Resumen de Resultados del Programa de Ensayos Cinéticos 25

Tabla 6.1 Composición Litológica del Material de Desmonte 26

Tabla 6.2 Composición Litológica de la Pared Final de las Canteras 29

Tabla 7.1 NNP de las litologías expuestas en la pared final de las canteras Las Palmas y en el área de Valentines 31

Tabla 7.2 Mineralogía de las litologías del principal depósito de desmontes (Rietveld XRD)32

Tabla 7.3 Resultado de Optimización del Minado 33

Tabla 7.4 NNP de las litologías que componen el desmonte de Las Palmas y el área de Valentines 34

Tabla 7.5 Mineralogía del relave (Rietveld XRD) 35

Lista de Anexos

Anexo A Metodología para el Programa de Ensayos Estáticos y Cinéticos

Anexo B Reportes de Laboratorio B.1 Reporte ABA-WRA-SPLP B.2 Reporte Mineralógico B.3 Reporte Parcial de Celdas de Humedad

Anexo C Programa de Muestreo C.1 Registro de Taladros 2008-2009 C.2 Programa de Muestreo Ejecutado C.3 Resumen del Programa de Muestreo

Anexo D Tablas de Resultados D.1 Evaluación Preliminar de Resultados D.2 Resultados del Programa de Ensayos Estáticos D.3 Resumen de Resultados Estáticos D.4 Resultados Parciales del Programa de Ensayos Cinéticos

Anexo E Figuras

Lista de Planos

Plano 01 Geología General

Plano 02 Programa de Muestreo de la Cantera Las Palmas

Plano 03 Programa de Muestreo de la Cantera Uria

Plano 04 Programa de Muestreo de la Cantera Maidana

Plano 05 Programa de Muestreo de la Cantera Muleros

Plano 06 Programa de Muestreo de la Cantera Morochos

Rev: 0 Fecha: Abril 2011 J10.82.13.01: Proyecto Valentines – Extracción y beneficiamiento de mineral de hierro, mineroducto y terminal portuaria 1

1 Generalidades

1.1 Introducción

Minera Aratirí (Aratirí), ha venido desarrollando actividades de exploración del proyecto Valentines, ubicado en la región central del Uruguay, desde inicios del 2008; la exploración se ha llevado a cabo en cinco canteras conocidas como Las Palmas, Uria, Maidana, Mulero y Morocho, los cuales cubren un área total aproximada de 118 mil hectáreas.

Figura 1.1 Ubicación del Proyecto

En el marco de este proyecto, Aratiri solicita a Vector Perú SAC (Ausenco Vector) la elaboración del documento de Línea Base Ambiental y como parte de ello se incluye la caracterización geoquímica de sus materiales para la evaluación del potencial de drenaje ácido de roca en el proyecto.

1.2 Alcance y Objetivos del Estudio

Los objetivos del estudio son:

• La caracterización geoquímica de los materiales de desmonte que se originarán en la explotación de sus canteras y de los materiales resultantes en la pared final de estas canteras;

• La identificación de posibles fuentes de materiales de construcción;

• El desarrollo de un Modelo Geo-ambiental del yacimiento Valentines; y

• La identificación de aspectos que puedan requerir una mayor evaluación para el entendimiento de la geoquímica de estos materiales.

Cabe mencionar que a la fecha se tiene en operación un programa de ensayos cinéticos, los cuales se vienen desarrollando en Canadá y que posteriormente permitirá el desarrollo del modelamiento de efluentes de estos materiales en el largo plazo (post-cierre).


1.3 Proyecto Valentines

El Proyecto Valentines es un depósito de fierro, ubicado en la localidad del mismo nombre a unos 20 Km, al sur de la localidad de Cerro Chato y a 231 Km al Noreste de Montevideo.

Aratiri proyecta convertirse en uno de los principales productores y exportadores de concentrado de fierro a nivel mundial, para lo cual ha estimado exportar 18 millones de toneladas de concentrado cada año, iniciando su actividad productiva hacia el año 2014.

La explotación de su mineral se realizará a cielo abierto en 5 canteras; para efectos de este estudio se ha agrupado las canteras en dos sectores, el sector Norte al cual pertenece la cantera Las Palmas y el sector Sur el cual está conformado por las canteras Uria, Maidana, Mulero y Morocho.

Se estima que el proyecto generará aproximadamente 1500 Mt de material de desmonte como producto de la explotación de sus canteras.

Cabe mencionar que no se tienen estudios previos de caracterización y evaluación geoquímica de los materiales a ser removidos por el proyecto.

2 Metodología del Programa de Caracterización Geoquímica

2.1 Proceso de Generación de Drenaje Acido de Roca (DAR)

La generación de drenaje ácido es un proceso que se puede desarrollar de forma natural, sin embargo este se ve acelerado debido al proceso de fracturación de la roca en la explotación de minerales.

De forma práctica se dice que el drenaje ácido es producto de la oxidación de material mineral sulfuroso debido a su exposición al contacto con el oxígeno, el agua y adicionalmente el desarrollo de una actividad bacteriana en el medio, que responde al establecimiento de condiciones específicas para cada material y para las características del lugar donde se desarrolla la actividad minera.

Las consecuencias de la generación del drenaje ácido son: la disminución del pH, altos contenidos de sulfatos y la movilización de metales en los efluentes mineros, sin embargo se debe tener en cuenta que la presencia de contenidos metálicos en los efluentes mineros no solo se circunscribe a condiciones de pH ácido, si no que existe la posibilidad de la solubilización de ciertos elementos aún en condiciones de pH circun-neutrales.

2.2 Metodología Para el Ensayo de las Muestras y Evaluación de Resultados

La metodología planteada para el programa de ensayos de laboratorio, se desarrolló en dos etapas, la primera involucra los ensayos conocidos como estáticos (evaluación a corto plazo) y la segunda involucra los ensayos cinéticos (evaluación a largo plazo).

Los ensayos estáticos, nos permitirán determinar si los materiales evaluados tienen potencial para la generación de drenajes ácidos y/o la lixiviación de metales una vez que estos sean removidos de su matriz original y expuestos al intemperismo en un ambiente geoquímico secundario. Estos ensayos se basan en el análisis completo de la roca que incluye a los elementos que confieren potencial para la generación de acidez (azufre) y neutralización (calizas, feldespatos y otros), además de la evaluación de otros elementos como los metales, no metales y metaloides para evaluar la posibilidad de su liberación a partir de estos materiales.


Los ensayos cinéticos, nos permitirán dar un mayor soporte a las predicciones realizadas a partir de los ensayos estáticos y adicionalmente brindarán información sobre la calidad de los drenajes que se pudieran generar a partir de estos materiales en el largo plazo. Este ensayo pretende acelerar la oxidación de los materiales, simulando periodos lluviosos y secos en ciclos semanales y se lleva a cabo durante un periodo no menor a 20 semanas.

Cabe indicar que el programa de ensayos cinéticos diseñado para este estudio considera un periodo inicial de 20 semanas de ensayos, sin embargo, a la fecha del reporte se tuvieron resultados disponibles hasta la semana 15 para el material de desmonte y hasta la semana 6 para el relave, por lo que se ha incluido una evaluación parcial de estos resultados.

Las definiciones, el fundamento y los criterios de estos ensayos se amplían en el Anexo A que forma parte del presente reporte.

2.2.1 Programa de Ensayos Estáticos

El programa incluye los siguientes ensayos:

• Balance Acido-Base (conocido por sus siglas en inglés como ABA), para la determinación del contenido de azufre como sulfuro, Potencial de Acidez (PA), Potencial de Neutralización (NP), Potencial Neto de Neutralización, pH en pasta y pruebas de efervescencia;

• Análisis completo de la roca (conocido por sus siglas en inglés como WRA) que incluye la composición de elementos mayores y trazas;

• Ensayo de lixiviación a corto plazo (conocido por sus siglas en inglés como SPLP), que reporta el contenido de metales en el lixiviado obtenido;

• Ensayo mineralógico por difracción de rayos x (Rietveld XRD); y

• Ensayo petrográfico (microscopía) en sección delgada.

Estos ensayos se realizaron en un total de 64 muestras, que incluyen muestras de material de desmonte (54), muestras de la pared final de las canteras (9), agrupadas por litologías y una muestra de relave proveniente de pruebas metalúrgicas.

2.2.2 Programa de Ensayos Cinéticos

Se desarrollaron ensayos cinéticos en laboratorio, para lo cual se instalaron 6 celdas de humedad (HC1 al HC6), bajo la metodología MEND 2009.

Se evaluaron 5 compósitos elaborados con muestras de desmonte (litologías representativas) y una celda con muestra de relave (HC6), proveniente de pruebas metalúrgicas.

Las litologías representativas incluyen la andesita (HC1 y HC4), roca volcanogenética félsica (HC2 y HC3) y roca vocanogenética félsica andesítica (HC5), siendo estas las litologías predominante tanto en el material de desmonte como en la pared final de las canteras.

Los resultados del análisis de la calidad del lixiviado obtenido semanalmente ha sido monitoreado para verificar la evolución de parámetros como el pH, el contenido de sulfatos, la acidez/alcalinidad y metales entre otros, por el efecto de aceleración oxidativa en las celdas.

Conceptualmente, la decisión para el cierre de las celdas se toma una vez evaluados los datos generados en las primeras 20 semanas, como mínimo, tomando en cuenta los criterios desarrollados en el Anexo A de la metodología analítica que entre otros incluye la evidencia de un periodo de 5 semanas de estabilización de los resultados.


2.3 Criterios de Evaluación de Resultados

2.3.1 Determinación del Potencial de Generación de Acidez

Comúnmente, los resultados ABA son interpretados en base a las diferencias de la relación entre los valores del NP y del PA y son representadas gráficamente. A continuación se presenta una tabla con la nomenclatura (MEND, 2009) utilizada para la calificación de los materiales con respecto a su potencial de generación de acidez a partir de los ensayos ABA:

Tabla 2.1 Nomenclatura ARD Para Calificación de Materiales

Criterio DAR NP/PA 1 NNP

No presenta potencial para generación de acidez No - PAG 2 < 20 <

Potencial para generación de acidez incierto I - PAG 1 < NP/PA < 2 -20 < NNP < 20

Presenta Potencial para generación de acidez PAG < 1 < -20

Fuente: MEND, 2009 1 Para valores muy bajos de NP y PA, y cuando el PA tiene tendencia a cero, este parámetro no es una herramienta de predicción segura; sin embargo el uso de este ratio permite la comparación de proporcionalidad entre los valores de NP y PA, útiles cuando la muestra se clasifica como I-PAG según el criterio para el NNP.

Nota: El sistema de colores rojo, azul y negro que aquí se establece, se utiliza también en las tablas de resultados que se encuentran en el presente documento así como en los anexos.

2.3.2 Evaluación de los Elementos Mayores, Menores y Trazas

Los elementos son evaluados a partir de los resultados de composición en las muestras del residuo sólido y en el extracto obtenido en ensayos de lixiviación.

Como criterio base se toma el nivel del elemento con respecto a la concentración promedio en la corteza terrestre (determinación de elementos anómalos) y su posibilidad de solubilizarse fácilmente con una solución como medio de extracción. Sin embargo esta clase de análisis se ve limitado debido a que no se incluyen factores ambientales que gobiernan los procesos de movilización de metales a partir de un residuo mineral.

2.3.2.1 Determinación de Elementos Anómalos

Los valores de óxidos equivalentes obtenidos a través del análisis WRA son utilizados para calcular la concentración en ppm de los elementos mayores y los elementos menores y trazas son tomados directamente de los resultados del ICP-MS en la muestra sólida.

Los valores así obtenidos son comparados con los promedios en la corteza terrestre y de esta comparación se considera a aquellos valores significativamente por encima del promedio en la corteza terrestre (fuente bibliográfica) como anómalos.

Sin embargo se debe tomar en cuenta que aún si algún metal se encuentra en bajas concentraciones en un material mineral, es posible que este metal pueda solubilizarse debido a otros factores como el pH del medio o por la oxidación de sulfuros que podría liberar metales presentes en su estructura.

2.3.2.2 Determinación de Elementos de Interés

Es conocido que en drenajes ácidos hay una alta correlación de ciertos metales como el Al, Fe y Cu en el aumento de su solubilidad a medida que disminuye el pH, sin embargo algunos metaloides y otros elementos como el Sb, As, Cd, Co, Mn, Mo, Ni, Se, Zn, e incluso el mismo Cu han sido detectados en efluentes de mina de pH neutral y un cuadro adaptado de Stantec, 2004 con los niveles detectados de estos elementos se puede encontrar en el manual del MEND, 2009.


Los elementos de interés son determinados a partir del contenido de metales en el lixiviado obtenido a partir del ensayo SPLP, es decir elementos fácilmente lixiviables. Sin embargo a partir de un ensayo de lixiviación a corto plazo como este, no se podría asegurar si las concentraciones de estos elementos en el efluente de campo, pueden aumentar o disminuir en el tiempo.

Para la determinación de los elementos de interés, se hace un análisis de cada elemento, teniendo en cuenta tres criterios:

• Su determinación como anómalo;

• Su presencia en el extracto del ensayo de lixiviación (SPLP) y la concentración reportada; y

• Su posibilidad de solubilización a pH ácido ó neutral, dependiendo de la potencialidad del carácter del drenaje, determinado a partir de los resultados ABA y ensayos de lixiviación en las muestras sólidas.

2.3.3 Calidad de los Efluentes en el Largo Plazo

Los ensayos cinéticos son una herramienta muy útil para estimar las velocidades relativas de producción de acidez y consumo del NP, lo cual se utiliza para dar un mayor soporte a la calificación de los materiales por medio de la evaluación semanal de la relación molar NP/PA.

Es así que al obtenerse un ratio molar NP/PA estable a valores de pH neutrales, permitirá establecer el valor mínimo del NP/PA necesario para mantener las condiciones no acidas en los futuros drenajes generados a partir de los materiales estudiados.

Adicionalmente la evaluación semanal de los lixiviados permitirá predecir la calidad de los drenajes de estos materiales en el largo plazo.

3 Modelo Geo-Ambiental

3.1 Definición de Modelo Geo-Ambiental

Los modelos geoambientales son extensiones naturales de modelos de depósitos minerales. Plumlee y Nash (1995) definieron al modelo geoambiental de depósitos minerales como una compilación de las características geológicas, geoquímicas, geofísicas, hidrológicas y de ingeniería relativas al comportamiento ambiental de depósitos minerales geológicamente similares antes del minado; y como resultado del minado, procesamiento del mineral, y fundición. De esta manera, un modelo geoambiental provee información sobre variaciones geoquímicas naturales asociadas con un tipo particular de depósito, y variaciones geoquímicas relacionadas con los residuos (efluentes y residuos sólidos), e instalaciones de procesamiento de mineral, incluyendo las fundiciones. Entre los datos se incluye información sobre calidad de agua y caracterización de sólidos.

Los modelos geoambientales proveen una evaluación inicial de los impactos potenciales de la calidad de agua basado en las características del depósito mineral. Du Bray (1995) presenta compilaciones iniciales de modelos geoambientales; por otro lado, Plumlee et al. (1994) destacó que “una comprensión detallada de la geología y del proceso geoquímico del depósito mineral, que controla la dispersión de elementos hacia el medio ambiente, es crucial para la predicción, mitigación y remediación efectiva de los efectos mediambientales que conlleva el desarrollo de los recursos minerales.” Al desarrollar un modelo geoambiental, la información sobre la geología económica y la ingeniería del proceso de extracción es compilada y llevada a términos ambientales (Seal et al. 2000).


Los indicadores clave en un modelo geoambiental son los tipos de depósitos; tipos de depósito relacionados y sus tamaños, roca madre, geología del lugar, alteraciones mineralógicas, naturaleza del mineral, métodos de minado y procesamiento del mineral; geoquímica de los elementos de traza del depósito, mineralogía primaria, mineralogía secundaria, indicadores de suelo y sedimentos, topografía, hidrología, indicadores de drenaje, efectos climáticos y potenciales riesgos ambientales (Plumlee et al. 1999). De esta manera, los sitios podrán ser inicialmente evaluados determinando las características del sitio y comparándolas con relaciones, anteriormente determinadas, entre características similares y su potencial de impacto en la calidad del agua1.

3.2 Tipo de Depósito

El depósito Valentines es considerado como un ejemplo de un depósito de Fe tipo Algoma; esta formación se encuentra interestratifcada con rocas volcánicas máficas a félsicas submarinas y con lutita y grauvaca volcanoclástica, la mayoría de los depósitos se encuentran en cinturones de roca verde del Arcaico, pero algunos se encuentran en rocas más jóvenes de caracteres similares. La mayoría de las formaciones de hierro tipo Algoma, formados en “island arcs” relacionadas, y que posteriormente fue fuertemente deformada en cinturones orogénicos. La mayoría del mineral es roca de facies óxido que consiste en magnetita intercalada o hematita y metachert.

3.2.1 Naturaleza del Mineral

La mineralización comprende la Valentinesita (cuarzo-magnetita) en estratos de 5 a 100 metros de grosor que contiene cantidades variables (capas y lentes) del material de desmonte. A partir de los ensayos disponibles, los resultados promedios del mineral Valentinesita en Fe bordea los 33,8% (rango de 15 a 48,4%) y 44,3% de SiO2 (rango 15,8 a 61,0%). El fósforo y el titanio se encuentran dentro de límites aceptables, los promedios de P 0,06% (intervalo de 0,01 a 0,31%) y el TiO2 0,13% (intervalo de 0,01 a 1,25%).

Asociada a la Valentinesita es la Valentinesita feldespáticas que contiene, en promedio, alrededor de 26,8% Fe (rango 12,0 a 42,6%) y 48,1% de SiO2 (rango 26,6 a 69,5%). El fósforo y los valores de titanio son bajos, en los rangos expuestos por la Valentinesita.

El material de desmonte tiene un bajo contenido en hierro, son principalmente las rocas asociadas con contenido de piroxenos, pero algunos casos también pueden tener pequeñas cantidades de cristales de magnetita diseminada.

3.3 Depósitos Relacionados al Proyecto

No se conocen otros depósitos que estén asociados con el depósito Valentines.

Los ejemplos de depósitos de Fe tipo Algoma se indican a continuacion:

• Ejemplos del Arcaico: Formación de Hierro Vermillion, Minnesota.; Mina Sherman, Temagami, Ontario; Mina Helen, Wawa, Ontario; y

• Ejemplo del proterozoico Temprano: Wadi Sawawin, Saudi Arabia.

Algunas formaciones de hierro del tipo Algoma lateralmente se transforman en facies de sulfuro polimetálico.

3.4 Tamaño del Depósito

De acuerdo de los requerimientos de JORC (por sus siglas en ingles del código de Joint Ore Reserves Committee de los autoridades Australianas) los recursos del Proyecto Valentines

1 Fuente: Metal Mine Rock and Waste Characterization Tools: An Overview K. Lapakko Minesota Department of Natural Resources, US MMSD, April 2002 (No. 67)


exceden las 600 Mt con una ley de hierro promedio de 28% Fe, permitiendo estimar una potencial de expansión del recurso a un total de 1500 a 2000 Mt.

La meta para el estudio de factibilidad es definir aproximadamente mil millones de toneladas de recursos en cumplimiento de los requerimientos de JORC. Se anticipa que la mitad del recurso será de la zona norte (Las Palmas) y a la otra mitad será de los cuatro depósitos en el sur (Valentines).

El estudio de factibilidad, que actualmente está en curso, definirá las reservas de mineral y se estima que el proyecto tendrá una vida de mina de 15 años con una tasa de producción de 55 Mtpa de mineral ROM.

3.5 Geología Regional

El marco geológico regional tiene una configuración en base a un basamento cristalino el cual pertenece al escudo brasilero, un basamento cristalino remanente que aflora en su extremo meridional a nivel sudamericano.

SHIPILOV, A. (2010), manifiesta que la columna estratigráfica de la zona estará en función a la expuesta originalmente por Bossi et al. (1998) y mantenida por Bossi & Ferrando (2001) en las dos versiones de la Carta Geológica del Uruguay a escala 1/500.000.

Políticamente, el área del proyecto se desarrolla en el extremo Este del Dpto. de Durazno, Norte de Florida y Este del departamento de Treinta y Tres con un centro geométrico prácticamente coincidente con la población de Cerro Chato.

A continuación, se describirá las unidades geológicas regionales aflorante en la zona circundante, de lo más antiguo a la más reciente unidad.

3.5.1 Formación/Complejo Valentines

Esta asociación de litologías metamórficas de grado alto y medio-alto fue definida originalmente por Bossi (1966) comprendiendo una secuencia volcano sedimentaria que incluye gneises, piroxenitas, cuarcitas ferríferas, calizas marmóreas y abundantes granitoides de edad diversa.

Los gneises graníticos constituyen la litología dominante de la Formación y en su conjunto gradan desde un aspecto granítico hasta esquistos anfibólicos o anfibólico - biotíticos. Muestran en general un plegamiento complejo correspondiente a materiales altamente plásticos. Bossi et al. (1965) describen en el área tipo litologías gnéisicas a oligoclasa (An20-25) y cuarzo como minerales esenciales con hornblenda o biotita en menor proporción como accesorios.

Las cuarcitas ferríferas son un miembro conspicuo de la Formación, correspondiendo a una secuencia de BIF´s (sensu lato) y en el área tipo tiene una composición sobre la base de 40% de cuarzo, 33% de magnetita y 25% de augita aegirínica, con hematita, esfeno, apatito y pirita como accesorios.

Los últimos datos radiométricos disponibles indican una edad de sedimentación de la secuencia volcano-sedimentaria original de 2.6Ga con un primer episodio metamórfico a 2.1 Ga (Orestes Santos et al., 2003). La intrusión del Batolito de Illescas a 1.85 Ga impone un tope estratigráfico para el conjunto de litologías de la Fm. Valentines.

Se ha subdividido la cartografía geológica del área de mina en dos regiones, una denominada Fm. Valentines con algo más de 103.000 hectáreas y otra “Fm. Valentines (mineralizado)” con casi 46.000 hectáreas sobre la base de la información brindada por la Minera Aratirí a través del Lic. Iván Garat. En esta última región es donde se vuelven espacialmente más frecuentes los bancos de meta-BIFs – denominados “valentinesitas” y donde la compañía desarrollará la actividad extractiva.


Los bancos de meta-BIFs se destacan en el entorno topográfico como cerros elongados según el banco con relativamente bajo nivel de afloramientos o rocosidad, contrariamente a lo que sucede con los gneises graníticos. La foliación de las rocas metamórficas de la Fm. Valentines posee un notable reflejo geomorfológico, dando lugar a cerrilladas en su sentido con aspecto estriado.

3.5.2 Batolito de Illescas y otros granitos

El Batolito de Illescas intruye al Complejo Valentines y está conformado por una serie de plutones graníticos de afinidad rapakivi que exhiben como característica distintiva cuarzo automorfo de color celeste y fenocristales de feldespato potásico mesopertítico, localmente ovoides, rodeados por un manto de plagioclasa.

Este complejo batolítico, cuya edad de cristalización de 1785 Ma (Pb/Pb en circones, Larry Heaman In: Campal & Schipilov, 1995) se ubica al final del Proterozoico Inferior, y fue deformado en fase dúctil en algún momento de la historia geológica previo a la depositación del Grupo Arroyo del Soldado. Esta aseveración se basa en el hecho de que los niveles basales de los sedimentos de dicho Grupo se apoyan en las cercanías de la localidad de Illescas sobre milonitas de alta plasticidad desarrolladas a expensas del granito. Esto ubica el episodio deformacional con posterioridad a 1785 Ma y antes de 600 Ma.

3.5.3 Milonitas (zonas de cizallas)

Bajo este término se agrupan las rocas desarrolladas a lo largo de las zonas de cizalla que separan al Complejo Valentines de los Complejos La China/Las Tetas en la porción oriental del área de ELBF. Las rocas son de nivel estructural medio (milonitas/cataclasitas – Figura Nº 10) con buzamientos entre verticales a 70-75º al Oeste (Figura Nº 11) y localmente con zonas de muy bajo buzamiento. Los afloramientos son de poca extensión y poseen las mismas propiedades y características geomorfológicas que las vecinas.

3.5.4 Sienita de Malbajar

Este macizo sienítico se desarrolla en la cuenca del Ao. Malbajar en el Norte del Dpto. de Durazno a lo largo de unos 20km2 restringida al área ocupada por las milonitas y rocas de cizalla del Lineamiento Sarandí del Yi – Piriápolis. Es un cuerpo hipabisal que desarrolla contactos netos con la encajante con variaciones del tamaño de grano desde el centro a la periferia y un cortejo de diques anulares en forma de “cone-sheet”.

La sienita es homogénea – salvo en los bordes – compuesta por feldespato potásico en cristales de hasta 5mm de longitud en contacto mutuo con cuarzo, anfíbol azulado, esfeno y opacos en los intersticios de la textura agpaítica característica de estos cuerpos. Se ha definido como una sienita alcalifeldespática de edad concordante al magmatismo de la Sierra de Animas (520 ± 5 Ma) de acuerdo a su posición estructural y asociación litológica.

3.5.5 Formación Cerrezuelo

SHIPILOV (2010), indica que esta unidad fue elevada al rango formacional por Bossi (1966). Aflora fundamentalmente en el Sur del departamento de Durazno y parcialmente en el Oeste del Dpto. de Cerro Largo. En la localidad tipo los sedimentos se apoyan sobre rocas graníticas, pero los mismos no corresponden a la base de la unidad, ya que el substrato constituye un alto topográfico en la paleogeografía sobre la que se produjo la sedimentación (Preciozzi et al., 1985).

La Formación Cerrezuelo integra el denominado Grupo Durazno, de edad Devónico Inferior. La edad paleontológica de esta unidad es Emsiano basal, entre 400 a 385 millones de años. Yace apoyada en discordancia sobre el basamento cristalino y es cubierta a su vez por la formación Cordobés. El Grupo Durazno es el primer registro sedimentario sin indicios de metamorfismo que se apoya sobre el basamento cristalino y se compone de base al tope por las siguientes Formaciones:


a) Formación Cerrezuelo (145 m de grosor), compuesta por areniscas arcósicas, gruesas y conglomerádicas. Aparecen esporádicos lentes de arcillas compuestas casi exclusivamente por caolinita.

b) Formación Cordobés (110 m), constituida por lutitas grises, micáceas y piritosas.

c) Formación La Paloma (40 metros de potencia), formada por areniscas finas micáceas de color lila con esporádicas apariciones de lutitas rojas y algunos lechos de areniscas gruesas.

3.6 Geología Local

Está constituida por rocas precámbricas de la Formación Valentines mayormente los cuales forman parte del basamento cristalino que aflora en la parte central de este país sudamericano.

Los tajos de Las Palmas, Uria, Muleros, Morochos y Maidana están emplazados en la Formación Valentines donde la primera cantera aflora cercanamente la Formación Cerrezuelo. Las unidades litológicas identificadas y determinadas para la elaboración del presente informe, se describirá a continuación:

3.6.1 Tufos Riodacíticos (VFR)

Rocas feldespáticas de grano medio color rosáceo a una tonalidad anaranjada presentando una incipiente gneistocidad, es también una roca identificable a simple vista. Así mismo, este material representa el 54% del total de las rocas muestreadas.

Minera Aratirí (Enero, 2011) indica que este tipo de roca ocupa el 70% de área superficial aproximadamente, presentándose contactos netos y graduales con los Tufos Andesíticos y la Valentinesita.

3.6.2 Tufos Andesíticos (AND)

Rocas metavolcánica máfica a intermedio de grano fino color algo verdosa, identificable a simple vista con respecto a las demás, presentando una gneistocidad incipiente. Así mismo, este material representa un 41% del total de las rocas muestreadas.

Minera Aratirí (Enero, 2011) indica que este tipo de roca ocupa el 20% de área superficial aproximadamente, presentándose afloramientos escasos y rasos debido a su naturaleza se alteran rápidamente; se observan contactos netos y graduales con los Tufos Riodacíticos y la Valentinesita.

Existe una zona de Intercalación Tufos Riodacíticos (Volcagenética Félsica VFR) y Tufos Andesíticos (Andesitas - VFA). Es la intercalación de rocas de naturaleza volcagenética félsica y las andesitas. Son tramos de rocas que en general varían entre los dos tipos de rocas mencionadas entre unos 60% a 40% siendo el de mayor porcentaje la volcagenética félsica en un caso y en otro, la andesita. Este material representa el 3% del total de las rocas muestreadas.

3.6.3 Valentinesita (VAL)

Es la roca económicamente rentable donde aloja el mineral. Es de grano grueso a muy grueso color gris a negro, se ha considerado como parte del desmonte debido a la existencia de algunos tramos, según las perforaciones revisadas, como parte de ella, debido a su condición aislada probablemente. Este material representa el 2% del total de las rocas muestreadas.

Minera Aratirí (Enero, 2011) indica que este tipo de roca ocupa el 10% de área superficial aproximadamente, presentándose una alternancia de bandas de magnetita y cuarzo definiendo una foliación paralela a la estratificación original.


Las unidades litológicas identificadas y posteriormente muestreadas para el presente estudio, tiene como base su presencia en las diferentes secciones geológicas para cada sector otorgadas por El Cliente.

3.7 Métodos de Minado y Procesamiento

Los depósitos de mineral de hierro del proyecto están distribuidos en cinco depósitos potenciales de explotación, que ya se han identificado anteriormente; sin embargo, mapeos geológicos y estudios geofísicos realizados han identificado varias posibilidades de explotación adicionales dentro de la concesión.

El depósito de Las Palmas es el más grande desde el punto de vista de su longitud de rumbo y su ancho, además tiene una configuración simple dado que presenta un ángulo de inclinación pronunciado; los otros cuatro depósitos en el área de Valentines (zona sur) son más complejos y generalmente más angostos que Las Palmas.

La explotación será por tajos abiertos o canteras y el beneficiamiento del mineral extraído de persigue dos objetivos:

• La reducción de las partículas de mineral hasta un tamaño adecuado para ser transportado por el mineroducto; y

• La separación de la magnetita del estéril.

Para el procesamiento del mineral se requerirá básicamente las siguientes operaciones:

• Trituración secundaria y terciaria;

• Zonas de acopio;

• Molienda y clasificación;

• Cicloneado para la separación de fracciones gruesas de las finas;

• Separación magnética gruesa;

• Remolienda de concentrado grueso;

• Separación magnética limpiadora;

• Espesado del concentrado; y

• Espesado de los relaves.

Las operaciones listadas corresponden a un esquema básico de reducción de partículas que en el caso de las fracciones finas llegará hasta tamaños de 75 µm como producto de la remolienda del concentrado grueso; separación magnética (realizado por vía húmeda 59% de sólidos); espesado del concentrado (65 % de sólidos) para su transporte a través del mineroducto y espesado de los relaves (75% de sólidos) para su manejo y disposición final.

Cabe mencionar que el proceso de concentración no se utilizan productos químicos para separar el concentrado de hierro del estéril, como se ha mencionado líneas arriba, este proceso se realiza por medios enteramente físicos; eventualmente, podrá utilizarse aditivos no peligrosos (por ejemplo, floculantes) para mejorar las condiciones de sedimentación del material particulado en el embalse de relaves. Adicionalmente se precisa que Aratiri ha planteado el uso del relave grueso para el crecimiento del dique de la relavera, aguas abajo.


3.8 Indicadores de Suelo y Sedimentos

3.8.1 Unidades Cartográficas de Suelos (UCS)

El cuadro siguiente ilustra la composición de las más importantes UCS abarcadas en la zona de estudio2:

Adicionalmente se realizaron ensayos multielementos por ICP-MS (20 elementos) y mercurio por absorción atómica en un total de 22 muestras de suelo, recogidas en dos fechas. Los resultados fueron comparados con los valores establecidos por la Guía de Calidad de Suelo Canadiense (cuyas siglas en ingles son CSQG) para protección del ambiente y la salud humana, encontrándose que los contenidos de metales no superaron los valores establecidos en la CSQG para las dos categorías de suelo comparadas (agrícola y residencial), la excepción se dio en el bario cuyo valor máximo encontrado fue de 560 mg/kg superando el valor de la CSQG para suelo residencial que es de 500 mg/kg; también se realizaron análisis de pH en las muestras de suelo, encontrándose que el pH promedio de estos suelos es de 5,5.

En el ítem de Descripción del Suelo del ámbito del proyecto, correspondiente al capítulo de Descripción de Medio Receptor del EIA del proyecto Valentines, se puede encontrar una tabla con el detalle de los resultados para los elemento analizados.

2 Informe de Suelos, Línea de Base Proyecto Valentines, 21/02/2011

Unidad Cartográfica Suelos Suelos

de Suelos Dominantes Suelos Asociados

Alférez Brunosoles Subéutricos Lúvicos, L y Fr Planosoles Subéutricos Melánicos, L

(Af) Argisoles Subéutricos Melánicos Abrúpticos, L

Angostura Arenosoles Ócricos, Ar Argisoles Dístricos Ócricos Abrúpticos, Ar, hm

(Ag) Planosoles Dístricos Ócricos, ArFr, sd, h Argisoles Subéutricos Melánicos Abrúpticos, Fr

Capilla de Farruco Litosoles Dístricos Melánicos, Ar

(CF) Brunosoles Dístricos Lúvicos, ArFr

Carapé Brunosoles Dístricos Úmbricos, Ar Litosoles Subéutricos Melánicos, ArFr

(Ca) Litosoles Subéutricos Melánicos, ArFr Inceptisoles Úmbricos, Fr, mp, pd

Cebollatí Gleysoles Lúvicos Melánicos Típicos, L Gleysoles Háplicos Melánicos, LAc

(Cb) Fluvisoles Heterotexturales Melánicos, LAc

Cerr o Chato Brunosoles Subéutricos Háplicos, Fr, mp Litosoles Subéutricos Melánicos, ArFr

(CCh) Brunosoles Subéutricos Típicos, ArFr, s Luvisoles Úmbricos Típicos, ArFr

India Muerta Gleysoles Háplicos Melánicos, LAc

(IMu)

José Pedro Varela Brunosoles Subéutricos Lúvicos, Fr Brunosoles Subéutricos Típicos, Fr

(JPV) Argisoles Subéutricos Melánicos Abrúpticos, L

Lascano Plansoles Subéutico Melánicos, L, pa Argisoles Subéutricos Melánicos Abrúpticos, Fr, h

(La) Gleysoles Lúvicos Melánicos, L, pa

Montecoral Brunosoles Subéutricos Lúvicos, Fr, sd Brunosoles Subéutricos Lúvicos, ArFr Gv, sd

(MC) Vertisoles Rúpticos Lúvicos, Fr

San Gabriel - Guaycurú Brunosoles Subéutricos Háplicos, Fr, s Brunosoles Éutricos Lúvicos, Fr Gv, sd

(SG - G) Brunosoles Subéutricos Háplicos, ArFr Gv, mp, r

Inceptisoles Ócricos, Gv, s, hm

Santa Clara Brunosoles Subéutricos Háplicos, ArFr Litosoles Subéutricos Melánicos, ArFr

(SCl) Brunosoles Subéutricos Típicos, Fr, mp

Luvisol Ócrico Álbico, Ar

Luvisoles Úmbricos Típicos, Ar

Sierra de Polanco Brunosoles Subéutricos Háplicos, ArFr, s Litosoles Subéutricos Melánicos, ArFr

(SP) Brunosoles Subéutricos Típicos, Fr, s Brunosoles Subéutricos Lúvicos, ArFr


3.9 Geomorfología

El marco geomorfológico regional del área donde se localiza el Proyecto Aratiri contienen rasgos morfológicos y morfogenéticos que caracterizan propiamente a un sistema geológico de rocas precámbricas, influyendo como un control litomorfoestructural para la penillanura que se aprecia en el contexto regional.

Los procesos geomorfológicos afectan a la superficie terrestre cambiando paulatinamente su morfología de manera lenta, pero inexorablemente. En general, se ha observado en forma de reconocimiento los procesos degradacionales los cuales son de tendencia erosiva al paisaje representado por la penillanura disectada; los procesos agradacionales no han sido observados en este nivel de estudio. Las unidades descritas corresponden al resultado de cientos de miles de años expuestos a los agentes exógenos, hasta llegar al paisaje actual, lo que implica que el territorio involucrado fue escenario de la acción dinámica de los principales procesos geomorfológicos.

Las características geomorfológicas del área de estudio es el resultado de la acción geodinámica externa como interna sobre rocas muy antiguas en condiciones climáticas probablemente casi estables como se muestra en la actualidad.

A continuación se tiene:

3.9.1 Penillanura cristalinas

Son geoformas degradacionales que conforman de penillanura conformado como por un aplanamiento de interfluvios; en general, son relieves suavemente ondulados cuya superficies son producto de la erosion al tener una escasa o nula cobertura superficial expuesto a la intemperie dentro de un periodo de tiempo prolongado.

SHIPILOV, Alejandro (2010), manifiesta que, donde aflora la Formación Valentines comprenden tres regiones geomorfológicas nítidamente diferenciables entre sí, a saber:

• La región “A” con una pendiente media de 3% y cotas comprendidas entre 100 y 291mnsm caracterizada por suaves ondulaciones e interfluvios semi-aplanados con algunos ojos de agua se ubica en la zona occidental y transgrede hacia el Lineamiento Sarandí del Yi – Piriápolis y el Terreno Piedra Alta. No se desarrollan escarpas o pendientes fuertes y la cobertura vegetal (praderas) es total. El riesgo de erosión es bajo a muy bajo y el drenaje es dendrítico con muy bajo control estructural. La región “A” supone la existencia de delgados relictos de sedimentos del Devónico sobre el basamento que se encuentran totalmente edafizados.

• La región “C” con una pendiente media de 4.8% y cotas comprendidas entre 127 y 344 msnm se ubica en la zona central de ocurrencia de las litologías de la Fm. Valentines. Se caracteriza por un relieve suavemente ondulado pero más fuerte que la región “A” con interfluvios convexos y rocosidad elevada en las zonas topográficamente más deprimidas, cercanas a las vías de drenaje. Salvo las zonas rocosas la cobertura vegetal de pastura es completa, con desarrollo de bosque de parque y/o serrano de forma discontinua. No existen escarpas en el sentido formal pero algunas zonas aflorantes lo hacen en forma de cordones que elevan localmente los valores de las pendientes. El riesgo de erosión es bajo y el sistema hidrográfico es dendrítico con moderado control estructural.


• La región “E” se extiende a partir de la traza de la ruta nacional Nro. 7 hacia el Este hasta las fajas de cizalla que separan la Fm. Valentines de los gneises del complejo La China. Esta zona se caracteriza por valores elevados de la pendiente media (8.3%) con cotas comprendidas entre 70 y 344 metros SNM con una media de 194 ± 51 metros. Las laderas son convexo-planas y los interfluvios de bajo radio de curvatura con elevada rocosidad distribuida en todo el territorio. El riesgo de erosión es moderado a bajo. En la región se desarrollan praderas de distinto porte con bosque serrano, de parque y en galerías o quebradas.

Como regla general, desde la región “A”, pasando por la “C” y finalizando en la “E”, los mantos de alteración in situ o saprolitos se vuelven progresivamente más delgados, aumenta la rocosidad o densidad de afloramientos así como la pendiente media de la región y consecuentemente el riesgo de erosión. En todas las zonas domina absolutamente la biostasia sobre la rexistasia no encontrándose fenómenos de erosión y/o depositación activa. Los mantos coluviales – de poca cuantía y exclusivos de la región “E” – se encuentran totalmente cubiertos por suelos y vegetados.

3.10 Hidrología

El agua superficial en el área del proyecto de la mina Valentines se presenta en forma de pequeños arroyos identificados como Río Yi, Arroyo Valentines, Arroyo Las Palmas y Arroyo Las Conchas.

Arroyo Valentines drena por el oeste hacia el Río Yi, el cual continúa el flujo hacia el oeste y finalmente drena al Río Platte. El Arroyo Las Palmas y el Arroyo Las Conchas drenan hacia el norte, uniéndose el Arroyo Las Conchas al Arroyo Las Palmas, el cual continúa fluyendo al norte hacia el Río Negro. Las instalaciones de mina propuestas se encuentran dentro de estas cuencas y por lo tanto ellas incluyen las áreas de influencia directa para el proyecto.

Las cuencas vecinas a las operaciones mineras incluyen al Arroyo Rio Olimar de Chico, Arroyo de Las Pavas y el Arroyo de Las Canas, los tres arroyos fluyen al este, hacia la Laguna Merín; en el área del proyecto de la mina se encuentra una divisoria regional (Cuchilla Grande), esta divisoria determina si el agua superficial fluye hacia el oeste o hacia el este y se encuentra ubicada en una línea norte-sur a través de los pueblos de Cerro Chato y Valentines.

Una cuarta cuenca es el Arroyo del Cordobés (al este del Arroyo Las Conchas), donde estará ubicada la Instalación de Represa de Relaves (TSF, por sus siglas en inglés) propuesta. Por lo tanto, el Arroyo del Cordobés está influenciado directamente por las operaciones de la TSF, sus aguas fluyen hacia el norte y finalmente drena al arroyo Las Palmas, al norte del área del proyecto de la mina.

Los flujos de agua superficial de los cursos de agua antes descritos no se encuentran documentados con excepción de los registros históricos de una estación de registro ubicada en Sarandi del Yi (Río Yi), aguas abajo del área del proyecto de mina. Los flujos del río en esta estación de aforo variaron de 0 a 160 m3/s, estando la mayoría de flujos dentro del rango de 2 a 22 m3/s. Los flujos pico fueron registrados típicamente en el período de mayo a julio, con un segundo período menor de flujos máximos registrado de agosto a noviembre. Las respuestas pico a la avenida registradas indican que el Río Yi está sujeto a inundaciones repentinas con un rápido tiempo de respuesta luego de los eventos de precipitación seguidos de un descenso sólo ligeramente más lento en la etapa de avenida. Esta característica indica que se trata de una cuenca con un alto coeficiente de escorrentía y bajo coeficiente de almacenamiento.

3.11 Indicadores de Drenaje

No se han conocido signos de drenaje precedentes a la explotación de los depósitos de hierro del tipo Algoma. En casi todos los regímenes de meteorización, los minerales de hierro primario se descomponen a minerales de hidróxido de hierro y arcilla, que son altamente insolubles.


Con una meteorización intensa, la sílice se puede solubilizar, sin embargo no se obtienen concentraciones que puedan producir una huella geoquímica detectable.

A modo de identificar concentraciones de elementos que puedan revelar generación de drenajes ácidos y/o lixiviación de metales como un fenómeno natural en la zona, se ha revisado los resultados de calidad de agua y sedimentos del ámbito del proyecto; a continuación se presenta un resumen de ello.

3.11.1 Calidad del Agua Superficial y Sedimentos

Como parte del estudio de Línea Base del proyecto minero, se realizaron dos campañas de recojo de muestras de agua superficial; los resultados de su análisis mostraron la presencia de diversos elementos (metales, metaloides y no metales) en el nivel de trazas, entre los que se puede mencionar al aluminio, arsénico, bario, cobalto, hierro, manganeso, molibdeno, níquel, fosforo, silicio, estroncio y vanadio; sin embargo, solo el fosforo fue detectado en concentraciones significativas (22-154 µg/L), siendo la máxima concentración encontrada 154 µg/L en la cabecera del Río Yi.

De igual forma se recogieron muestras de sedimentos; los resultados de su análisis mostraron niveles cuantificables de ciertos elementos (metales, metaloides y no metales), sin embrago estos se encontraron en el nivel de trazas, se puede mencionar al arsénico, cadmio, cromo total, cobre, plomo, níquel y zinc; sin embargo ningún resultado superó los valores de nivel probable de efecto (PEL, por sus siglas en ingles) y el nivel guía provisional para sedimentos (ISQG).

Adicionalmente, para los sedimentos se empleo para la evaluación, los niveles establecidos por la EPA-US, que implican un 25 o 50% de probabilidad de efecto tóxico.

3.12 Efectos Climáticos

De acuerdo a la clasificación climática de Köppen, todo el territorio de Uruguay está clasificado como Clima Tipo Cfa (verano cálido) por las siguientes características:

• Tipo C - Templado/Mesotermal: temperaturas mínimas mensuales entre -3 y 18 ºC.

• Tipo f - precipitaciones irregulares a lo largo del año con lluvia irregular.

• Tipo a - Variedad específica de temperatura (temperatura mensual máximo > 22 ºC)

El anticiclón semipermanente del Atlántico, influye sobre el desarrollo del clima en Uruguay. La circulación horizontal que origina, establece que la dirección predominante del viento sea del NE al E, y aporta masas de aire de origen tropical. Las masas de aire tropical se originan sobre el territorio brasileño o paraguayo y se trasladan bajo la influencia del anticiclón semipermanente del Atlántico. Estas llegan al país cargadas de humedad y con alta temperatura.

El régimen de vientos más frecuentes acusa un marcado predominio del sector NE, con una velocidad media nacional del orden de los 4,16 m/s, muestreando un máximo en el S de 6 m/s y un mínimo en el NE y NO de 3 a 4 m/s.

La temperatura media anual nacional es de unos 17,5 ºC, variando desde unos 20 ºC en la zona NO, hasta unos 16 ºC en la zona SE, patrón que se refleja en la distribución de humedad relativa. Las temperaturas extremas de 50 años presentan grandes variaciones que van desde -11 °C en el mes de julio hasta 44 °C en el mes de enero, mostrando así una clara estacionalidad térmica.

La precipitación media anual muestra su mínimo en la zona costera SSE con 1000 a 1100 mm, y su máximo hacia el N en la frontera con Brasil con 1.500 a 1.600 mm. El mes de marzo


presenta la precipitación mensual máxima en la mayoría del territorio con 140 mm, el mes de diciembre presenta la precipitación mensual mínima para todo el país.

A continuación se presentan mapas de isolíneas que nos permiten verificar las condiciones climáticas medias anuales para el área del proyecto.


Figura 3.1 Mapas de Isolíneas de Precipitación Media, Intensidad del Viento Media, Temperatura Media y Humedad Relativa Media

Nota: Área general de la mina

Traza de mineroducto

Área general del terminal de exportación


Se observa en los mapas de isolíneas (Figura 1.2) que la precipitación media anual es de 1300 mm, la velocidad de viento media anual varía de 4 a 5 m/s, la temperatura media anual varia de 17 a 17,5 °C y la humedad relativa media anual varía de 74 a 75 %.

3.13 Potenciales Consideraciones Ambientales

Las consideraciones geoambientales están casi en su totalidad relacionadas con la redistribución física de los materiales a ser expuestos por el proyecto, las preocupaciones relacionadas con la generación de agua ácida y movilidad del metal son de menor importancia. Excepcionalmente grandes componentes como canteras, botaderos de desmontes y/o represas de relaves producen modificaciones a largo plazo en la superficie del entorno de proyectos mineros.

El procesamiento de concentrados de minerales de hierro produce grandes volúmenes de relave fino que se debe almacenar de manera permanente.

El relave está compuesto de cuarzo, con una variedad de silicatos, algunos de los cuales pueden ser minerales fibrosos, otros como carbonato de hierro, y minerales de óxido de hierro.

Entre los posibles problemas ambientales relacionados con los relaves se incluyen:

(1) Material particulado rico en sílice que puede dispersarse por acción del viento;

(2) Concentraciones silicato fibroso en el aire y en el agua;

(3) Presencia de sólidos suspendidos (compuestos de hierro) en el agua de descarga; y

(4) La infiltración de drenaje proveniente de la represa de relave hacia los cuerpos de agua subterránea.

El contenido de minerales anfíboles en los materiales estudiados es de particular preocupación, debido a que tiene potencial de generar fragmentos de grano fino de fracturas aciculares que cumplen algunas de las definiciones legales de amianto; los amiantos anfíboles naturales plantean problemas similares. La roca estéril del proyecto Valentines contiene hasta un 10% de actinolita (Ca2 (Mg, Fe) 5Si8O22 (OH) 2) y los relaves hasta 8%. Cualquier formación de hierro que contenga anfíboles probablemente requiera consideración especial en cuanto al diseño de la mina, la trituración, y las prácticas de eliminación de residuos para minimizar la descarga de partículas anfíboles en el medio ambiente. Todos estos peligros son mitigados exitosamente en numerosas operaciones de minado y beneficio a gran escala.

4 Diseño del Programa de Muestreo

Para el desarrollo del programa de muestreo, se ha tomado como base la información correspondiente al modelo geológico y las 5 canteras proyectadas, de acuerdo a la información recibida de Minera Aratirí (Septiembre, 2010), así como los registros geológicos de las perforaciones diamantinas de las campañas correspondientes al periodo 2008 – 2009, con énfasis en la caracterización litológica, alteraciones hidrotermales y la profundización de la meteorización, variables indispensables para el reconocimiento y ubicación de los intervalos a muestrear diferenciando el material de desmonte y el fondo del tajo proyectado.

El Cut Off tomado en consideración para la determinación y posterior caracterización de la zona de Desmonte fue indicado por Minera Aratirí como valores inferiores a 15% de Hierro, lo cual nos determina la zona del desmonte.

Las unidades litológicas, identificadas y clasificadas por Aratiri son:

• Andesitas (AND);


• Roca volcagenética félsica (tufos riodacíticos VFR);

• Intercalación de volcagenética félsica y andesítica (VFA); y

• Valentinesita (VAL).

El criterio de profundización contempla las siguientes zonas:

• Hanging Wall (zona meteorizada y no meteorizada);

• Inter; y

• Foot Wall.

Estas zonas se esquematizan en la Figura 4.1.

El programa de muestreo fue desarrollado en el mes de Octubre del 2010 por geólogos especialistas de Ausenco Vector.

Figura 4.1 Identificación de Zonas en el Esquema Típico de un Yacimiento

El programa de muestreo se desarrolla en tres etapas, las mismas que se describen a continuación:

4.1 Trabajo de Pre-Campo

Esta etapa comprende actividades para la identificación, clasificación y caracterización de las profundidades a muestrear tanto para la proyección de la pared final de las canteras como para la zona del desmonte.

El material revisado incluyó base de datos, planos y secciones geológicas, mostrando los límites del yacimiento y las proyecciones de las canteras.


Se llevó a cabo bajo los siguientes pasos generales:

1. Identificación del área total de las cinco canteras a muestrear (Uria, Las Palmas, Maidana, Mulero y Morocho) y determinación del porcentaje areal de cada una de éstas en función al total. Esto es importante para definir la cantidad de muestras a seleccionar por área según el tipo de muestreo a ejecutar, ya sea en la pared final de las canteras ó para el desmonte, tomando como referencia el número de muestras totales a seleccionar.

2. Una vez identificado el número de muestras correspondiente para cada área del yacimiento, la idea es distribuirlo equitativamente para tener una representatividad teniendo en cuenta las secciones geológicas para cada zona, el tipo de perforación ejecutada y necesaria para realizar este tipo de estudio medioambiental, el cual debe ser exclusivamente un taladro del tipo DD (Diamond Drill).

3. Una vez seleccionados los taladros DD de las secciones geológicas Este – Oeste adecuadas, se procede a seleccionar los intervalos de interés en cada taladro teniendo en cuenta las unidades geológicas representativas, unidades geoambientales con respecto a la ubicación del yacimiento (Hanging Wall, Inter & Foot Wall) y el nivel de meteorización para cada zona o sector estudiado, totalizando 65 taladros DD dentro de 33 secciones geológicas estudiadas.

4. Cuando se trata del muestreo de desmonte, se determina los límites de las profundidades de la unidad geoambiental o geológica objetivo a muestrear; ahora, cuando se trata del muestreo para la pared final de las canteras, se determina la profundidad de la intersección del taladro estudiado con la proyección de la pared final (en forma gráfica), como un valor de referencia para tener los límites de muestreo.

5. Finalmente, se obtiene una lista de muestras representativos de todas las zonas o sectores involucrados, integrando la información obtenida en forma vertical (según las secciones geológicas) y en forma horizontal (mapas y planos geológicos), buscando que represente nuestro objetivo central de interés, generándose así un programa de muestreo tentativo, el cual finalmente es ajustado en la siguiente etapa.

4.2 Trabajo de Campo

Es la ejecución del programa de muestreo, se ha seguido el siguiente procedimiento de trabajo:

1. Extraer las cajas de los taladros seleccionados y dentro de las profundidades requeridas para el muestreo respectivo;

2. Se muestrea según sea el caso:

o Cuando se trata de desmonte, primero se identifica el tramo a muestrear en el taladro escogido en forma inicial y seguidamente se comienza a muestrear obteniéndose una muestra de 10 centímetros de cada 2 metros, cuando sólo se tiene la mitad del testigo o 5 centímetros de cada 2 metros aprox. cuando se tiene el testigo completo, colocándose todo en una sola bolsa de muestreo y se procede a la etiquetación respectiva;

o Cuando se trata de la pared final de la cantera, se identifica el tramo a muestrear en aquellos taladros que cortan la pared y seguidamente se extrae muestra teniendo como límites un metro antes de la profundidad donde corta y un metro después; la muestra a extraer en forma continua debe ser la mitad del testigo encontrado en las cajas. Se coloca en una bolsa de muestreo y se procede a la etiquetación respectiva.


3. Finalizado el muestreo, se verifica todas las bolsas de muestreo obtenidos en los datos consignados en cada bolsa y tarjetas de muestreo y seguidamente se realiza el inventario con la finalidad de obtener las listas de muestras que se presentan en las Tablas C.2.1 y C.2.2 del Anexo C.

4.3 Trabajo de Post Campo

Es la etapa donde se integra toda la información obtenida a partir del programa de muestreo y su ejecución durante el trabajo de campo. La finalidad de esta etapa es dar algunos alcances sobre los criterios y procedimientos realizados en todas las etapas desarrolladas.

Las Tablas C.1.1 y C.1.2 que se presentan en el Anexo C, corresponden al universo de taladros disponibles para el programa de muestreo, a partir de los cuales se ha seleccionado aquellos que atraviesan la zona de desmonte y aquellos que logran cortar la pared final de las canteras.

A continuación se presentan dos tablas que resumen el programa de muestreo ejecutado detallando las longitudes de secciones que finalmente fueron muestreadas según tipo de litología/unidades geoambientales, para los materiales materia de estudio. Se obtuvieron 54 muestras de material de desmonte y 09 muestras del material correspondiente a la pared final de las canteras proyectadas.

Para una mejor visualización de la distribución espacial del programa de muestreo ejecutado se ha elaborado planos con la ubicación de la totalidad de los taladros y los taladros muestreados, los mismos que se anexan al reporte.

Tabla 4.1 Resumen del Programa de Muestreo Ejecutado para el Material de Desmonte

LITOLOGIA SECTOR NORTE SECTOR SUR

LAS PALMAS % URIA % MAIDANA % MULERO % MOROCHO %

Long

itud

Mue

stre

ada

(m)

AND 236.2 53.2 119 20.2 75 29.41 49.0 30.2 246.0 64.0

VFR 207.6 46.8 430 73.0 144 56.47 113.5 69.8 138.2 36.0 VFA 0.0 0.0 40 6.8 0 0.0 0.0 0.0 0.0 0.0 VAL 0.0 0.0 0 0.0 36 14.12 0.0 0.0 0.0 0.0

TOTAL 443.8 589.0 255.0 162.5 384.2

N° TALADROS 11 9 3 5 5

AND Andesita

VFR Roca Volcagenética Felsica

VAL Valentinesita

VFA Roca Volcagenetica Andesitica


Tabla 4.2 Resumen del Programa de Muestreo Ejecutado para la Pared Final de las Canteras



Long

itud

Mue

stre

ada

(m)

AND 6 75 2 33.3 0 0 2 50 0 0 VFR 2 25 4 66.7 0 0 2 50 0 0 VFA 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 VAL 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0

TOTAL 8 6 0 4 0

N° TALADROS 4 3 0 2 0 AND Andesita

VFR Roca Volcagenética Felsica

VAL Valentinesita

VFA Roca Volcagenetica Andesitica

5 Resultados Analíticos del Programa de Caracterización Geoquímica

5.1 Evaluación Preliminar

Como se detalla en el programa de muestreo (ítem 4.1) las muestras de material de desmonte fueron obtenidos tomando en cuenta las litologías representativas y adicionalmente su ubicación en las zonas conocidas como Hanging Wall, Inter y Foot Wall que se esquematizan en la Figura 4.1.

Los resultados del balance ácido base fueron evaluados para verificar o descartar las diferencias geoquímicas en el material de desmonte con respecto a su ubicación en cada zona. En la Tabla D.1 que se presenta en el Anexo D se puede visualizar la sistematización de los resultados.

A partir del panorama observado se pudo concluir que no existen diferencias significativas para la subdivisión de las litologías en cada zona.

Adicionalmente, la descripción geológica local (ítem 3.6 y Plano 01) refiere que las 5 canteras involucradas en el proyecto se emplazan en una misma formación geológica (Formación Valentines), optándose por agruparlas en dos sectores, Sector Norte que corresponde a la cantera Las Palmas y el Sector Sur que involucra las canteras Uria, Maidana, Mulero y Morocho.

5.2 Resultados de las Pruebas Estáticas

En las Tablas 5.1, 5.2 y 5.3, se resumen los resultados analíticos de las pruebas estáticas realizadas a las muestras de desmonte y pared final de las canteras, que incluyen, el análisis de balance acido base (ABA), análisis mineralógico (XRD), análisis de su composición como elementos mayores (WRA) y elementos menores (ICP-MS), además del análisis del extracto obtenido en la prueba de lixiviación a corto plazo (SPLP).

Los resultados obtenidos con este programa de ensayos estáticos han sido procesados y llevados a tablas que se presentan en el Anexo D.

5.3 Resultados de las Pruebas Cinéticas

En la Tabla 5.4 se resumen los resultados analíticos de las pruebas cinéticas realizadas a las muestras de desmonte y superficie final del tajo, que incluye la caracterización geoquímica inicial de los compósitos elaborados para las celdas de humedad.


Los lixiviados semanales obtenidos de las celdas de humedad son monitoreados para evaluar la variación de parámetros como el pH, los ratios de generación de sulfato y los ratios de lixiviación de metales.

Los resultados obtenidos con este programa de ensayos cinéticos han sido procesados y llevados a tablas que se presentan en el Anexo D.


Tabla 5.1 Resumen de Resultados del Programa de Ensayos Estáticos del Desmonte

Muestras ABA

(1) Compuestos Minerales

(2)

Elementos Mayores y Menores

(3) (metales

anómalos)

Resultados en el Lixiviado SPLP

(elementos de interés)

SE

CT

OR

NO

RT

E (

Las

Pal

mas

)

ANDESITA (AND)

Se analizaron 7 muestras de esta litología, además se

elaboró un compósito para ensayos cinéticos (HC1)

pH pasta = 9.0 Cuarzo 14%

En su composición no se encontraron elementos

cuya concentración estuviera significativamente por encima del promedio en

la corteza terrestre.

pH del lixiviado = 9.5

%S (4) = 0.03 K-Feldespato 10%

NP (TCaCO3/1,000T) = 19.2 Aluminosilicatos (Fe, Ca, Na y Mg)

57% Se considera como elementos de interés (5):

NNP (TCaCO3/1,000T) = 18.4 Actinolita 8.6% P (0.078 mg/L)

Calcita 2% As (0.00687 mg/L)

Almandino 0.8% Magnetita 3.4%

ROCA VOLCANOGENETICA FELSICA (VFR)












Calcita 0.8% Almandino 1.1%

Hematita 3.6%

SE

RC

TO

R S

UR

(U

ria, M

uler

o, M

aida

na y

Mor

ocho

)

ANDESITA (AND)



pH pasta = 9.1 Cuarzo 22% Se considera como elemento anómalo (6):



En la composición del lixiviado no encontraron

elementos cuya concentración supere los estándares de calidad de

agua.


50% Mo (17.65 mg/kg)

NNP (TCaCO3/1,000T) = 18.4 Actinolita 9.6%

Calcita 0.3%

Almandino 0.8%

Magnetita 3.3%










NP (TCaCO3/1,000T) = 10 Aluminosilicatos (Fe, Ca, Na y Mg)

46.3% Se considera como elementos de interés (5):


Calcita 1.6%

ROCA VOLCANOGENETICA FELSICA ANDESITICA (VFA)



pH pasta = 9.4 Cuarzo 33.4%





%S (4) � 0.01 K-Feldespato 24%



NNP (TCaCO3/1,000T) = 15.2 Calcita 1.5% P (0.046 mg/L)

Hematita 0.2%

VALENTINESITA (VAL)

Se analizaron 1 muestra de esta litología.

pH pasta = 8.8




%S (4) = 0.01

NP (TCaCO3/1,000T) = 31.7 NA

NNP (TCaCO3/1,000T) = 31.4 NA

Notas: (1) Valores promedios obtenidos por litología. (2) Análisis mineralógico por difracción de rayos X (Rietveld XRD). (3) Elementos mayores calculados a partir del valor medido como su respectivo óxido equivalente (WRA) y los elementos menores medidos por ICP-MS. (4) %S = Porcentaje de azufre como sulfuro. (5) Niveles comparados referencialmente con el estándar de calidad de agua superficial del Uruguay, Decreto 253/79. (6) Cuando su composición promedio se encuentra por encima del promedio en la corteza terrestre. (7) Corresponde al lixiviado de la Semana 0 de la celda de humedad HC5. NA: No analizado.


Tabla 5.2 Resumen de Resultados del Programa de Ensayos Estáticos de la Pared Final de las Canteras

Muestras ABA(1)

SE

CT

OR

NO

RT

E (

Las

Pal

mas

) ANDESITA (AND)

Se analizaron 3 muestras de esta litología.

pH pasta = 9.5

%S (2) = 0.08

NP (TCaCO3/1,000T) = 20.8

NNP (TCaCO3/1,000T) = 18.4


Se analizó 1 muestra de esta litología.

pH pasta = 9.8

%S (2) = ˂0.01

NP (TCaCO3/1,000T) = 9.0

NNP (TCaCO3/1,000T) = 8.8

SE

CT

OR

SU

R (

Uria

, Mul

ero,

M

aida

na y

Mor

ocho

)

ANDESITA (AND)


pH pasta = 9.8

%S (2) = 0.01

NP (TCaCO3/1,000T) = 15.3

NNP (TCaCO3/1,000T) = 14.9



pH pasta = 9.6

%S (2) = 0.01

NP (TCaCO3/1,000T) = 10.3

NNP (TCaCO3/1,000T) = 10.0

Notas: (1) Valores promedios obtenidos por litología. (2) %S = Porcentaje de azufre como sulfuro.

Tabla 5.3 Resumen de Resultados del Programa de Ensayos Estáticos del Relave

Muestras ABA(1)

Compuestos Minerales

(2)

Elementos Mayores y Menores

(3)

(metales anómalos)

Resultados en el Lixiviado HC

(4)

(elementos de interés)

Se analizó 1 muestra de esta litología, además

se elaboró un compósito para

ensayos cinéticos (HC6)

pH pasta = 8.8

Cuarzo 42% K-Feldespato 11%

Aluminosilicatos (Fe, Ca, Na y Mg) 23% Actinolita 7.9% Calcita 1.1%

Hematita 3.4% Magnetita 6.6%

En su composición no se encontraron elementos cuya concentración

estuviera significativamente

por encima del promedio en la

corteza terrestre.


%S (5) = 0.07 NP (TCaCO3/1,000T) = 18.6

Se considera como elementos de interés (6):

NNP (TCaCO3/1,000T) = 16.4 As (0.0581 mg/L)

Notas: (1) Valores promedios obtenidos por litología. (2) Análisis mineralógico por difracción de rayos X (Rietveld XRD). (3) Elementos mayores calculados a partir del valor medido como su respectivo óxido equivalente (WRA) y los elementos menores medidos por ICP-MS. (4) Corresponde al lixiviado de la Semana 0 de la celda de humedad HC5. (5) %S = Porcentaje de azufre como sulfuro. (6) Niveles comparados referencialmente con el estándar de calidad de agua superficial del Uruguay, Decreto 253/79.


Tabla 5.4 Resumen de Resultados del Programa de Ensayos Cinéticos

LITOLOGIA RANGO DEL pH RATIO DE GENERACION DE

SULFATO (RG-SO4) (mg/kg/semana)

RATIO DE LIXIVIACION (RL) DE ELEMNTOS DE INTERES

(mg/kg/semana)

DE

SM

ON

TE

SE

CT

OR

NO

RT

E

AND

Compósito de 2 muestras para la celda HC1

pH(Sem 0) = 9.5 RG-SO4 (Sem 0) = 0.71 RL-Al (Max) = 0.1030 (Sem 0)

pH(Sem 15) = 8.9 RG-SO4 (Sem 15) = 0.24 RL-As (Max) = 0.0005 (Sem 0)

RL-P (Max) = 0.0044 (Sem 15)

pHMin = 8.6 (Sem 8) RG-SO4 (Min) = 0.24 (Sem 15)

pHMax = 9.5 (Sem 0) RG-SO4 (Max) = 1.94 (Sem 1)

VFR




RL-P (Max) = 0.0049 (Sem 15)



DE

SM

ON

TE

SE

CT

OR

SU

R

VFR



pH(Sem 15) = 8.5 RG-SO4 (Sem 15) = 0.25 RL-As (Max) = 0.0008 (Sem 3-4)

RL-P (Max) = 0.0055 (Sem 2)

pHMin = 8.3 (Sem 12-14) RG-SO4 (Min) = 0.24 (Sem 6)

pHMax = 9.3 (Sem 0) RG-SO4 (Max) = 2.00 (Sem 0-1)

AND




RL-P (Max) = 0.0076 (Sem 0)



VFA

Celda HC5



RL-P (Max) = 0.0306 (Sem 0)



RE

LAV

E

RELAVE

Celda HC6



RL-P (Max) = 0.0095 (Sem 3)



RG: Ratio de generación; RL: Ratio de lixiviación.


6 Interpretación de Resultados del Programa de Caracterización Geoquímica

El análisis e interpretación de resultados obtenidos a través de los ensayos de los materiales de desmonte y de la pared final de las canteras, se ha llevado a cabo bajo los criterios metodológicos desarrollados en el Anexo A.

Se busca conocer la potencialidad de estos materiales para la generación del drenaje ácido de roca, el cual se manifiesta con la posibilidad de disminución del pH en los drenajes, contenidos elevados de sulfatos como productos de la oxidación de los sulfuros y la posibilidad de la lixiviación de ciertos metales en los medios desarrollados (efluentes ácidos-neutros-alcalinos).

6.1 Análisis de las Muestras de Desmonte por Litologías

El procesamiento de los datos se ha realizado considerando dos sectores, Norte y Sur, sin embrago a la luz de los resultados se ve por conveniente hacer la interpretación por litologías, teniendo en cuenta las de mayor proporción.

De acuerdo a la información brindada por Minera Aratirí, la composición litológica del material de desmonte es homogénea en los sectores Norte y Sur y se detalla a continuación:

Tabla 6.1 Composición Litológica del Material de Desmonte

Litología %

AND 20

VFR+VFA 70

VAL 10

Total 100

6.1.1 Interpretación de Resultados – Muestras de AND

Este material está compuesto mayoritariamente por aluminosilicatos (60 - 67%), los cuales le confieren un potencial de neutralización limitado por su baja reactividad, su contenido de calcita es mínimo (0,3 - 2%). El fierro se encuentra formando parte de aluminosilicatos y en su forma oxidada como magnetita; no se registró contenidos de sulfuros significativos.

El pH en pasta se encontró en el rango 7,7 a 9,6, lo que nos permite afirmar que los efluentes que se generarán a partir del contacto de este material con las aguas de lluvia, en el corto plazo serán neutros a ligeramente alcalinos.

Los ensayos de balance ácido base reportaron un contenido bajo de sulfuro (0,03%) y el potencial de neutralización promedio, aportado fundamentalmente por aluminosilicatos, resultó entre 18,4 - 19,3 tCaCO3/1000t, por lo que el potencial de generación de acidez fue determinado como incierto (I-PAG). Sin embargo el ratio del potencial de neutralización con respecto al potencial de acidez (NP/PA) resultó mayor de 2, lo que nos permitiría proyectar que el pH de los efluentes de este material permanecerá en el rango neutro a ligeramente alcalino en el largo plazo.


La evaluación de su composición (elementos mayores y trazas) mostró que este material no contiene elementos cuya concentración se encuentren significativamente por encima del promedio en la corteza terrestre a excepción del molibdeno (17,65 mg/kg) que fue encontrado en el sector Sur.

Adicionalmente en el sector Sur, el ensayo de lixiviación SPLP mostró potencial de movilización de elementos como el arsénico (0,00687 mg/L) y el fósforo (0,078 mg/L) a partir de drenajes generados por este material, en el corto plazo; esta afirmación está basada en la contrastación de la calidad del lixiviado obtenido versus el estándar de calidad de agua superficial del Uruguay, utilizado referencialmente para establecer significancia en los contenidos. Por otro lado, el contenido de aluminio (0,2645 mg/L) excede los niveles aceptados en normativas internacionales para agua de consumo (OMS3 y UE4 0,2 mg/L).

Los resultados parciales de los ensayos cinéticos en celdas de humedad (HC1 y HC4), a la semana 15 (ver Tabla 5.4), muestran lixiviados ligeramente alcalinos (8,2 - 9,5), además los ratio de producción de sulfatos son muy bajos (0,24 - 1,94 mg/kg/sem), lo que refleja muy poca oxidación del material en las celdas.

Los lixiviados semanales de las celdas de humedad fueron evaluados para verificar la evolución de su contenido de metales y otros elementos que pudieran ser de interés ambiental, verificándose que la mayoría de elementos analizados (40 elementos) se encontraron por debajo del límite de detección de la técnica analítica o en trazas. Sin embargo dados los resultados del ensayo de lixiviación SPLP, se ha tomado especial interés en el Al, As y P, cuyos máximos ratios de lixiviación se detallan en la Tabla 5.4, esta evaluación parcial mostró que en general los más altos ratios de generación se produjeron en las primeras semanas.

6.1.2 Interpretación de Resultados – Muestras de VFR

Este material está compuesto mayoritariamente por aluminosilicatos (57- 66%), los cuales le confieren un potencial de neutralización limitado por su baja reactividad, su contenido de calcita es mínimo (0,8 - 1,6%). El fierro se encuentra formando parte de aluminosilicatos y en su forma oxidada como hematita; no se registró contenidos de sulfuros significativos.

El pH en pasta se encontró en el rango 7,9 a 9,7, lo que nos permite afirmar que los efluentes que se generarán a partir del contacto de este material con las aguas de lluvia, en el corto plazo serán neutros a ligeramente alcalinos.

Los ensayos de balance ácido base reportaron un contenido bajo de sulfuro (0,01%) y el potencial de neutralización promedio, aportado fundamentalmente por aluminosilicatos, resultó 8,7 – 10 tCaCO3/1000t, por lo que el potencial de generación de acidez fue determinado como incierto (I-PAG). Sin embargo el ratio del potencial de neutralización con respecto al potencial de acidez (NP/PA) resultó mayor de 2, lo que nos permitiría proyectar que el pH de los efluentes de este material permanecerá en el rango neutro a ligeramente alcalino en el largo plazo.

La evaluación de su composición (elementos mayores y trazas) mostró que este material no contiene elementos cuya concentración estuviera significativamente por encima del promedio en la corteza terrestre.

Adicionalmente el ensayo de lixiviación SPLP mostró potencial de movilización del elemento fósforo (0,035 – 0,121mg/L) a partir de drenajes generados por este material, en el corto plazo; esta afirmación está basada en la contrastación de la calidad del lixiviado obtenido versus el estándar de calidad de agua superficial del Uruguay, utilizado referencialmente para establecer

3 Organismo Mundial de la Salud (OMS): Directrices para la calidad de agua potable, Génova, 1993. 4 Unión Europea (UE): Directiva 98/83/EC acerca de la calidad de agua para el consumo de agua, 1998.


significancia en los contenidos. Por otro lado, el contenido de aluminio (0,603 - 0,9895 mg/L) excede los niveles aceptados en normativas internacionales para agua de consumo (OMS5 y UE6 0,2 mg/L).

Los resultados parciales de los ensayos cinéticos en celdas de humedad (HC2 y HC3), a la semana 15 (ver Tabla 5.4), muestran lixiviados ligeramente alcalinos (8,3 - 9,3), además los ratio de producción de sulfatos son muy bajos (0,24 - 2,40 mg/kg/sem), lo que refleja muy poca oxidación del material en las celdas.

Los lixiviados semanales de las celdas de humedad fueron evaluados para verificar la evolución de su contenido de metales y otros elementos que pudieran ser de interés ambiental, verificándose que la mayoría de elementos analizados (40 elementos) se encontraron por debajo del límite de detección de la técnica analítica o en trazas. Sin embargo dados los resultados del ensayo de lixiviación SPLP, se ha tomado especial interés en el Al, As y P, cuyos máximos ratios de lixiviación se detallan en la Tabla 5.4, esta evaluación parcial mostró que en general los más altos ratios de generación se produjeron en las primeras semanas, a excepción del fósforo que tuvo un comportamiento errático mostrando picos en diferentes momentos a lo largo de las 15 semanas, esto se puede apreciar en las figuras 3.6 y 3.9 anexadas al reporte.

6.1.3 Interpretación de Resultados – Muestras de VFA

Aún cuando esta litología solo fue muestreada en el sector Sur, se puede extender estos resultados a todo el yacimiento Valentines.

Este material está compuesto mayoritariamente por aluminosilicatos (64%), los cuales le confieren un potencial de neutralización limitado por su baja reactividad, su contenido de calcita es mínimo (1,5%). El fierro se encuentra formando parte de aluminosilicatos y en su forma oxidada como hematita; no se registró contenidos de sulfuros significativos.

El pH en pasta promedio fue 9,4, lo que nos permite afirmar que los efluentes que se generarán a partir del contacto de este material con las aguas de lluvia, en el corto plazo serán ligeramente alcalinos.

Los ensayos de balance ácido base reportaron un contenido bajo de sulfuro (�0,01%) y el potencial de neutralización promedio, aportado fundamentalmente por aluminosilicatos, resultó 15,3 tCaCO3/1000t, por lo que el potencial de generación de acidez fue determinado como incierto (I-PAG). Sin embargo el ratio del potencial de neutralización con respecto al potencial de acidez (NP/PA) resultó mayor de 2, lo que nos permitiría proyectar que el pH de los efluentes de este material permanecerá en el rango neutro a ligeramente alcalino en el largo plazo.


Los resultados parciales de los ensayos cinéticos en la celda de humedad HC5, a la semana 15 (ver Tabla 5.4), muestran lixiviados ligeramente alcalinos (8,6 - 9,4), además los ratio de producción de sulfatos son muy bajos (0,25 - 1,49 mg/kg/sem), lo que refleja muy poca oxidación del material en las celdas.

Los lixiviados semanales de la celda de humedad fueron evaluados para verificar la evolución de su contenido de metales y otros elementos que pudieran ser de interés ambiental,

5 Organismo Mundial de la Salud (OMS): Directrices para la calidad de agua potable, Génova, 1993. 6 Unión Europea (UE): Directiva 98/83/EC acerca de la calidad de agua para el consumo de agua, 1998.


verificándose que la mayoría de elementos analizados (40 elementos) se encontraron por debajo del límite de detección de la técnica analítica o en trazas. Sin embargo se ha tomado especial interés en el Al, As y P, cuyos máximos ratios de lixiviación se detallan en la Tabla 5.4, esta evaluación parcial mostró que en general los más altos ratios de generación se produjeron en las primeras semanas y que solo el P tuvo ratios importantes de lixiviación (0.0306 mg/Kg/sem).

6.1.4 Interpretación de Resultados – Muestras de VAL

Aún cuando esta litología solo fue muestreada en el sector Sur, se puede extender estos resultados a todo el yacimiento Valentines.

El pH en pasta medido fue 8,8, lo que nos permite afirmar que los efluentes que se generarán a partir del contacto de este material con las aguas de lluvia, en el corto plazo serán ligeramente alcalinos.

Los ensayos de balance ácido base reportaron un contenido bajo de sulfuro (0,01%) y el potencial de neutralización promedio resultó 31,7 tCaCO3/1000t, determinándose que este marial no es potencial generador de acidez, adicionalmente el ratio del potencial de neutralización con respecto al potencial de acidez (NP/PA) resultó mayor de 2, lo que nos permitiría proyectar que el pH de los efluentes de este material permanecerá en el rango neutro a ligeramente alcalino en el largo plazo.


6.2 Análisis de las Muestras de la Pared Final de las Canteras por Litologías

A continuación se presentan los resultados obtenidos de las muestras que representan al material de la pared final de las canteras. El análisis se realiza para las muestras agrupadas por litología, teniendo en cuenta las de mayor proporción.

De acuerdo a la información brindada por Minera Aratirí, la composición litológica de la pared final de las canteras es homogénea en los sectores Norte y Sur y se detalla a continuación:

Tabla 6.2 Composición Litológica de la Pared Final de las Canteras

Litologia %

AND 20

VFR+VFA 70

VAL 10

Total 100

6.2.1 Interpretación de Resultados - Muestra de AND

Los ensayos de balance ácido base reportaron un contenido bajo de sulfuro (0,01 - 0,08%) y el potencial de neutralización promedio resultó 13,3 - 20,8 tCaCO3/1000t, por lo que el potencial de generación de acidez fue determinado como incierto (I-PAG). Sin embargo el ratio del potencial de neutralización con respecto al potencial de acidez (NP/PA) resultó mayor de 2, lo que nos permitiría proyectar que el pH de los efluentes de este material permanecerá en el rango neutro a ligeramente alcalino en el largo plazo.


6.2.2 Interpretación de Resultados - Muestras de VFR

Los ensayos de balance ácido base reportaron un contenido bajo de sulfuro (�0,01- 0,01%) y el potencial de neutralización promedio resultó 9,0 - 10,3 tCaCO3/1000t, por lo que el potencial de generación de acidez fue determinado como incierto (I-PAG). Sin embargo el ratio del potencial de neutralización con respecto al potencial de acidez (NP/PA) resultó mayor de 2, lo que nos permitiría proyectar que el pH de los efluentes de este material permanecerá en el rango neutro a ligeramente alcalino en el largo plazo.

6.3 Análisis de la Muestra de Relave Obtenido a Partir de Pruebas Metalúrgicas

Este material está compuesto mayoritariamente por cuarzo (42%) como sustancia inerte. Además contiene aluminosilicatos (34%), los que le confieren un potencial de neutralización limitado por su baja reactividad, su contenido de calcita es mínimo (1,1%). El fierro se encuentra formando parte de aluminosilicatos y en su forma oxidada como hematita y magnetita; no se registró contenidos de sulfuros significativos.

El pH en pasta fue 8,8, lo que nos permite afirmar que los efluentes que se generarán a partir del contacto de este material con las aguas de lluvia, en el corto plazo serán neutros a ligeramente alcalinos.

Los ensayos de balance ácido base reportaron un contenido bajo de sulfuro (0,07%) y el potencial de neutralización promedio, aportado fundamentalmente por aluminosilicatos, resultó 18,6 tCaCO3/1000t, por lo que el potencial de generación de acidez fue determinado como incierto (I-PAG). Sin embargo el ratio del potencial de neutralización con respecto al potencial de acidez (NP/PA) resultó mayor de 2, lo que nos permitiría proyectar que el pH de los efluentes de este material permanecerá en el rango neutro a ligeramente alcalino en el largo plazo.


Adicionalmente el ensayo de lixiviación SPLP mostró potencial de movilización del elemento Arsénico (0,0581 mg/L) a partir de drenajes generados por este material, en el corto plazo; esta afirmación está basada en la contrastación de la calidad del lixiviado obtenido en la semana 0 del ensayo de celda de humedad versus el estándar de calidad de agua superficial del Uruguay, utilizado referencialmente para establecer significancia en los contenidos.

Los resultados de las primeras 6 semanas de ensayos cinéticos en la celda de humedad HC6 (ver Tabla 5.4), muestran lixiviados de pH circun-neutral (7,9 - 8,7), además los ratio de producción de sulfatos disminuyen semanalmente, para llegar a ser muy bajos (30.03 mg/kg/sem en la primera semana), reflejándose que el relave contiene inicialmente productos de oxidación que le confieren una acidez residual, la misma que es lavada en las primeras semanas y posteriormente la tasa de oxidación del material en la celda sería muy baja.

Los lixiviados de estas 6 primeras semanas de la celda de humedad fueron evaluados para verificar la evolución de su contenido de metales y otros elementos que pudieran ser de interés ambiental, verificándose que la mayoría de elementos analizados (40 elementos) se encontraron por debajo del límite de detección de la técnica analítica o en trazas. Sin embargo se ha tomado especial interés en el Al, As y P, cuyos máximos ratios de lixiviación se detallan en la Tabla 5.4, esta evaluación parcial mostró que en general los más altos ratios de generación se produjeron en las primeras semanas y que solo el As tuvo ratios importantes de lixiviación (0.0574 mg/Kg/sem).


7 Implicancias para la Infraestructura del Proyecto

La mineralogía de las litologías presentes no varía mucho entre las canteras Las Palmas y las otras ubicadas en el depósito Valentines, tampoco entre el material de desmonte y el material de la pared final de las canteras. Por lo tanto sería apropiado, un análisis general para toda el área del proyecto, de los distintos componentes (botaderos y canteras) en términos de sus impactos geoquímicos en el medio ambiente y el agua.

La mineralogía de las litologías del área del proyecto es típico de la facies de óxido, que consisten en magnetita + / - hematita - cuarzo. Para la mayor parte de la mineralogía de estas litologías tenemos plagioclasas, feldespato K y la actinolita anfíboles, con abundante augita presente en una muestra de andesita, y con calcita en niveles de hasta el 2%. No se han hallado sulfuros, como la pirita en ninguna de las muestras.

7.1 Tajos abiertos

Las proporciones de las diferentes litologías que estarán expuestas en la pared final de las canteras durante el cierre de mina se muestran en la Tabla 7.1.

Otro factor que influiría en la determinación de la generación de acidez y la capacidades de lixiviación de metales de estas litologías es el tiempo total en que estos materiales estarán expuestos. Esto se encuentra completamente definido por la programación de minado, para lograr el perfil del talud de la cantera final y el tiempo que el ingreso del agua tardaría para finalmente inundar cada cantera y alcanzar las elevaciones determinadas. Los productos de la oxidación arrastrados durante las operaciones de lavado afectarán la calidad del agua de las operaciones. Tras el cierre, el agua que se colecte dentro de las canteras, cambiaran en calidad con el paso del tiempo hasta que se alcance un equilibrio.

El material meteorizado expuesto en los primeros años por lo general proveerá un efluente de pobre calidad para las operaciones debido al arrastre de material lavado de lixiviado secundario. Sin embargo, debido a que no existe la presencia de sulfuros en estas litologías, es poco probable que ningún agua de contacto sea generadora de ácidos. El ponderado medio NNPs de las áreas de las canteras de Las Palmas y Valentines son 13,0 y 13,1 TCaCO3/1000T, respectivamente.

En cuanto a la lixiviación de elementos, los únicos que adquieren relevancia y merecen posterior atención, son el fósforo en la mayoría de las muestras y arsénico en la andesita de área de Las Palmas.

Tabla 7.1 NNP de las litologías expuestas en la pared final de las canteras Las Palmas y en el área de Valentines

Litología % Paredes del Tajo Las Palmas Paredes de los Tajos en la área

Valentines

NNP NNP

AND 20 18.4 14.9

VFR+VFA1 70 8.82 10.0

VAL 10 31.43 31.4

Total4 100 13.0 13.1 1 Promedio ponderado de las dos litologias Solo VFR 3 Utilizando data del desmonte de Valentines 4 Promedio ponderado de las litologias


Tabla 7.2 Mineralogía de las litologías del principal depósito de desmontes (Rietveld XRD)

Mineral Formula

HC1 HC2 HC3 HC4 HC5

Las Palmas Valentines

AND VFR VFR AND VFA

Quazo SiO2 13.8 32.4 26.3 21.7 33.4

Clinocloro (Mg,Fe2+)5Al(Si3Al)O10(OH)8 3.1 3.6 3.1 7.5 4.3

Muscovita KAl2AlSi3O10(OH)2 4.8

Biotita K(Mg,Fe2+)3AlSi3O10(OH)2 1.4 1 1.3 2.7 0.8

Talco Mg3Si4O10(OH)2 0.5 1.2 1.3

Actinolita Ca2(Mg,Fe2+)5Si8O22(OH)2 8.6 2.4 1.6 9.6

K-feldespato KAlSi3O8 10.4 24.5 19.8 9.6 23.6

Plagioclasa NaAlSi3O8 – CaAl2Si2O8 20.1 23.8 38.4 30 29.2

Calcita CaCO3 2.2 0.8 1.6 0.3 1.5

Augita (Ca,Na)(Mg,Fe,Al,Ti)(Si,Al)2O6 32.6 3.3 3.5 9.5 1

Clinozoisita Ca2Al3(SiO4)3(OH) 3.6 3 3.2 3.7 1.3

Almandina Fe32+Al2(SiO4)3 0.8 1.1 0.8

Hematita α-Fe2O3 3.6 0.2

Magnetita Fe3O4 3.4 3.3

Total 100 100 100 100 100

7.2 Botaderos

El volumen de material (mineral, estéril y total) en millones de toneladas (Mt) de cada tajo en el área de Valentines y Las Palmas se presenta en la Tabla 7.3.


Tabla 7.3 Resultado de Optimización del Minado

Mina # de Botadero Mineral de Hierro

(Mt)

Material Estéril

(Mt)

Material Total

(Mt)

Uria 2 215,7 467,5 683,2

Morochos 1 71,4 100,5 171,9

Mulero 1 74,6 106,0 180,6

Maidana 2 67,4 187,3 254,7

Las Palmas 1 1028,4 1942,2 2970,6

TOTAL 7 1457,5 2803,5 4261,0

El material que será almacenado en esta instalación será en gran medida una mezcla de cuarzo (14 a 33%), plagioclasa (20 a 38%), K-feldespato (10 a 25%) y actinolita (2-10%) con menor proporción de calcita (0 a 2%). No se han identificado sulfuros en estas litologías.

El promedio ponderado del NNP para cada una de las cuatro instalaciones en la zona de Valentines es de 13,9 TCaCO3/1000T y todo el material tiene un bajo, aunque positivo, potencial de neutralización (Ver Tabla 7.2).

El promedio ponderado NNP de la instalación de estériles en el área de Las Palmas es del 12,8 TCaCO3/1000T y todo el material tiene un bajo, aunque positivo, potencial de neutralización (Ver Tabla 7.2)

Salvo en casos especiales donde algunas rocas ricas en minerales de sulfuro podrían incluirse en la roca estéril, la movilidad de metales es probablemente insignificante. No se espera que ocurra lixiviación de metales, a pesar de que cualquier metal susceptible de interés podría contener fósforo, aluminio y arsénico. Los minerales de carbonato de mínima concentración dentro de los residuos estériles de mina podrían mitigar el ácido que se genere por la oxidación de una cantidad muy pequeña de minerales de sulfuro presentes en la roca estéril. Es probable que cualquier efluente proveniente de estas instalaciones se mantenga neutral. El hierro se meteoriza en gran medida en compuestos insolubles que puede producir compuestos de hierro particulado y coloidales en las aguas de descarga, y la composición de otros metales en las rocas de formación de hierro, están generalmente iguales o por debajo de la concentración promedio de la corteza.

A fin de mantener las mejores prácticas, que minimicen cualquier potencial de generación de acidez y limiten el contacto de cualquier efluente no tratado con aguas subterráneas o superficiales, se deberá considerar las siguientes recomendaciones en el diseño para las fases de operación y de cierre:

• Fase de diseño: o Incluir un revestimiento sintético o de arcilla debajo de las instalaciones donde

exista la necesidad probada de proteger el agua subterránea;

o Considerar capacidad adicional en las instalaciones de almacenamiento, para adicionar dolomita o caliza durante la fase operativa;

o Aislamiento de cualquier material que contenga sulfuros, para lo cual se puede utilizar el material oxidado, en tanto lo permita el cronograma;


o Diseños que promuevan una rápida escorrentía de la lluvia, para evitar la infiltración;

o Sistema de colección de efluentes, para ser recirculado a la planta de proceso;

o Sistema de contención periférico para limitar la entrada de lluvia u otros aportes de agua fresca; y

o Criterios de diseño operacional que considere el diseño de cierre eventual.

• Fase Operacional: o Coberturas de cierre final en las áreas de la instalación donde no se almacenara

material adicional.

• Fase de Cierre: o Diseño de cobertura de cierre que minimice la infiltración de agua al material

subyacente almacenado;

Tabla 7.4 NNP de las litologías que componen el desmonte de Las Palmas y el área de Valentines

Litología % Desmonte de Las

Palmas Desmonte del área Valentines

NNP NNP

AND 20 18.4 18.4

VFR+VFA1 70 8.52 10.1

VAL 10 31.43 31.4

Total4 100 12.8 13.9 1 Promedio ponderado de las dos litologías 2 Solo VFR 3 Utilizando data del desmonte de Valentines 4 Promedio ponderado de las litologías

7.3 Relavera

La represa de relaves será diseñada para el almacenamiento permanente de los relaves y almacenamiento temporal del agua para el proceso de beneficiamiento, La represa de relaves es un deposito tipo valle con un área de captación de 3 700 hectáreas, la superficie final de relaves cubrirá un área de 2 420 hectáreas. El diseño de la represa se ha realizado para acomodar los relaves producidos durante toda la vida útil de la mina.

La generación de relaves, tal como se consideró por los diseñadores de la planta de beneficiamiento, será de 21,5 Mtpa de limos y 12,5 Mtpa de relaves gruesos para los 20 años de vida de mina. Basados en una densidad de limos de 1,35 t/m3, y una densidad gruesa de 1,65 t/m3, la capacidad que requerirá la represa de relaves (incluyendo las represas) será de 470 Mm3.

La represa de relaves será construida en cinco fases. La fase inicial (represa de arranque) consiste de una represa de roca y un una zona de arcilla compactada en la cara aguas arribas de la represa.

Los crecimientos de la represa de relaves (Fases 2 a 5) serán construidos usando relaves gruesos como el material principal de construcción. En la pared aguas arribas de la represa


existirá una zona de arena limoso compactada para aumentar la impermeabilización de la represa.

Los relaves que serán almacenados en esta instalación serán en gran medida una mezcla de cuarzo (42%), augita (11%), K-feldespato (11%), actinolita (8%), plagioclasa (7%), y magnetita (7 %). También se encontrarán contenidos menores de Calcita (1%). No se han identificados sulfuros en las muestras de relaves (ver Tabla 7.5).

El NNP de los relaves es de 18,6 TCaCO3/1000T. La presencia menor de calcita da a los relves un capacidad muy baja de amortiguamiento de acido, sin embargo no se espera que este material sea generador de ácidos.

Análisis de los lixiviados de la celda de humedad indica que la mayoría de elementos analizados (40 elementos) se encontraron por debajo del límite de detección de la técnica analítica o en trazas. Sin embargo elementos como P, Al y As mostraron que son lixiviados en cierta magnitud, siendo As la que demuestra la mayor tendencia a lixiviación.

Tabla 7.5 Mineralogía del relave (Rietveld XRD)

Mineral Formula %

Quarzo SiO2 42.2

Clinocloro (Mg,Fe2+)5Al(Si3Al)O10(OH)8 3.3

Talco Mg3Si4O10(OH)2 1.8

Biotita K(Mg,Fe)3(AlSi3O10)(OH)2 1.4

Actinolita Ca2(Mg,Fe)5Si8O22(OH)2 7.9

K-feldespato KAlSi3O8 11

Plagioclasa NaAlSi3O8 – CaAl2Si2O8 7.3

Calcita CaCO3 1.1

Augita (Ca,Na)(Mg,Fe,Al,Ti)(Si,Al)2O6 11.4

Clinozoisita Ca2Al3(SiO4)3(OH) 2.8

Hematita α-Fe2O3 3.4

Magnetita Fe3O4 6.6

Total 100


8 Conclusiones y Recomendaciones a Nivel del Proyecto

El análisis de los resultados geoquímicos nos permiten afirmar que los materiales a ser removidos por el proyecto tienen bajo contenido de sulfuro (�0.01 a 0.08 %), el balance ácido base reporta que los NPs son relativamente altos, variando entre 9 y 32 TCaCO3/1000T y los NNPs resultantes varían entre 8 y 31 TCaCO3/1000T, proyectándose en el largo plazo una situación de drenaje potencialmente neutral a ligeramente alcalino para los materiales de desmonte, pared final de las canteras y relaves del yacimiento Valentines.

Incluso en condiciones de drenaje neutral, podría haber lixiviación de elementos tales como el arsénico (As) y el fósforo (P), detectados en los lixiviados generados en ensayos realizados para el estudio y siendo que el P ha sido detectado en niveles significativos en los cuerpos de agua superficial del entorno del proyecto; se concluye que el As y P presentan potencial de movilización como producto de la exposición del material de desmonte y de la pared final de las canteras del proyecto.

Adicionalmente, se destaca que los resultados del pH en pasta y de los lixiviados generados en los ensayos realizados para este estudios resultaron ser alcalinos, en el rango de 7,9 a 9,8 para las muestras de desmonte y 7,9 a 8,8 para la muestra de relave; lo que indicaría que las aguas de contacto con estos materiales en el corto plazo podrían elevar el pH actual de los cursos de agua en el entorno del proyecto. Además en este escenario el aluminio (Al) podría ser movilizado, considerando que este elemento ha sido detectado en los análisis de los lixiviados.

Las evidencias en este estudio permiten señalar al As, P y Al como elementos de interés por su posibilidad de movilización en los medios proyectados y se recomienda su monitoreo en los efluentes generados a lo largo de la operación de la mina, para una temprana identificación de situaciones de potencial riesgo ambiental.

Solo una muestra de relave fue utilizada para este análisis. Los resultados indican que los relaves no generarán drenajes ácidos. Sin embargo, los resultados de una sola muestra de relaves no puede considerarse base suficiente para formar una opinión considerable sobre el potencial de generación de ácido o lixiviación de metales del material. Se debería llevar a cabo un estudio separado para evaluar íntegramente las características geoquímicas de los relaves cuando haya disponibilidad de obtener material apropiado para las pruebas.

Los resultados parciales de los ensayos cinéticos en celdas de humedad, a la fecha, han confirmado el carácter neutro a ligeramente alcalino de los lixiviados de los materiales evaluados. Sin embargo es necesario hacer una evaluación posterior de al menos 20 semanas de ensayos para verificar la calidad de los lixiviados que se esperaría tener en el largo plazo.


9 Material de Consulta

− Morin, K.A., & Hutt, N.M; 2001, Environmental Geochemistry of Minesite Drainage: Practical Theory and Case Studies. Mine Drainage Assessment Group.

− MEND – William A. Price; 2009, Prediction Manual for Drainage Chemistry from Sulphidic Geologic Materials; British Columbia - Canada.

− Ausenco Vector; 2011, Estudio de Calidad de Aguas Superficiales. Departamento de Hidrología. Lima – Perú.

Anexos

Anexo A Metodología para el Programa de Ensayo Estáticos y Cinéticos


1 Metodología para el Programa de Ensayos Estáticos y Cinéticos

1.1 Proceso de Drenaje Ácido de Roca

Los materiales de mina generan drenaje ácido cuando estos contienen minerales naturales generadores de acidez, tales como la pirita. Cuando éstos son fracturados por el minado y expuestos al medioambiente en un botadero de desmontes o en una presa de relaves, el oxígeno y el agua pueden reaccionar con los minerales (principalmente con los minerales de sulfuros) y formar ácidos naturales. El drenaje ácido de roca (DAR) es el término más comúnmente aplicado a este proceso y al lixiviado, infiltración o drenaje ácido resultante. Donde quiera que los minerales piríticos sean expuestos al oxígeno y al agua, puede resultar el DAR. Otro factor que influencia en la generación de acidez es el desarrollo de la actividad bacteriana en el medio. Mediante la restricción de cualquiera de estos tres componentes esenciales la generación de acidez significativa puede ser controlada, independientemente de la cantidad de pirita disponible para las reacciones.

La presencia de minerales de sulfuros es notable dado que la oxidación de estos minerales (particularmente pirita FeS2, y pirrotita Fe1-xS) resulta en la producción de ácido (H+). La siguiente ecuación representa la oxidación química de la pirita y la generación de la acidez protónica:

( )+−

++→

+

+ )(

2

)(4)(322)(242)(

4

15

2

7aqaqSS

HSOOHFeOOHFeS

Como consecuencia de la disminución del pH se puede tener un aumento de la solubilidad de algunos metales (por ejemplo Al, Fe, Cu), lo cual incrementaría la concentración de metales en el drenaje. Tanto la lixiviación de metales como el cambio en el pH son ambos temas de interés en el estudio del drenaje ácido de roca.

La mineralización de sulfuros ocurre en estas litologías principalmente como pirita y su ocurrencia puede ser clasificada dentro de los siguientes grupos generales:

• Concentraciones a lo largo de las vetas y lentes aislados;

• Un halo de roca de más alto contenido de pirita rodeando las zonas de mineralización; y

• Mineralización de sulfuros diseminados en la roca.

La deposición de pirita puede producir pre-mineralización junto con la mineralización y post-mineralización. Cada una puede tener diferentes efectos significativos sobre el potencial de generación de acidez. Por ejemplo, la pre-mineralización de pirita puede ser inundada de sílice y por tanto estar parcial o totalmente encapsulada por cuarzo. Este encapsulamiento reduciría la disponibilidad de sulfuros y disminuiría la tasa de reacción reduciendo de esta manera las tasas de generación total de acidez de este material.

2 Ensayos de Laboratorio

2.1 Programa de Ensayos Estáticos

Las pruebas estáticas incluyen criterios para definir el potencial de generación de ácido y de neutralización, los cuales se utilizarán en la caracterización de las diferentes litologías.


A continuación se muestran las definiciones de los parámetros medidos por cada uno de los métodos utilizados como parte del programa de ensayos estáticos.

2.1.1 Ensayo de Balance Ácido Base – ABA

Los ensayos para el “conteo de ácido base” (conocido por sus siglas en inglés como ABA) son análisis químicos de laboratorio usados para predecir cuantitativamente el potencial de un material para generar un drenaje ácido, básicamente a partir de valores de potencial de generación de acidez máxima (MPA) y potencial de neutralización (NP).

La metodología del ABA utilizada en este estudio fue una versión ampliada del método de Sobek (Sobek et al., 1978) o EPA-600, que incluye la determinación de todas las especies de azufre; recomendado por las autoridades reguladoras de los Estados Unidos (U.S.EPA, 1994) y Canadá (p. ej., Price, 1997).

En el programa ABA se hacen las siguientes determinaciones:

• El ensayo de pH en pasta muestra el estado real de la muestra al momento de ser medido (ácida, cercana al neutral ó alcalina). El uso de agua destilada (pH 5.3) para la obtención de la pasta en el ensayo indicaría que cualquier medición de pH menor a 5.0 correspondería a una muestra con acidez neta al momento del análisis. Los minerales carbonatados comunes pueden alcanzar valores de pH entre 8 y 10, y así los minerales con valores por encima de 10 pueden ser considerados inusualmente alcalinos. Los valores de pH de la pasta entre 5.0 y 8 pueden ser considerados casi neutros al momento del análisis;

• Contenido de azufre: Los minerales que contienen azufre como sulfuro son la principal fuente para la generación del drenaje ácido en los residuos mineros. El ensayo incluye la medición y reporte de las siguientes especies: azufre total; azufre como sulfatos lixiviables en ácido y el azufre como sulfuros se obtiene por cálculo;

• El Potencial de Neutralización (NP) se basa en procedimientos de laboratorio y representa la cantidad de alcalinidad en la muestra calculada como toneladas de CaCO3, por 1000 toneladas de muestra.

2.1.2 Ensayos Composicionales

2.1.2.1 Análisis Total de Roca para Elementos Mayores – WRA

El análisis total de roca (conocido por sus siglas en inglés como WRA) provee la composición como porcentaje en peso de los elementos mayores que la componen. Estos resultados son usualmente reportados como equivalentes en óxidos que muestran los niveles de cationes balanceados con oxígeno. Esto no significa que los cationes en la muestra ocurran necesariamente en forma de óxidos. La sumatoria de los resultados del WRA, incluyendo las pérdidas por ignición (LOI), por lo general debe aproximarse al 100%. Una desviación significativa del 100% podría indicar la presencia de un error analítico o la presencia de grandes cantidades de sulfuros, carbonatos, filosilicatos y/o minerales hidratados (MEND 2009).

Este análisis puede ser usado para la medición de la determinación de los siguientes parámetros, entre otros:

• Medida de las concentraciones de Al, Ca, Cr, Fe, K, Mg, Mn, Na, P, Si, Ti como elementos de mayor composición en la muestra y reportado como su óxido equivalente.

• Identificar materiales con muy bajos niveles de alcalinidad (baja presencia de Ca o Mg); y


• Medición de la concentración del Ba. Asumiendo que todo el Ba ocurre en forma de sulfatos, el contenido de Ba puede ser usado para calcular el contenido estimado de baritina, lo que debe considerarse para una probable corrección en la determinación de los sulfatos. El Ba puede ser asumido como baritina solo si los resultados mineralógicos lo soportan.

2.1.2.2 Análisis Multielementos por Plasma Acoplado Inductivamente y Detector de Masas para Elementos Traza– ICP MS

Este análisis proporciona el contenido total de una gama de elementos, simultáneamente, mediante la técnica de plasma acoplado inductivamente con detector de masas a la salida de la antorcha (conocido por sus siglas en inglés como ICP-MS). La concentración de cada elemento es determinada por comparación de la intensidad de la señal del electrón con un estándar y alcanza límites de detección muy bajos por lo que es utilizado para determinar el contenido de metales que se encuentran en el nivel de trazas.

En el análisis de la muestra de residuo mineral serviría para identificar valores anómalos de metales que se encuentren significativamente por encima de los valores promedio de la corteza terrestre.

2.1.3 Análisis de Difracción de Rayos X con el Método Rietveld – XRD Rietveld

La difracción de rayos X (conocida por sus siglas en inglés como XRD) es una técnica ampliamente aplicada para la caracterización de materiales cristalinos y tradicionalmente utilizado para el análisis cualitativo, cuantitativo de fases y para la determinación de la estructura cristalina.

El método Rietveld consiste en ajustar teóricamente ciertos parámetros, los cuales van siendo ajustados en un proceso iterativo hasta alcanzar la convergencia con valores de intensidades experimentales y teóricas.

Particularmente en este caso se busca la caracterización de las muestras de manera semi-cuantitativa para identificar los minerales presentes y estimar la abundancia de cada mineral identificado. A partir de estos resultados se podrían identificar los minerales con potencial para aportar alcalinidad en cada muestra y sulfuros como fuente potencial para la generación de acidez.

2.1.4 Análisis Petrográfico en Sección Delgada

Este análisis se realiza con un microscopio de transmisión de luz polarizada en una lámina de sección delgada (aproximadamente 30 micras y con paralelismo casi perfecto) de una muestra de roca. Las secciones transversales son útiles para la identificación y caracterización de rocas y minerales.

Particularmente en este caso es útil para la identificación de los tipos de sulfuros que podrían estar presentes en las muestras analizadas y la confirmación o descarte de la presencia de metales pesados u otros elementos contaminantes en sus estructuras.

2.1.5 Ensayo de Lixiviación Artificial de Corto Plazo – SPLP

El ensayo de lixiviación artificial a corto plazo (conocido por sus siglas en inglés como SPLP), proporciona información acerca de los metales que podrían ser liberados de materiales como relaves y desmontes, cuando son puestos en contacto con agua y expuestos a los agentes atmosféricos. El método empleado (Synthetic Precipitation Leaching Procedure – SPLP) determina los metales fácilmente lixiviables, presentes en la muestra; esta técnica no considera el impacto de oxidación de los minerales sulfurosos que podría ocurrir después de una limpieza inicial por la lluvia.

En este procedimiento, se mezcla 50 gramos de material preparado a una granulometría menor que 1 cm con 1000 mL de una solución acidificada por 18 horas, a temperatura ambiente. Esta


solución acidificada se prepara con la adición de cantidades pequeñas de ácido nítrico y ácido clorhídrico al agua desionizada hasta que alcance un pH de 4.2 o 5. La extracción se filtra y analiza por ICP para determinar metales disueltos en el lixiviado resultante.

2.2 Programa de Ensayos Cinéticos

Las muestras son ensayadas bajo condiciones oxidativas aceleradas El tipo de ensayo usado fue el de las celdas de humedad siguiendo el procedimientos indicado en la Guía para la Predicción de Lixiviación de Metales y DAR de la British Columbia (Price, 1997); durante un periodo de tiempo mínimo de 20 semanas de acuerdo al manual, sin embargo aquí mismo se menciona que se necesitaría al menos 40 semanas para la estabilización de las celdas.

Las celdas de humedad configuran un sistema de flujo continuo de aire a través o sobre las muestras (dependiendo de si estos son desmonte o relave) con ciclos semanales, siguiendo la dinámica que se detalla a continuación:

• 3 días de aire seco, seguidos de 3 días de aire húmedo y el último día de la semana se riega la muestra contenida en la celda con agua desionizada; y

• Se recoge el lixiviado semanal de las celdas y se analiza la calidad de este durante 20 semanas como mínimo.

En las muestras determinadas como PAG, se esperaría obtener los ratios de generación de acidez/neutralización y de lixiviación de metales a partir de los valores encontrados durante en el periodo de estabilización de la muestra (cuando los ratios se han estabilizado, por lo menos durante 5 semanas).

Para el caso de las muestras determinadas como No-PAG, podría ser de utilidad para conocer la calidad del agua de drenaje y la posibilidad de disolución de algunos metales solubles en estos medios circun-neutrales; aunque al respecto se podría recomendar el uso de celdas cinéticas de campo debido a la limitación que tienen las celdas de humedad de laboratorio que no reflejan los complejos mecanismos que se desarrollan en condiciones de campo.

Por otro lado en el caso de las muestras determinadas como I-PAG a partir de los ensayos ABA (-20<PNN<+20) se esperaría que estos ensayos confirmen el carácter que finalmente se desarrollaría en el drenaje.

Los ensayos cinéticos son una herramienta complementaría, considerada como una fase avanzada en la caracterización de muestras de residuo mineral, por lo cual se recomienda su aplicación sobre la base de una previa caracterización a través de ensayos estáticos. Por otro lado, al cierre de las celdas se recomienda el análisis del residuo de las celdas para verificar posibles cambios físicos o geoquímicos ocurridos durante el periodo de operación de las celdas, así como identificar cualquier producto de acumulación por intemperización de la muestra.

Es importante mencionar que las celdas de humedad no pretenden reproducir las condiciones ambientales desarrolladas en campo, más bien se establece un ciclo húmedo/seco en condiciones de laboratorio controladas (temperatura, %Hr, etc.), por lo tanto los resultados que se obtienen deben ser verificados con el monitoreo de los efluentes durante el periodo de operación de cada componente.


3 Criterios para la Interpretación de Resultados

3.1 Criterios de Evaluación ABA para la Determinación del Potencial de Generación de Acidez (PA)

Los valores calculados usados para la interpretación de los ensayos ABA, incluyen primordialmente:

• El potencial de generación de acidez (PA) se obtiene al multiplicar la cantidad de azufre como sulfuro por el factor estequiométrico de 31.25 para expresarlo en toneladas de CaCO3, por 1,000 toneladas de muestra;

• El potencial de neutralización neto (NNP) hace un balance neto entre el potencial de generación de acidez y el potencial de neutralización de acidez. Este se determina matemáticamente de la diferencia entre el NP y el MPA, calculados en toneladas de CaCO3, por 1,000 toneladas de muestra; y

• La relación NP/PA es otro criterio de medición del balance neto de los potenciales de generación de acidez máxima y de neutralización de acidez; sin embargo se debe tener en cuenta que cuando una muestra contiene un bajo potencial tanto de neutralización como de generación de acidez, o cuando el potencial de generación de acidez tiene tendencia a cero, esta relación adimensional se vuelve inestable como un criterio de interpretación.

El ABA, junto con el pH de pasta, representa el punto de partida para la comprensión del proceso del DAR en el desmonte de roca. La relación entre el NP, el PA y el pH en pasta para comprender el estado real de oxidación de las muestras en el momento en que se lleva a cabo el análisis.

Comúnmente, los resultados ABA son interpretados en base a las diferencias de la relación entre los valores del NP y del PA y son representadas gráficamente (Price, 1997). Los criterios para la clasificación de las muestras a partir de los resultados del ABA son presentadas en la Tabla 3.1, y el mismo sistema de colores rojo y azul que ahí se establece se utiliza en las tablas de resultados:

Tabla 3.1 Clasificación de los Resultados en Base a los Ensayos ABA

Parámetro Color Rango Descripción

NP/PA1

# 2< NP/PA No presenta potencial para generación de acidez (No-PAG)

# 1< NP/PA<2 Potencial para generación de acidez incierto (I-PAG)

# NP/PA<1 Presenta potencial para generación de acidez (PAG)

NNP

# 20<NNP No presenta potencial para generación de acidez (No-PAG)

# -20<NNP<20 Potencial para generación de acidez incierto (I-PAG)

# -20>NNP Presenta potencial para generación de acidez (PAG)

Fuente: MEND, 2009 1 Para valores muy bajos de NP y PA, y cuando el PA tiene tendencia a cero, este parámetro no es una herramienta de

predicción segura; sin embargo el uso de este ratio permite la comparación de proporcionalidad entre los valores de NP y PA, útiles cuando la muestra se clasifica como I-PAG según el criterio para el NNP.

3.2 Criterios para la Evaluación de los Elementos Mayores, Menores y Trazas

Los elementos son evaluados a partir de los resultados de composición en las muestras del residuo sólido y en el lixiviado obtenido en el ensayo SPLP.

Como criterio base se toma el nivel del elemento con respecto a la concentración promedio en la corteza terrestre y su posibilidad de solubilizarse fácilmente con una solución acidificada. Sin


embargo esta clase de análisis se ve limitado debido a que no se incluyen factores ambientales que gobiernan los procesos de movilización de metales a partir de un residuo mineral.

3.2.1 Elementos Anómalos

Los valores de óxidos equivalentes obtenidos a través del análisis WRA son utilizados para calcular la concentración en ppm de los elementos mayores y los elementos menores y trazas son tomados directamente de los resultados del ICP-MS en la muestra sólida.

Los valores así obtenidos son comparados con los promedios en la corteza terrestre y de esta comparación se considera a aquellos valores significativamente por encima del promedio en la corteza terrestre (fuente bibliográfica) como anómalos.

Sin embargo se debe tomar en cuenta que aún si algún metal se encuentra en bajas concentraciones en un material mineral, es posible que este metal pueda solubilizarse debido a otros factores como el pH del medio o por la oxidación de sulfuros que podría liberar metales presentes en su estructura.

3.2.2 Elementos de Interés

Es conocido que en drenajes ácidos hay una alta correlación de ciertos metales como el Al, Fe y Cu en el aumento de su solubilidad a medida que disminuye el pH, sin embargo algunos metaloides y otros elementos como el Sb, As, Cd, Co, Mn, Mo, Ni, Se, Zn, e incluso el mismo Cu han sido detectados en efluentes de mina de pH neutral y un cuadro adaptado de Stantec, 2004 con los niveles detectados de estos elementos se puede encontrar en el manual del MEND, 2009.

Los elementos de interés son determinados a partir del contenido de metales en el lixiviado obtenido a partir del ensayo SPLP, es decir elementos fácilmente lixiviables. Sin embargo a partir de un ensayo de lixiviación a corto plazo como este, no se podría asegurar si las concentraciones de estos elementos en el efluente de campo, pueden aumentar o disminuir en el tiempo.

Para la determinación de los elementos de interés, se hace un análisis de cada elemento, teniendo en cuenta tres criterios:

• Su determinación como anómalo;

• Su presencia en el lixiviado del ensayo SPLP y la concentración reportada; y

• Su posibilidad de solubilización a pH ácido ó neutral, dependiendo de la potencialidad del carácter del drenaje, determinado a partir de los resultados ABA y ensayos de lixiviación en las muestras sólidas.

Anexo B Reporte de Laboratorio

Fianl Report to Tony Sanford & Magaly Tapia on 14-Jan-11

Ausenco Vector -Uruguay Aratiri, 27-Oct-10

Page 1 of 6Table 1: ABA Test Results for 63 (of 65) Uruguay Aratiri Samples - December 2010

Acme Mod. ABA NP Paste Total CO2 CaCO3 Total HCl Extractable HNO3 Extractable Insoluble Maximum Potential Neutralization Net Neutralization Fizz

S. No. Sample ID pH Carbon Equiv.* Sulphur Sulphur Sulphur Sulphur** Acidity*** Potential Potential**** Rating(Wt.%) (Wt.%) (Kg CaCO3/Tonne) (Wt.%) (Wt.%) (Wt.%) (Wt.%) (Kg CaCO3/Tonne) (Kg CaCO3/Tonne) (Kg CaCO3/Tonne)

1 1029431 7.7 0.17 0.41 9.3 <0.02 <0.01 <0.01 <0.02 <0.3 5.2 5.2 None

2 1029432 8.6 0.22 0.54 12.3 0.02 <0.01 0.02 0.00 0.6 18.2 17.5 None

3 1029455 9.0 0.19 0.70 15.9 0.03 <0.01 0.03 0.00 0.9 21.5 20.5 Moderate

4 1029452 9.6 0.27 0.80 18.2 0.03 <0.01 0.03 0.00 0.9 25.9 24.9 Moderate

5 1029448 8.8 0.16 0.75 17.0 0.02 <0.01 0.02 0.00 0.6 23.9 23.2 Slight

6 1029464 9.4 0.09 0.19 4.3 <0.02 <0.01 0.02 <0.02 0.6 9.4 8.8 None

7 1029462 9.7 0.04 0.18 4.1 <0.02 <0.01 <0.01 <0.02 <0.3 2.8 2.8 None

8 1029461 9.3 0.26 0.66 15.0 0.03 <0.01 0.03 0.00 0.9 28.7 27.7 Moderate

9 1029454 9.4 0.16 0.51 11.6 <0.02 <0.01 <0.01 <0.02 <0.3 13.9 13.9 Moderate

10 1029453 (Acme: Dup) 9.3 0.08 0.23 5.2 <0.02 <0.01 <0.01 <0.02 <0.3 3.9 3.9 None

11 1029465 8.9 0.03 0.11 2.5 <0.02 <0.01 <0.01 <0.02 <0.3 1.9 1.9 None

12 1029463 (SGS: Dup) 9.2 0.06 0.22 5.0 <0.02 <0.01 <0.01 <0.02 <0.3 5.4 5.4 None

13 1029446 9.5 0.13 0.34 7.7 0.02 <0.01 0.02 0.00 0.6 19.5 18.8 Slight

14 1029450 9.1 0.11 0.24 5.5 0.03 <0.01 0.03 0.00 0.9 15.3 14.4 Slight

15 1029458 9.3 0.03 0.05 1.1 <0.02 <0.01 <0.01 <0.02 <0.3 1.8 1.8 None

16 1029459 9.3 0.08 0.25 5.7 <0.02 <0.01 0.01 <0.02 0.3 16.0 15.7 None

17 1029435 8.8 0.34 0.97 22.0 <0.02 <0.01 0.01 <0.02 0.3 31.7 31.4 Moderate

18 1029436 9.2 0.19 0.58 13.2 <0.02 <0.01 <0.01 <0.02 <0.3 20.3 20.3 Slight

19 1029439 9.4 0.03 0.06 1.4 <0.02 <0.01 <0.01 <0.02 <0.3 1.8 1.8 None

20 1029440 (Acme: Dup) 9.1 0.03 0.07 1.6 <0.02 <0.01 <0.01 <0.02 <0.3 9.9 9.9 None

Modified ASTM D2492-02 MethodAcme

21 1029441 9.3 0.16 0.37 8.4 <0.02 <0.01 0.02 <0.02 0.6 27.6 27.0 Moderate

22 1029425 8.8 0.02 0.12 2.7 <0.02 <0.01 <0.01 <0.02 <0.3 6.0 6.0 None

23 1029426 9.0 0.16 0.46 10.5 0.10 <0.01 0.10 0.00 3.1 17.3 14.2 Slight

241029427 (SGS: Dup) & (SGS: SPLP Dup) 9.0 0.47 1.11 25.2 0.05 <0.01 0.05 0.00 1.6 42.2 40.6 Strong

25 1029428 9.4 0.03 0.07 1.6 <0.02 <0.01 <0.01 <0.02 <0.3 1.8 1.8 None

26 1029429 9.0 0.20 0.53 12.0 0.02 <0.01 0.02 0.00 0.6 18.5 17.8 Moderate

27 1029414 9.3 0.14 0.39 8.9 0.04 <0.01 0.03 0.01 0.9 16.6 15.6 Slight

28 1029430 9.0 0.13 0.39 8.9 0.05 <0.01 0.02 0.03 0.6 15.1 14.4 Slight

29 1029457 8.9 0.03 0.10 2.3 <0.02 0.01 <0.01 <0.02 <0.3 12.9 12.9 None

30 1029460 (Acme: Dup) 9.1 0.42 0.93 21.1 <0.02 0.01 0.01 <0.02 0.3 42.3 42.0 Moderate

31 1029437 8.7 0.02 0.10 2.3 <0.02 <0.01 <0.01 <0.02 <0.3 1.6 1.6 None

32 1029438 9.2 0.04 0.10 2.3 <0.02 <0.01 <0.01 <0.02 <0.3 3.8 3.8 None

33 1029445 9.3 0.27 0.67 15.2 0.07 <0.01 0.07 0.00 2.2 24.9 22.7 Strong

34 1029419 8.3 0.02 0.06 1.4 <0.02 <0.01 <0.01 <0.02 <0.3 5.0 5.0 None

35 1029442 8.9 0.11 0.22 5.0 <0.02 <0.01 <0.01 <0.02 <0.3 12.8 12.8 Slight

36 1029415 (SGS: Dup) 8.8 0.16 0.49 11.1 <0.02 0.01 <0.01 <0.02 <0.3 13.3 13.3 Slight

37 1029416 8.8 0.36 1.37 31.1 <0.02 0.01 <0.01 <0.02 <0.3 30.2 30.2 Strong

38 1029403 9.3 0.10 0.32 7.3 <0.02 <0.01 <0.01 <0.02 <0.3 14.9 14.9 None

39 1029404 9.5 0.09 0.32 7.3 <0.02 <0.01 <0.01 <0.02 <0.3 18.8 18.8 None

40 1029401 (Acme: Dup) 9.5 <0.02 0.06 1.4 <0.02 <0.01 <0.01 <0.02 <0.3 2.5 2.5 None

41 1029402 9.6 0.04 0.15 3.4 <0.02 <0.01 0.02 <0.02 0.6 4.8 4.2 None

42 1029434 9.5 0.07 0.25 5.7 0.03 <0.01 0.01 0.02 0.3 7.0 6.7 Slight

43 1029423 9.6 0.29 1.10 25.0 0.03 <0.01 0.02 0.01 0.6 27.1 26.5 Strong

44 1029433 9.1 <0.02 0.04 0.9 <0.02 <0.01 <0.01 <0.02 <0.3 3.1 3.1 None

45 1029422 9.5 <0.02 0.03 0.7 <0.02 <0.01 <0.01 <0.02 <0.3 3.0 3.0 None

46 1029424 9.3 0.07 0.28 6.4 0.03 <0.01 0.02 0.01 0.6 12.5 11.8 None

47 1029410 9.3 0.09 0.29 6.6 0.04 <0.01 0.03 0.01 0.9 12.0 11.0 None

48 1029417 (SGS: Dup) 7.9 <0.02 0.04 0.9 <0.02 <0.01 <0.01 <0.02 <0.3 3.4 3.4 None

49 1029418 9.1 <0.02 0.05 1.1 <0.02 <0.01 <0.01 <0.02 <0.3 4.4 4.4 None

50 1029409 (Acme & ALS Dup) 9.4 0.18 0.73 16.6 <0.02 <0.01 <0.01 <0.02 <0.3 15.8 15.8 Moderate

51 1029405 9 7 0 27 1 06 24 1 0 02 0 01 0 01 0 02 0 3 24 4 24 4 St51 1029405 9.7 0.27 1.06 24.1 <0.02 <0.01 <0.01 <0.02 <0.3 24.4 24.4 Strong

52 1029406 9.5 0.15 0.54 12.3 0.02 <0.01 0.02 0.00 0.6 15.1 14.4 Slight

53 1029407 9.6 0.10 0.38 8.6 <0.02 <0.01 <0.01 <0.02 <0.3 11.6 11.6 Slight

54 1029408 9.2 0.07 0.26 5.9 0.09 <0.01 0.08 0.01 2.5 9.7 7.2 None

55 1029444 9.5 0.19 0.69 15.7 0.12 <0.01 0.11 0.01 3.4 22.1 18.7 Moderate

56 1029447 9.8 0.09 0.30 6.8 <0.02 <0.01 <0.01 <0.02 <0.3 9.0 9.0 Slight

57 1029451 9.3 0.30 1.07 24.3 0.08 <0.01 0.07 0.01 2.2 28.1 26.0 Strong

58 1029449 9.5 0.10 0.35 8.0 0.07 <0.01 0.05 0.02 1.6 12.3 10.7 Slight

59 1029456 9.9 0.05 0.14 3.2 0.02 0.01 0.01 0.00 0.3 13.2 12.9 None

60 1029420 (Acme: Dup) 9.5 0.12 0.44 10.0 <0.02 <0.01 <0.01 <0.02 <0.3 14.0 14.0 Slight

61 1029421 (SGS: Dup) 9.6 0.03 0.08 1.8 <0.02 <0.01 0.01 <0.02 0.3 8.8 8.4 None

62 1029443 9.8 0.02 0.07 1.6 <0.02 <0.01 0.01 <0.02 0.3 8.0 7.7 None

63 1029411 9.7 0.10 0.36 8.2 <0.02 <0.01 0.01 <0.02 0.3 17.3 17.0 Slight

64 1029412 Not requested for analysis

65 1029413 Not requested for analysisExternal QAQC (done at SGS-CEMI) TIC

12 1029463 9.2 0.05 0.05 4.2 0.01 <0.01 <0.01 0.01 <0.3 5.9 5.9 None

24 1029427 9.0 0.47 0.47 39.2 0.07 <0.01 0.05 0.02 1.6 42.5 41.0 Moderate

36 1029415 9.0 0.14 0.14 11.7 0.01 0.01 <0.01 0.00 <0.3 13.7 13.7 Slight

48 1029417 7.6 <0.01 <0.01 <0.8 <0.01 <0.01 <0.01 <0.01 <0.3 3.7 3.7 None

61 1029421 9.4 0.02 0.02 1.7 0.02 <0.01 <0.01 0.02 <0.3 7.1 7.1 NoneDuplicate (done by SGS-CEMI)

36 1029415 9.1 0.14 0.14 11.7 0.01 <0.01 <0.01 0.01 <0.3 12.8 12.8 Slight

0.5 0.45/0.8Acme: 0.02; SGS: 0.01 0.01 0.01 0.02 0.3

7160 Calculation LECO 7450 7450 Calculation Calculation 7150 Calculation 7150

Notes:Total sulphur, total carbon and carbonate carbon (CO2; HCl direct method) done by Leco at Acme Labs.

Calculations:

Detection Limits

Maxxam SOP No:

CO2 Analysis: A 0.2g of pulp sample is digested with 6 ml of 1.8N HCl in a hot water bath of 70 ˚C for 30 minutes. The CO2 that evolves is trapped in a gas chamber that is controlled with a stopcock, once the stopcock is opened the CO2 gas is swept into the Leco analyser with an oxygen carrier gas. Leco then determines the CO2 as total-carbon which is calculated to total CO2.

LECO

Acme: 0.02; SGS: 0.01

Calculations:*CaCO3 equivalents is based on carbonate carbon.

**Insoluble sulphur is based on difference between total sulphur, sulphate sulphur and sulphide sulphur.

***MPA (Maximum Potential Acidity) is based on HNO3 extractable sulphur (sulphide sulphur) .

**** NNP (Net Neutralization Potential) is based on difference between Neutralization Potential (NP) and MPA.References:Reference for Sulphur Speciation (Maxxam SOP No. 7450): Modified ASTM D2492-02 Method (The S extracted is determined by analysing the extract for sulphate).

Reference for Mod ABA NP method (Maxxam SOP No. 7150): MEND Acid Rock Drainage Prediction Manual, MEND Project 1.16.1b (pages 6.2-11 to 17), March 1991.


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Table 2: 10% QAQC for 63 (of 65) Uruguay Aratiri Samples - December 2010

Table 2a: QA/QC for Paste pH & NP Determination Table 2b: QA/QC for Sulphur Speciation Table 2c: QA/QC for Carbon Speciation

Duplicates - Paste pH Duplicates - Total Sulphur (Acme labs) Duplicates - Total Carbon (Acme Labs)

1029453 9.3 9.4 1029453 <0.02 <0.02 1029463 0.05 0.06

1029440 9.1 9.2 1029435 (internal duplicate by Acme) <0.02 <0.02 1029435 (internal duplicate by Acme) 0.34 0.32

1029460 9.1 9.1 1029440 <0.02 <0.02 1029427 0.47 0.47

1029401 9.5 9.6 1029460 <0.02 <0.02 1029415 0.14 0.16

1029409 9.4 9.4 1029401 <0.02 <0.02 1029401 (internal duplicate by Acme) <0.02 <0.02

1029420 9.5 9.7 1029401 (internal duplicate by Acme) <0.02 <0.02 1029417 <0.01 <0.02

1029409 <0.02 <0.02 1029409 0.18 0.17

1029420 <0.02 <0.02 1029421 0.03 0.02

Duplicates - Modified ABA NP Reference Material Reference Material

1029453 3.9 3.7 Maxxam Ref. (0.11% S) 0.10 0.12 STD CSC (2.94% C) 3.17 3.00

1029440 9.9 10.2 Maxxam Ref. (0.11% S) 0.11 STD CSC (2.94% C) 3.10 3.18

1029460 42.3 41.9 STD CSC (4.25% S) 4.22 4.23 STD OREAS76A (0.16% C) 0.17 0.16

1029401 2.5 2.4 STD CSC (4.25% S) 4.24 4.07 STD OREAS76A (0.16% C) 0.16 0.16

1029409 15.8 15.6 STD CSC (4.25% S) 4.35

1029420 14.0 13.9 STD OREAS76A (18.00% S) 17.03 17.31

Reference Material STD OREAS76A (18.00% S) 18.23 17.82 Duplicates - CO2 (Acme Labs)

STD OREAS76A (18.00% S) 17.07 1029464 (internal duplicate by Acme) 0.19 0.19

1029453 0.23 0.20

1029440 0.07 0.08

Duplicates - Mod. ASTM D2492-02 HCl Extractable Sulphur 1029441 (internal duplicate by Acme) 0.37 0.40

1029453 <0.01 <0.01 1029460 0.93 1.42

1029440 <0.01 <0.01 1029401 0.06 0.05

1029460 0.01 0.01 1029434 (internal duplicate by Acme) 0.25 0.25

1029401 <0.01 <0.01 1029409 0.73 0.67

1029409 <0.01 <0.01 1029420 0.44 0.42

1029420 <0.01 <0.01 Reference Material

Reference Material STD CSC (1.55% CO2) 1.55 1.49

KZK-1 STD (0.01% sulphate-sulphur) 0.01 STD CSC (1.55% CO2) 1.61 1.46

STD FER4 (4.86% CO2) 4.54 4.38

STD FER4 (4.86% CO2) 5.28 4.99

Duplicates - Mod. ASTM D2492-02 HNO3 Extractable Sulphur1029453 <0.01 <0.01 Note: QAQC for Total C for the following 5 samples are from SGS-CEMI1029440 <0.01 <0.01 1029463

1029460 0.01 <0.01 1029427

1029401 <0.01 <0.01 1029415

1029409 <0.01 <0.01 1029417

1029420 <0.01 <0.01 1029421

Reference Material

KZK-1 STD (0.37% sulphide-sulphur) 0.40

Total Sulphur (Wt.%)

Carbonate Carbon (CO2; Wt.%)

Sample ID

Sulphate Sulphur (Wt.%)

Sample ID

Neutralization Potential (KgCaCO3/Tonne)

Sample ID

Total Carbon (Wt.%)

Sample ID

Paste pH (pH Units)

Sample ID

KZK-1 Reference (NP = 58.9) for slight fizz rating 56.9 56.9

Sample ID

Sulphide Sulphur (Wt.%)

Sample ID


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Table 3: Ultra Trace Metals Using Aqua Regia Digestion with ICP-MS Finish on 13 (of 65) Uruguay Aratiri Samples - December 2010

S. No: Sample ID Mo Cu Pb Zn Ag Ni Co Mn Fe As U Au Th Sr Cd Sb Bi V Ca P La Cr Mg Ba Ti B Al Na K W Sc Tl S Hg Se Te GaPPM PPM PPM PPM PPB PPM PPM PPM % PPM PPM PPB PPM PPM PPM PPM PPM PPM % % PPM PPM % PPM % PPM % % % PPM PPM PPM % PPB PPM PPM PPM

1 HC-1 3.47 43.94 15.72 28.3 46 23.4 6.3 375 2.77 0.7 3.3 1.6 45.7 16.1 0.16 0.03 0.04 27 1.3 0.055 47.9 56 0.25 15.7 0.079 <20 0.54 0.045 0.06 7.7 1.7 0.03 0.07 <5 0.1 0.03 3

2 HC-2 4.49 11.04 21.05 38 24 12.1 5.4 407 2.97 0.6 14.9 2.5 30.2 25.8 0.08 0.14 0.03 12 0.68 0.066 30.5 54.3 0.43 29.6 0.034 <20 0.55 0.021 0.07 0.4 1.9 0.04 0.03 <5 0.1 <0.02 4.4

3 1029461 5.26 21.46 15.22 36.2 45 28.3 8.6 470 4.69 1.6 0.5 1.4 1.2 47.4 0.23 0.05 0.04 33 1.91 0.057 7.5 111.9 0.6 42.4 0.066 <20 1.51 0.155 0.1 0.3 2.2 0.03 0.04 <5 0.1 <0.02 4.5

4 1029454 7.67 7.58 30.24 19.1 49 8.2 3.2 180 2.44 0.4 7.3 0.8 50.2 14 0.06 0.04 0.08 24 0.63 0.024 36.2 116.1 0.15 32.1 0.026 <20 0.33 0.04 0.11 0.2 1.3 0.02 <0.02 6 0.2 0.03 3.4

5 1029435 6.56 18.04 5.37 25.9 29 15 5.9 490 20.01 1.3 2 1.6 2.3 34.1 0.11 0.04 <0.02 17 1.38 0.054 8.8 119.9 0.34 20 0.044 <20 0.28 0.01 0.05 2.9 1.8 <0.02 <0.02 <5 0.5 0.04 3.2

6 1029414 8.67 14.48 20.13 37.9 69 16.6 5.5 384 3.35 7 1.4 2.5 12.1 23.4 0.14 0.05 0.08 19 0.88 0.039 30.6 124.6 0.36 77.3 0.081 <20 0.79 0.055 0.36 0.4 1.3 0.19 0.05 <5 0.3 0.04 4.9

7 1029430 43.6 17.53 15.02 48.1 48 18.1 7 395 1.72 12.9 1.4 0.7 10.5 18.9 0.19 0.03 0.08 11 0.85 0.043 24.9 88.1 0.32 34.9 0.081 <20 0.69 0.038 0.26 1.2 1.3 0.16 0.08 <5 0.3 0.05 3.5

8 1029438 9.52 4.43 22.35 17.7 17 4.3 3 157 1.4 0.3 1.2 0.7 20 21.7 0.02 0.03 <0.02 9 0.18 0.011 33.3 127.2 0.12 90.5 0.019 <20 0.35 0.047 0.16 <0.1 0.4 0.03 <0.02 9 <0.1 0.05 2

9 HC-3 3.69 6.43 25.47 25.7 27 10.3 4.4 271 1.25 1.3 2.8 0.3 7.3 33.3 0.03 <0.02 <0.02 13 0.95 0.03 12.5 62.9 0.45 22 0.025 <20 0.52 0.028 0.06 0.2 1 0.02 0.03 <5 <0.1 <0.02 3.1

10 HC-4 4.67 32.48 11.6 47.7 32 51.8 16.7 394 4.24 1.9 1.1 3.1 8.6 25.3 0.06 <0.02 0.04 66 0.59 0.047 16.5 144.8 1.17 54.9 0.074 <20 1.22 0.049 0.21 0.2 2.6 0.1 0.04 <5 <0.1 <0.02 5.5

11 HC-5 (1029409) 7.28 3.72 38.77 43.6 20 34.4 6.2 291 1.29 0.5 3.5 1.7 9.1 15.9 0.03 0.02 0.07 16 0.61 0.014 5.8 172.5 0.76 16.1 0.005 <20 0.77 0.036 0.12 <0.1 2.5 0.04 <0.02 <5 0.3 <0.02 4.4

12 1029405 7.3 11.34 19.71 59.3 42 19.7 6.9 381 1.93 2.1 1.6 0.7 14.6 56.8 0.11 0.02 0.02 18 1.01 0.04 43.1 117.8 0.66 97.2 0.059 <20 1 0.036 0.44 0.9 2 0.16 <0.02 <5 <0.1 <0.02 4.9

13Comp (1029405, 1029406, 1029407 & 1029408) 3.51 9.81 24.18 41.3 32 13.6 5.6 296 3.67 8 2.9 0.4 20.3 30.3 0.06 0.03 0.03 14 0.64 0.041 29.3 63.2 0.51 42.3 0.042 <20 0.69 0.016 0.21 0.3 1.6 0.14 <0.02 <5 0.4 <0.02 3.913 & 1029408) 3.51 9.81 24.18 41.3 32 13.6 5.6 296 3.67 8 2.9 0.4 20.3 30.3 0.06 0.03 0.03 14 0.64 0.041 29.3 63.2 0.51 42.3 0.042 <20 0.69 0.016 0.21 0.3 1.6 0.14 <0.02 <5 0.4 <0.02 3.9

External QAQC (done at ALS Chemex)

11 HC-5 (1029409) 8.53 4.5 33.8 49 30 37.8 6.7 303 1.43 0.6 3.1 <2 8.7 18.1 0.02 <0.05 0.01 18 0.66 0.013 6.2 195 0.78 20 0.008 <10 0.87 0.03 0.15 0.09 3.6 0.06 <0.01 <10 0.2 <0.01 4.65

Duplicates

9 HC-3 (Internal duplicate by Acme) 3.79 6.2 24.95 24.8 19 10.5 4.6 268 1.21 1.5 3.3 <0.2 7.1 34 0.02 <0.02 <0.02 13 0.94 0.031 12.1 63.9 0.43 21.3 0.025 <20 0.51 0.028 0.06 0.2 1 <0.02 0.03 <5 <0.1 <0.02 3.2

11 HC-5 (1029409) 7.16 3.81 37.87 44 23 33.9 6.6 291 1.32 0.6 3.1 1.2 8.2 15.3 0.04 <0.02 <0.02 16 0.61 0.013 5.8 178.4 0.78 15.8 0.005 <20 0.82 0.036 0.13 <0.1 2.6 0.06 <0.02 <5 <0.1 <0.02 4.3

Reference Material (1)

STD OREAS45PA (1) 0.91 625.18 17.23 111.5 296 315.5 100.9 1176 15.75 4 1 43.6 6.1 13.1 0.09 0.13 0.17 227 0.22 0.034 16.5 757.7 0.1 178.1 0.121 <20 3.63 0.01 0.07 <0.1 45.6 0.06 <0.02 34 0.7 0.07 15.8

STD OREAS45PA (2) 1.03 611.18 19.84 120.1 319 301.1 103.5 1077 17.3 4.5 1.2 52.2 7 14.1 0.11 0.11 0.19 216 0.24 0.031 16.3 775.6 0.1 180.4 0.122 <20 3.53 0.009 0.07 <0.1 46.6 0.10 0.03 29 0.3 0.05 17.7

STD OREAS45PA (3) 0.82 597.23 18.07 110.1 298 295.6 97.1 1114 15.75 4.2 1.1 46.4 6.2 13.3 0.1 0.12 0.18 220 0.22 0.039 15.6 776.2 0.1 170.1 0.134 <20 3.41 0.01 0.07 <0.1 43 0.07 <0.02 29 0.7 0.08 15.9

True Values STD OREAS45PA 0.9 600 19 119 300 281 104 1130 16.559 4.2 1.2 43 6 14 0.09 0.13 0.18 221 0.2411 0.034 16.2 873 0.095 187 0.124 3.34 0.011 0.0665 0.011 43 0.07 0.03 30 0.54 16.8Percent Difference (1) 1.1 4.2 -9.3 -6.3 -1.3 12.3 -3.0 4.1 -4.9 -4.8 -16.7 1.4 1.7 -6.4 0.0 0.0 -5.6 2.7 -8.8 0.0 1.9 -13.2 5.3 -4.8 -2.4 8.7 -9.1 5.3 6.0 -14.3 13.3 29.6 -6.0

Percent Difference (2) 14.4 1.9 4.4 0.9 6.3 7.2 -0.5 -4.7 4.5 7.1 0.0 21.4 16.7 0.7 22.2 -15.4 5.6 -2.3 -0.5 -8.8 0.6 -11.2 5.3 -3.5 -1.6 5.7 -18.2 5.3 8.4 42.9 0.0 -3.3 -44.4 5.4

Percent Difference (3) -8.9 -0.5 -4.9 -7.5 -0.7 5.2 -6.6 -1.4 -4.9 0.0 -8.3 7.9 3.3 -5.0 11.1 -7.7 0.0 -0.5 -8.8 14.7 -3.7 -11.1 5.3 -9.0 8.1 2.1 -9.1 5.3 0.0 0.0 -3.3 29.6 -5.4


STD DS7 (1) 20.78 106.65 68.68 409.4 1040 56.3 9.6 657 2.45 53.4 4.8 55.4 4.6 75.2 6.8 4.76 4.79 81 0.97 0.092 13 191.6 1.09 414.7 0.119 43 1.04 0.098 0.48 3.2 2.9 3.9 0.2 227 3.6 1.4 4.9

STD DS7 (2) 20.46 103.11 66.54 401.2 911 53.7 9.2 633 2.38 54.9 5.5 69.1 4.6 72.4 6.59 4.81 4.73 80 0.96 0.08 13.5 186.7 1.06 437.6 0.121 29 1.04 0.097 0.48 3.2 2.7 4.04 0.2 208 3.3 1.32 4.9

STD DS7 (3) 20.08 99.87 68.62 396.8 945 52.7 9.5 583 2.31 49.4 4.7 54.6 4.4 68.5 6.54 4.8 4.69 78 0.94 0.09 13.1 187 0.99 408.2 0.113 42 0.96 0.095 0.43 3.5 2.7 3.91 0.2 220 3.2 1.35 4.4

True Values STD DS7 20.5 109 70.6 411.0 890 56.00 9.7 627 2.39 48.2 4.9 70.0 4.4 68.7 6.38 4.6 4.51 84 0.93 0.080 11.7 179 1.05 410 0.124 38.6 0.959 0.089 0.44 3.4 2.50 4.19 0.19 200 3.5 1.18 4.6Percent Difference (1) 1.4 -2.2 -2.7 -0.4 16.9 0.5 -1.0 4.8 2.5 10.8 -2.0 -20.9 4.5 9.5 6.6 3.5 6.2 -3.6 4.3 15.0 11.1 7.0 3.8 1.1 -4.0 11.4 8.4 10.1 9.1 -5.9 16.0 -6.9 5.3 13.5 2.9 18.6 6.5

Percent Difference (2) -0.2 -5.4 -5.8 -2.4 2.4 -4.1 -5.2 1.0 -0.4 13.9 12.2 -1.3 4.5 5.4 3.3 4.6 4.9 -4.8 3.2 0.0 15.4 4.3 1.0 6.7 -2.4 -24.9 8.4 9.0 9.1 -5.9 8.0 -3.6 5.3 4.0 -5.7 11.9 6.5

P t Diff (3) 2 0 8 4 2 8 3 5 6 2 5 9 2 1 7 0 3 3 2 5 4 1 22 0 0 0 0 3 2 5 4 3 4 0 7 1 1 1 12 5 12 0 4 5 5 7 0 4 8 9 8 8 0 1 6 7 2 3 2 9 8 0 6 7 5 3 10 0 8 6 14 4 4 3

Maxxam QA/QC

Percent Difference (3) -2.0 -8.4 -2.8 -3.5 6.2 -5.9 -2.1 -7.0 -3.3 2.5 -4.1 -22.0 0.0 -0.3 2.5 4.3 4.0 -7.1 1.1 12.5 12.0 4.5 -5.7 -0.4 -8.9 8.8 0.1 6.7 -2.3 2.9 8.0 -6.7 5.3 10.0 -8.6 14.4 -4.3

Detection Limits 0.01 0.01 0.01 0.1 2 0.1 0.1 1 0.01 0.1 0.1 0.2 0.1 0.5 0.01 0.02 0.02 2 0.01 0.001 0.5 0.5 0.01 0.5 0.001 20 0.01 0.001 0.01 0.1 0.1 0.02 0.02 5 0.1 0.02 0.1

1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS

Notes: 1F-MS package:Ultra trace metals by aqua regia digestion done at Acme Labs. OREAS45PA & DS7 are reference materials for 1F-MS package.

Analytical Methods: 0.5g of pulp sample is digested using aqua regia followed by ICP Mass Spec analysis.

Acme Group No.


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Table 4: Test Results of Whole Rock Analysis by Lithium Metaborate Fusion on 13 (of 65) Uruguay Aratiri Samples - December 2010

SiO2 Al2O3 Fe2O3 MgO CaO Na2O K2O TiO2 P2O5 MnO Cr2O3 Ba Ni Sr Zr Y Nb Sc LOI Sum% % % % % % % % % % % ppm ppm ppm ppm ppm ppm ppm % %

1 HC-1 55.23 10.66 13.03 3.08 11.07 2.13 2.29 0.53 0.12 0.37 0.024 526 65 168 166 34 16 17 1.3 99.90

2 HC-2 68.24 12.41 6.55 1.07 2.33 2.63 4.69 0.2 0.15 0.1 0.014 643 20 189 297 43 14 4 1.5 99.98

3 1029461 53.71 9.7 15.71 4.63 10.67 1.09 1.64 0.48 0.12 0.34 0.034 492 64 196 100 26 6 16 1.7 99.91

4 1029454 67.13 13.33 5.16 0.84 2.79 2.43 6.59 0.22 0.06 0.07 0.026 1354 <20 215 361 17 <5 6 1.1 99.99

5 1029435 47.59 3.48 40.05 1.63 3.65 0.49 1.26 0.19 0.13 0.12 0.031 348 29 98 43 13 <5 6 1.3 99.96

6 1029414 64.01 11.11 9.83 2 6.15 2.09 3.04 0.32 0.09 0.21 0.03 684 31 180 193 40 14 8 1 99.96

7 1029430 63.34 11.93 8.13 1.97 6.75 2.13 3.8 0.35 0.1 0.27 0.028 693 37 191 188 30 12 10 1 99.94

8 1029438 72.42 13.59 2.87 0.31 1.03 3.23 5.04 0.14 0.03 0.03 0.033 1092 <20 221 174 6 <5 2 1.1 100.01

9 HC-3 68.92 14.23 2.65 1.29 2.86 4.24 3.51 0.23 0.07 0.06 0.020 947 23 378 119 8 10 3 1.8 100.00

10 HC-4 59.36 12.47 10.66 4.85 5.69 2.53 1.99 0.54 0.11 0.15 0.038 517 97 241 158 41 17 22 1.4 99.90

11 HC-5 (1029409) 71.61 13.29 2.22 1.49 1.36 3.40 4.62 0.10 0.04 0.04 0.039 256 33 67 268 7 <5 5 1.7 100.00

12 1029405 68.70 13.49 3.58 1.38 2.11 2.38 5.38 0.34 0.09 0.06 0.029 1124 42 263 225 14 14 4 2.3 99.98

13Comp (1029405, 1029406, 1029407 & 1029408) 67.52 11.96 8.59 1.26 1.95 2.54 4.38 0.24 0.10 0.06 0.018 738 <20 198 190 18 9 4 1.3 100.00

External QAQC (done at ALS Chemex)

11 HC-5 (1029409) 69.70 12.70 2.15 1.31 1.34 3.08 4.12 0.09 0.03 0.04 0.04 269 85 2.0 96.60

Duplicates

8 1029438 (Internal duplicate by Acme) 72.54 13.50 2.85 0.31 1.03 3.22 5.03 0.15 0.03 0.03 0.031 1098 <20 219 175 6 <5 1 1.1 100.01

S. No. Sample ID

Maxxam QA/QC

11 HC-5 (1029409) 71.45 13.21 2.23 1.47 1.36 3.3 4.52 0.1 0.11 0.04 0.038 260 33 72 306 8 9 5 2 99.96

13Comp (1029405, 1029406, 1029407 & 1029408) (Internal duplicate by Acme) 68.08 11.95 8.20 1.27 1.93 2.49 4.30 0.23 0.10 0.06 0.020 737 41 197 202 18 15 4 1.3 100.02

58.27 13.98 7.6 3.35 6.32 3.69 2.15 0.69 0.84 0.4 0.558 504 44 396 300 31 21 25 1.9 99.9

58.26 13.91 7.63 3.39 6.31 3.68 2.17 0.69 0.85 0.4 0.559 504 44 396 301 31 22 25 1.9 99.9

58 14.08 7.68 3.39 6.32 3.72 2.17 0.69 0.84 0.4 0.559 501 48 395 307 31 26 25 1.9 99.9

58.17 14.07 7.57 3.37 6.36 3.69 2.16 0.69 0.83 0.4 0.562 496 51 392 303 31 25 24 1.9 99.92

58.16 14.15 7.57 3.35 6.3 3.69 2.17 0.69 0.84 0.39 0.559 497 52 384 331 31 26 24 1.9 99.93

58.2 14.06 7.59 3.33 6.34 3.71 2.16 0.68 0.84 0.39 0.554 494 64 380 297 31 17 24 1.9 99.92

58.47 14.23 7.67 3.35 6.42 3.71 2.17 0.69 0.83 0.39 0.550 515 44 402 280 31 21.3 25.0-0.3 -1.8 -0.9 0.0 -1.6 -0.5 -0.9 0.0 1.2 2.6 1.5 -2.1 0.0 -1.5 7.1 0.0 -1.4 0.0

-0.4 -2.2 -0.5 1.2 -1.7 -0.8 0.0 0.0 2.4 2.6 1.6 -2.1 0.0 -1.5 7.5 0.0 3.3 0.0

-0.8 -1.1 0.1 1.2 -1.6 0.3 0.0 0.0 1.2 2.6 1.6 -2.7 9.1 -1.7 9.6 0.0 22.1 0.0

-0.5 -1.1 -1.3 0.6 -0.9 -0.5 -0.5 0.0 0.0 2.6 2.2 -3.7 15.9 -2.5 8.2 0.0 17.4 -4.0

-0.5 -0.6 -1.3 0.0 -1.9 -0.5 0.0 0.0 1.2 0.0 1.6 -3.5 18.2 -4.5 18.2 0.0 22.1 -4.0

-0.5 -1.2 -1.0 -0.6 -1.2 0.0 -0.5 -1.4 1.2 0.0 0.7 -4.1 45.5 -5.5 6.1 0.0 -20.2 -4.0

0.01 0.01 0.04 0.01 0.01 0.01 0.01 0.01 0.01 0.01 0.002 5 20 2 5 3 5 1 -5.1 0.01

4A 4A 4A 4A 4A 4A 4A 4A 4A 4A 4A 4A 4A 4A 4A 4A 4A 4A 4A 4A

Notes:Analysis done at Acme Labs

Analytical Methods: 0.1 g of pulp sample is analysed by ICP-emission spectrometry following a lithium metaborate/tetrabortate fusion and dilute nitric acid digestion.

Loss on ignition (LOI) is by weight difference after ignition at 1000°C.

Percent Difference (5)



STD SO-18 (3)

STD SO-18 (4)

STD SO-18 (5)

STD SO-18 (6)



Reference Materials

Detection Limits

Method


STD SO-18 (1)

STD SO-18 (2)

True Values STD SO-18


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Table 5: Results of Custom SPLP on 11 (of 65) Uruguay Aratiri Samples - December 2010

1 2 3 4 6 7 8 9 11 8Sample ID

1029431 1029432 1029453 1029463 10294351029435

Rep 1029439 1029441 1029427 1029437 10294381029438

Dup 1029401 1029427Wt. of sample used g Weighing Scale 0.01 250 250 250 250 250 250 250 250 250 250 250 250 250 50

Vol. of DI water used ml Graduated Cylinder 5 1000 1000 1000 1000 1000 1000 1000 1000 1000 1000 1000 1000 1000 1000 1000 1000

Final pH (18h) pH Units pH Meter 0.5 9.7 9.3 8.5 9.3 9.3 9.4 8.0 9.9 7.7 9.3 9.1 7.4 5.6 8.0 6.93

Electric Conductivity (18h) µS/cm Conductivity Meter 0.5 68 68 62 67 65 65 118 82 57 58 56 31 1.2 36 1.0

Dissolved Sulphate mg/L Auto Turbidity 1 <1 3 1 2 1 1 1 3 2 2 2 1 <1

Acidity (to pH 8.3) mg CaCO3/L Titration/Calculation 1 #N/A #N/A #N/A #N/A #N/A #N/A 1 #N/A 1 #N/A #N/A 2 5

Total Alkalinity (to pH 4.5) mg CaCO3/L Titration/Calculation 1 28 27 27 26 29 24 54 30 20 23 24 14 31

Chloride mg/L IC 0.2 0.6 1.4 0.8 2.0 0.7 1.5 1.2 3.2 2.9 4.1 0.8 2.8 0.3

Flouride mg/L SIE 0.01 0.20 0.37 0.06 0.04 0.10 0.05 0.82 0.14 0.20 0.06 0.02 0.12 <0.06

Total Phosphorous mgP/L Colourimetry 0.001 0.124 0.031 0.048 0.021 0.005 0.033 0.019 0.01 0.106 0.134 <0.005 0.124 <0.03

5Method Blank

External QAQC (done at SGS-CEMI)

Serial No:Method BlankParameter Units Method

ReportableDetection

Limit

10Sample ID

Total Dissolved Solids mg/L Gravimetry 10.0 36 40 36 32 34 36 72 42 46 66 34 48 46

Dissolved Metals:

Dissolved Hardness CaCO3 mg/LCalculation from

Mg & Ca 0.5 13 18 16 17 21 10 51 16 11 14 14 3 17

Dissolved Aluminum (Al) mg/L ICP-MS 0.0002 0.368 0.161 0.839 1.14 0.061 0.061 0.445 0.0134 0.215 0.437 0.937 0.516 0.435 0.316

Dissolved Antimony (Sb) mg/L ICP-MS 0.00002 0.00003 0.00028 0.00019 0.00038 0.0002 0.0002 0.00006 0.00002 0.00074 0.00006 0.00004 0.00005 0.00008 < 0.0002

Dissolved Arsenic (As) mg/L ICP-MS 0.00002 0.00044 0.0133 0.00121 0.00143 0.0005 0.0005 0.00206 0.00022 0.00127 0.00132 0.0006 0.00071 0.00173 0.0003

Dissolved Barium (Ba) mg/L ICP-MS 0.00002 0.00436 0.00653 0.0122 0.0349 0.0022 0.0022 0.00191 0.00817 0.00821 0.171 0.101 0.0392 0.0105 0.00473

Dissolved Beryllium (Be) mg/L ICP-MS 0.00001 0.00001 0.00001 0.00007 0.0002 <0.00005 <0.00005 0.00001 <0.00001 <0.00001 0.0001 0.00006 0.00001 0.00004 < 0.00002

Dissolved Bismuth (Bi) mg/L ICP-MS 0.000005 <0.000005 <0.000005 <0.000005 <0.000005 <0.00003 <0.00003 <0.000005 <0.000005 <0.000005 <0.000005 0.000007 <0.000005 <0.000005 < 0.00001

Dissolved Boron (B) mg/L ICP-MS 0.05 <0.05 <0.05 <0.05 <0.05 <0.3 <0.3 <0.05 0.08 <0.05 <0.05 <0.05 <0.05 <0.05 0.0028

Dissolved Cadmium (Cd) mg/L ICP-MS 0.000005 0.000008 0.000011 0.000006 0.000016 <0.00003 <0.00003 <0.000005 0.000009 <0.000005 <0.000005 0.000012 <0.000005 <0.000005 < 0.000003

Dissolved Cesium (Cs) mg/L ICP-MS 0.00005 <0.00005 <0.00005 <0.00005 <0.00005 <0.0003 <0.0003 <0.00005 <0.00005 <0.00005 <0.00005 <0.00005 <0.00005 <0.00005

Dissolved Chromium (Cr) mg/L ICP-MS 0.0001 0.0006 0.0003 0.0002 0.0001 <0.0005 <0.0005 0.0002 0.0044 0.0003 0.0002 0.0003 0.0001 0.0002 < 0.0005

Dissolved Cobalt (Co) mg/L ICP-MS 0.000005 0.000099 0.000078 0.000068 0.000113 <0.00003 <0.00003 0.000011 <0.000005 0.000013 0.000185 0.000231 0.000037 0.000355 0.000016

Dissolved Copper (Cu) mg/L ICP-MS 0.00005 0.00057 0.00041 0.00331 0.00165 0.0018 0.0018 0.00112 0.00039 0.00027 0.00857 0.00117 0.00056 0.00229 0.0006

Dissolved Iron (Fe) mg/L ICP-MS 0.001 0.124 0.183 0.157 0.573 0.02 0.019 0.025 0.004 0.011 0.072 0.264 0.055 0.199 0.008

Dissolved Lanthanum (La) mg/L ICP-MS 0.00005 <0.00005 <0.00005 0.00083 0.00101 <0.0003 <0.0003 0.00006 <0.00005 <0.00005 0.00523 0.00176 0.00029 0.00075

Dissolved Lead (Pb) mg/L ICP-MS 0.000005 0.000138 0.000109 0.00371 0.0112 0.00004 <0.00003 0.000214 0.000014 0.000022 0.00258 0.00424 0.000625 0.00181 0.0011

Dissolved Lithium (Li) mg/L ICP-MS 0.0005 <0.0005 0.0039 0.0017 0.0016 <0.003 <0.003 0.0008 0.0042 0.001 0.0011 0.0008 0.0007 0.0007 < 0.001

Dissolved Manganese (Mn) mg/L ICP-MS 0.00005 0.00313 0.00371 0.0155 0.0316 0.0007 0.0007 0.00061 0.0001 0.00055 0.0118 0.0348 0.00513 0.0183 0.0008g ( ) g

Dissolved Molybdenum (Mo) mg/L ICP-MS 0.00005 0.00049 0.00512 0.00467 0.0291 0.0011 0.0011 0.00089 0.0101 0.00102 0.00061 0.00064 0.00111 0.00027 0.00012

Dissolved Nickel (Ni) mg/L ICP-MS 0.00002 0.00047 0.00321 0.00038 0.00028 0.0029 0.0035 0.00028 0.00009 0.00096 0.0052 0.00066 0.00054 0.0023 0.0003

Dissolved Phosphorus (P) mg/L ICP-MS 0.002 0.031 0.028 0.045 0.025 <0.01 0.01 0.022 0.015 0.004 0.096 0.055 0.03 0.087 < 0.009

Dissolved Rubidium (Rb) mg/L ICP-MS 0.00005 0.00233 0.00439 0.00584 0.00841 0.0027 0.003 0.00223 0.00117 0.0101 0.00199 0.00099 0.00053 0.00021

Dissolved Selenium (Se) mg/L ICP-MS 0.00004 0.0006 0.00136 0.00021 <0.00004 0.0114 0.0115 0.00004 <0.00004 0.00035 0.00005 <0.00004 0.00007 <0.00004 < 0.00004

Dissolved Silicon (Si) mg/L ICP-MS 0.1 5.6 5.6 4.9 4.9 6.5 6.6 5.5 4.2 6.9 5.2 5 4.4 4.7 1.28

Dissolved Silver (Ag) mg/L ICP-MS 0.000005 <0.000005 <0.000005 0.000028 0.000024 <0.00003 <0.00003 <0.000005 <0.000005 <0.000005 0.000023 0.000006 <0.000005 0.000005 < 0.00001

Dissolved Strontium (Sr) mg/L ICP-MS 0.00005 0.0199 0.0344 0.0155 0.0191 0.0242 0.024 0.0116 0.0776 0.0459 0.0391 0.0381 0.0373 0.00743 0.0244

Dissolved Tellurium (Te) mg/L ICP-MS 0.00002 <0.00002 <0.00002 <0.00002 <0.00002 <0.0001 <0.0001 <0.00002 <0.00002 <0.00002 <0.00002 <0.00002 <0.00002 <0.00002

Dissolved Thallium (Tl) mg/L ICP-MS 0.000002 0.000006 0.000006 0.000014 0.000021 <0.00001 <0.00001 0.000007 0.000003 0.000008 0.000005 0.000004 0.000002 <0.000002 < 0.0002

Dissolved Thorium (Th) mg/L ICP-MS 0.000005 0.000005 0.000011 0.000054 0.000245 <0.00003 <0.00003 0.000026 0.000024 <0.000005 0.000239 0.000367 0.000071 0.000195

Dissolved Tin (Sn) mg/L ICP-MS 0.00001 0.00001 <0.00001 0.00003 0.00007 0.00017 0.00006 0.00001 <0.00001 0.00004 0.00001 0.00002 0.00005 0.00001 0.00006

Dissolved Titanium (Ti) mg/L ICP-MS 0.0005 0.0047 0.0024 0.0006 0.0019 <0.003 <0.003 <0.0005 <0.0005 <0.0005 0.0013 0.006 0.0017 0.0027 0.0001

Dissolved Tungsten (W) mg/L ICP-MS 0.00001 0.00217 0.002 0.00372 0.0235 0.00127 0.00127 0.00085 0.00487 0.007 0.0115 0.00164 0.00352 0.00051

Dissolved Uranium (U) mg/L ICP-MS 0.000002 0.000072 0.000154 0.0162 0.0108 0.00026 0.00027 0.000522 0.000065 0.000023 0.000317 0.000859 0.00103 0.000344 < 0.000001

Dissolved Vanadium (V) mg/L ICP-MS 0.0002 0.0155 0.0045 0.0009 0.0012 <0.001 0.002 0.0226 0.0002 0.0076 0.0077 0.0032 0.0028 0.0043 0.00075

Dissolved Zinc (Zn) mg/L ICP-MS 0.0001 0.0007 0.0016 0.002 0.004 0.0007 0.0005 0.0003 <0.0001 <0.0001 0.003 0.0029 0.0012 0.0013 0.002

Dissolved Zirconium (Zr) mg/L ICP-MS 0.0001 <0.0001 <0.0001 0.0002 <0.0001 <0.0005 <0.0005 0.0001 <0.0001 <0.0001 0.0003 0.0002 0.0003 0.0003 < 0.00001

Dissolved Calcium (Ca) mg/L ICP-MS 0.05 4.28 5.5 4.52 4.76 5.6 2.89 16.4 5.06 3.05 4.29 4.15 0.78 6.15

Dissolved Magnesium (Mg) mg/L ICP-MS 0.05 0.62 0.99 1.12 1.26 1.7 0.66 2.31 0.76 0.87 0.79 0.76 0.25 0.37

Dissolved Potassium (K) mg/L ICP MS 0 05 5 6 3 6 3 07 3 5 2 3 3 38 0 82 4 77 3 17 3 49 3 33 0 61 0 625Dissolved Potassium (K) mg/L ICP-MS 0.05 5.6 3.6 3.07 3.5 2.3 3.38 0.82 4.77 3.17 3.49 3.33 0.61 0.625

Dissolved Sodium (Na) mg/L ICP-MS 0.05 3.82 3.37 3.88 3.45 2.5 4 2.42 5.52 3.89 3.23 3.3 4.38 0.7

Dissolved Sulphur (S) mg/L ICP-MS 10 <10 <10 <10 <10 <50 <10 <10 <10 <10 <10 <10 <10 0.2

Dissolved Mercury (Hg) µg/L CVAF 0.02 0.007 0.006 0.007 0.005 0.005 0.007 0.007 0.006 0.008 0.008 0.014 0.006 < 0.01

Ion Balance:Anions 0.56 0.60 0.56 0.56 0.60 0.50 1.10 0.66 0.44 0.50 0.52 0.30 0.64

Cations 0.57 0.54 0.57 0.63 0.46 0.46 0.95 0.64 0.45 0.56 0.50 0.30 0.42

Balance % -0.8 5.6 -1.1 -5.4 13.8 4.8 7.5 1.8 -1.4 -5.4 2.6 -0.1 20.4

Notes:Extraction Method: Custom SPLP - using rotary extractor for 18h.

Liquid: Solid ratio used = 4:1; 1000 ml DI Water: 250g of cone-crushed (<9.5mm) sample.

Sample List:

Sample Summary: Ausenco Vector -Uruguay Aratiri, 27-Oct-10

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1 1029401 3.62 Dry Drill Core 33 1029433 1.98 Dry Drill Core

Date Samples Received: 53 drill core samples on 27-Oct-10 and 12 samples on 28-Oct-10. 2 1029402 21.04 Dry Drill Core 34 1029434 1.40 Dry Drill Core


Date Instructions Received: From Magaly Tapia by email on 30-Oct-10 4 1029404 1.20 Dry Drill Core 36 1029436 2.16 Dry Drill Core


Sample Prep: ABA Metals: Cone crushed, split & pulverized sample to >80% of <180 mesh. 6 1029406 3.68 Dry Drill Core 38 1029438 9.88 Dry Drill Core


Date of Analysis: Mod. ABA NP: 23/24-Nov-10; S-Spec: 25/26-Nov-10; SPLP: 19-Nov-10. 8* 1029408 3.40 Dry Drill Core 40 1029440 1.62 Dry Drill Core

9* 1029409 3.28 Dry Drill Core 41 1029441 10.90 Dry Drill Core

Other Analysis Requested: Rietveld XRD on 5 samples 10 1029410 15.42 Dry Drill Core 42 1029442 0.92 Dry Drill CoreOptical Microscopy on polished thin sections on 10 sample 11* 1029411 3.30 Dry Drill Core 43 1029443 1.20 Dry Drill Core5 x HCT Testing (MEND method) on 4 comps + 1 sample 12 1029412 7.02 Dry Drill Core 44 1029444 2.44 Dry Drill Core



Client: Ausenco Vector 15* 1029415 5.56 Dry Drill Core 47* 1029447 1.92 Dry Drill Core

Name of Project: Uruguay-Aratiri 16 1029416 2.84 Dry Drill Core 48 1029448 4.94 Dry Drill Core

Client Project No: N/A 17* 1029417 1.22 Dry Drill Core 49 1029449 2.18 Dry Drill Core

18 1029418 2.46 Dry Drill Core 50* 1029450 7.36 Dry Drill Core

Contact Person: 1) Tony Sanford, Environmental Services Manager (Vector Peru S.A.C.) 19 1029419 2.18 Dry Drill Core 51 1029451 2.24 Dry Drill Core

2) Magaly C. Tapia Anaya, Specialist; Environment & Sustainability 20* 1029420 2.20 Dry Drill Core 52 1029452 4.52 Dry Drill Core21 1029421 3.16 Dry Drill Core 53 1029453 8.18 Dry Drill Core

E-mail Address: [email protected] 22 1029422 2.70 Dry Drill Core 54* 1029454 1.16 Dry Drill Core

[email protected] 23 1029423 15.94 Dry Drill Core 55 1029455 4.52 Dry Drill Core


Invoice Mailing Address: Calle Esquilache 371, Piso 6, San Isidro, Lima 27, PERU. 25 1029425 2.34 Dry Drill Core 57 1029457 1.28 Dry Drill Core

26 1029426 12.18 Dry Drill Core 58 1029458 11.20 Dry Drill CoreContact No: 51-1-203-4600 (General Office) 27* 1029427 10.56 Dry Drill Core 59* 1029459 4.46 Dry Drill Core

Tony Sanford: 51-1-98929-4684 (Cell) 28 1029428 1.56 Dry Drill Core 60 1029460 2.00 Dry Drill Core

29 1029429 5.10 Dry Drill Core 61 1029461 8.56 Dry Drill CoreFax No: 51-203-4630 30 1029430 10.44 Dry Drill Core 62 1029462 1.24 Dry Drill Core

31 1029431 6.30 Dry Drill Core 63* 1029463 2.18 Dry Drill Core32 1029432 5.00 Dry Drill Core 64 1029464 4.70 Dry Drill Core

Sign: *Samples rec'd 28-Oct-10 65 1029465 4.56 Dry Drill Core

Total wt. of sample rec'd (Kg): 322Report Released by: Ivy Rajan

Position: Lab Manager, ARD Division, Maxxam Analytics Inc.

Report Verified by: John Chiang

Position: Senior Analyst, ARD Division, Maxxam Analytics Inc.

Report Validated by: Tim O'Hearn

Position: Director, ARD Division, Maxxam Analytics Inc.

Maxxam Project No: 2-21-907

Contact No: 604-734-7276 x5029; Direct: 604-638-5029 (Ivy Rajan)

Contact No: 604-734-7276 x2219 (John Chiang)Contact No: 604-734-7276 x5031; Direct: 604-638-5031 (Tim O'Hearn)

Sample ID

Dry Sample Wt. (Kg)

Sample Type & ConditionS. No.

Sample ID

Dry Sample Wt. (Kg)

Sample Type & Condition S. No.

Final report: 25-Feb-11

Report to Tony Sanford & Magaly Tapia: 24-Feb-11 (TC pending)

Ausenco Vector -Uruguay Aratiri (PEVC 00216), 7-Jan-11

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Table 1: ABA Test Results for 1 Uruguay Aratiri (PEVC 00216) Sample - February 2011

Acme Mod. ABA NP

Paste Total CO2 CaCO3 Total HCl Extractable HNO3 Extractable Insoluble Maximum Potential Neutralization Net Neutralization Neutralization Potential Fizz

S. No. Sample ID pH Carbon Equiv.* Sulphur Sulphur Sulphur Sulphur** Acidity*** Potential Potential**** Ratio (NPR)***** Rating

(Wt.%) (Wt.%) (Kg CaCO3/Tonne) (Wt.%) (Wt.%) (Wt.%) (Wt.%) (Kg CaCO3/Tonne) (Kg CaCO3/Tonne) (Kg CaCO3/Tonne) (dimensionless; no unit)

1A12978-bulk Comp-primary LIMS P80 300um non-mags (air dried) 8.8 0.32 0.78 17.7 0.08 0.01 0.07 0.00 2.2 18.6 16.4 8.5 Slight

0.5 0.02 0.02 0.5 0.02 0.01 0.01 0.02 0.3

7160 LECO LECO Calculation LECO 7450 7450 Calculation Calculation 7150 Calculation Calculation 7150

Notes:

T t l l h t t l b d b t b (CO2 HCl di t th d) d b L t A L b

Maxxam SOP No:

Acme Modified ASTM D2492-02 Method

Detection Limits

Total sulphur, total carbon and carbonate carbon (CO2; HCl direct method) done by Leco at Acme Labs

Calculations:

*CaCO3 equivalents is based on carbonate carbon.

**Insoluble sulphur is based on difference between total sulphur, sulphate sulphur and sulphide sulphur.

***MPA (Maximum Potential Acidity) is based on HNO3 extractable sulphur (sulphide sulphur) .

**** NNP (Net Neutralization Potential) is based on difference between Neutralization Potential (NP) and MPA.

*****NPR (Neutralization Potential Ratio) is NP divided by MPA.

References:

Reference for Sulphur Speciation (Maxxam SOP No. 7450): Modified ASTM D2492-02 Method (The S extracted is determined by analysing the extract for sulphate).

Reference for Mod ABA NP method (Maxxam SOP No. 7150): MEND Acid Rock Drainage Prediction Manual, MEND Project 1.16.1b (pages 6.2-11 to 17), March 1991.

CO2 Analysis: A 0.2g of pulp sample is digested with 6 ml of 1.8N HCl in a hot water bath of 70 ̊ C for 30 minutes. The CO2 that evolves is trapped in a gas chamber that is controlled with a stopcock, once the stopcock is opened the CO2 gas is swept into the Leco analyser with an oxygen carrier gas. Leco then determines the CO2 as total-carbon which is calculated to total CO2.


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Table 2: QAQC for 1 Uruguay Aratiri (PEVC 00216) Sample - February 2011

Table 2a: QA/QC for Paste pH & NP Determination Table 2b: QA/QC for Sulphur Speciation Table 2c: QA/QC for Carbon Speciation

Duplicates - Paste pH QAQC - Total Sulphur (Acme labs) Duplicates - Total Carbon (Acme Labs)

A12978 - bulk comp 8.8 8.8 Method Blank <0.02 Method Blank <0.02

Reference Material Reference Material

Maxxam Ref. (0.11% S) 0.11 STD CSC (2.94% C) 3.12

Duplicates - Modified ABA NP STD CSC (4.25% S) 4.37 STD OREAS76A (0.16% C) 0.15

Sample ID

Total Carbon (Wt.%)

Sample ID

Neutralization Potential (KgCaCO3/Tonne)

Sample ID

Paste pH (pH Units)

Sample ID

Total Sulphur (Wt.%)

up cates od ed S CSC ( 5% S) 3 S O S 6 (0 6% C) 0 5

A12978 - bulk comp 18.6 18.5 STD OREAS76A (18.00% S) 17.63

Reference Material

QAQC - Carbonate Carbon (Acme Labs)

Duplicates - Mod. ASTM D2492-02 HCl Extractable Sulphur Method Blank 0.04

A12978 - bulk comp 0.01 0.02 Reference Material

Method Blank 0.01 STD CSC (1.55% CO2) 1.60

Reference Material STD FER4 (4.86% CO2) 5.21

KZK-1 STD (0.01% sulphate-sulphur) 0.01

Duplicates - Mod. ASTM D2492-02 HNO3 Extractable Sulphur

A12978 - bulk comp 0.07 0.08

Method Blank 0.01

Reference Material

KZK-1 STD (0.37% sulphide-sulphur) 0.38

Sample ID

Sulphide Sulphur (Wt.%)

Sample ID

Carbonate Carbon (CO2; Wt.%)Sulphate Sulphur

(Wt.%)KZK-1 Reference (NP = 58.9) for slight fizz rating 57.1

Sample ID


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Table 3: Ultra Trace Metals Using Aqua Regia Digestion with ICP-MS Finish on 1 Uruguay Aratiri (PEVC 00216) Sample - February 2011

S. No: Sample ID Mo Cu Pb Zn Ag Ni Co Mn Fe As U Au Th Sr Cd Sb Bi V Ca P La Cr Mg Ba Ti B Al Na K W Sc Tl S Hg Se Te Ga

PPM PPM PPM PPM PPB PPM PPM PPM % PPM PPM PPB PPM PPM PPM PPM PPM PPM % % PPM PPM % PPM % PPM % % % PPM PPM PPM % PPB PPM PPM PPM

1A12978-bulk Comp-primary LIMS P80 300um non-mags (air dried) 5.53 21.4 7.94 28 37 27.1 5.8 333 5.18 2.7 0.7 1 5.8 34.8 0.08 0.23 0.02 13 0.81 0.09 14.7 87.4 0.6 59.3 0.038 <20 0.51 0.021 0.1 2.6 1 0.03 0.08 <5 <0.1 <0.02 3

QAQC

Method Blank

Method Blank <0.01 <0.01 <0.01 <0.1 <2 <0.1 <0.1 <1 <0.01 <0.1 <0.1 <0.2 <0.1 <0.5 <0.01 <0.02 <0.02 <2 <0.01 <0.001 <0.5 <0.5 <0.01 <0.5 <0.001 <20 <0.01 <0.001 <0.01 <0.1 <0.1 <0.02 <0.02 <5 <0.1 <0.02 <0.1


STD OREAS45PA 0.79 593.10 17.41 115.8 304 290.9 104.8 1082 16.50 4.7 1.0 46.1 6.2 12.2 0.08 0.08 0.16 209 0.24 0.034 15.3 940.3 0.09 187.8 0.103 <20 3.31 0.009 0.07 <0.1 42.8 0.06 0.02 29 0.5 0.06 18.4

True Values STD OREAS45PA 0.9 600 19 119 300 281 104 1130 16.559 4.2 1.2 43 6 14 0.09 0.13 0.18 221 0.2411 0.034 16.2 873 0.095 187 0.124 3.34 0.011 0.067 0.011 43 0.07 0.03 30 0.54 16.8

Percent Difference -12.2 -1.2 -8.4 -2.7 1.3 3.5 0.8 -4.2 -0.4 11.9 -16.7 7.2 3.3 -12.9 -11.1 -38.5 -11.1 -5.4 -0.5 0.0 -5.6 7.7 -5.3 0.4 -16.9 -0.9 -18.2 5.3 -0.5 -14.3 -33.3 -3.3 -7.4 9.5


STD DS8 (1) 14.07 99.89 119.78 326.4 1713 39.9 8.0 646 2.54 28.5 2.4 100.1 6.1 57.7 2.29 4.16 6.50 41 0.71 0.088 13.2 118.8 0.62 296.0 0.096 <20 0.91 0.088 0.42 2.5 2.3 5.55 0.17 184 5.5 5.45 4.9

STD DS8 (2) 13.15 95.20 115.74 320.9 1855 39.3 7.9 647 2.49 26.8 2.4 93.6 6.0 57.5 2.30 3.96 6.08 41 0.71 0.089 13.3 116.2 0.61 289.2 0.096 <20 0.89 0.090 0.41 2.6 2.3 5.29 0.17 192 5.2 5.22 4.8

True Values STD DS8 13.44 110 123 312 1690 38.1 7.5 615 2.46 26 2.8 107 6.89 67.7 2.38 4.8 6.67 41.1 0.7 0.08 14.6 115 0.6045 279 0.113 2.6 0.93 0.0883 0.41 3 2.3 5.4 0.1679 192 5.23 5 4.7

Percent Difference (1) 4.7 -9.2 -2.6 4.6 1.4 4.7 6.7 5.0 3.3 9.6 -14.3 -6.4 -11.5 -14.8 -3.8 -13.3 -2.5 -0.2 1.4 10.0 -9.6 3.3 2.6 6.1 -15.0 -2.2 -0.3 2.4 -16.7 0.0 2.8 1.3 -4.2 5.2 9.0 4.3

Percent Difference (2) -2.2 -13.5 -5.9 2.9 9.8 3.1 5.3 5.2 1.2 3.1 -14.3 -12.5 -12.9 -15.1 -3.4 -17.5 -8.8 -0.2 1.4 11.3 -8.9 1.0 0.9 3.7 -15.0 -4.3 1.9 0.0 -13.3 0.0 -2.0 1.3 0.0 -0.6 4.4 2.1

Detection Limits 0.01 0.01 0.01 0.1 2 0.1 0.1 1 0.01 0.1 0.1 0.2 0.1 0.5 0.01 0.02 0.02 2 0.01 0.001 0.5 0.5 0.01 0.5 0.001 20 0.01 0.001 0.01 0.1 0.1 0.02 0.02 5 0.1 0.02 0.1

1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MS 1F-MSAcme Group No.

Notes:

1F-MS package:

Ultra trace metals by aqua regia digestion done at Acme Labs. OREAS45PA, DS7 & DS8 are reference materials for 1F-MS package.

Analytical Methods: 0.5g of pulp sample is digested using aqua regia followed by ICP Mass Spec analysis.


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Table 4: Whole Rock Analysis by Lithium Metaborate Fusion on 1 Uruguay Aratiri (PEVC 00216) Sample - February 2011

S. No. Sample ID SiO2 Al2O3 Fe2O3 MgO CaO Na2O K2O TiO2 P2O5 MnO Cr2O3 Ba Ni Sr Zr Y Nb Sc LOI Sum

% % % % % % % % % % % ppm ppm ppm ppm ppm ppm ppm % %

1A12978-bulk Comp-primary LIMS P80 300um non-mags (air dried) 67.67 5.62 13.93 3.31 4.47 0.88 2.09 0.22 0.21 0.14 0.02 687 37 177 82 20 <5 7 1.3 99.95

QA/QC

Method Blank

Method Blank <0.01 <0.01 <0.04 <0.01 <0.01 <0.01 <0.01 <0.01 <0.01 <0.01 <0.002 <5 <20 <2 <5 <3 <5 <1 0.0 <0.01

Duplicatesp

1A12978-bulk Comp-primary LIMS P80 300um non-mags (air dried) 67.25 5.63 14.27 3.36 4.46 0.89 2.11 0.22 0.23 0.14 0.021 699 36 183 106 20 <5 7 1.3 99.95

58.11 14.11 7.61 3.37 6.33 3.69 2.14 0.69 0.84 0.4 0.554 508 45 396 305 31 19 25 1.9 99.91

57.98 14.14 7.62 3.37 6.37 3.71 2.15 0.7 0.84 0.4 0.561 509 47 399 321 31 22 25 1.9 99.91

58.47 14.23 7.67 3.35 6.42 3.71 2.17 0.69 0.83 0.39 0.550 515 44 402 280 31 21.3 25.0

-0.6 -0.8 -0.8 0.6 -1.4 -0.5 -1.4 0.0 1.2 2.6 0.7 -1.4 2.3 -1.5 8.9 0.0 -10.8 0.0

-0.8 -0.6 -0.7 0.6 -0.8 0.0 -0.9 1.4 1.2 2.6 2.0 -1.2 6.8 -0.7 14.6 0.0 3.3 0.0

0.01 0.01 0.04 0.01 0.01 0.01 0.01 0.01 0.01 0.01 0.002 5 20 2 5 3 5 1 -5.1 0.01

4A 4A 4A 4A 4A 4A 4A 4A 4A 4A 4A 4A 4A 4A 4A 4A 4A 4A 4A 4A

Analytical Methods:

0.1 g of pulp sample is analysed by ICP-emission spectrometry following a lithium metaborate/tetrabortate fusion and dilute nitric acid digestion. Done at Acme Labs.

Loss on ignition (LOI) is by weight difference after ignition at 1000°C.



Detection Limits

Method

Reference Materials

STD SO-18 (1)

STD SO-18 (2)

True Values

Sample Summary: Ausenco Vector -Uruguay Aratiri (PEVC 00216), 7-Jan-11 Sample List:Page 5 of 5

Date Samples Received: 7-Jan-11

Date Instructions Received: From Magaly Tapia by email dated 9-Jan-11.

Sample Prep: ABA Metals WRA: Split & pulverized sample to >80% of <180 mesh.

Date of Analysis: Mod. ABA NP: 17/18-Feb-11; S-Spec: 21-Feb-11.

Other Analysis Requested: Rietveld XRD

1 x HCT Testing (MEND method)

Client: Ausenco Vector

Name of Project: Uruguay-Aratiri

Client Project No: PEVC 00216

Contact Person: 1) Tony Sanford, Environmental Services Manager (Vector Peru S.A.C.)

2) Magaly C. Tapia Anaya, Specialist; Environment & Sustainability

E-mail Address: [email protected]

[email protected]

1A12978-bulk Comp-primary LIMS P80 300um non-mags (air dried) 5.84 Dry Tailings

S. No. Sample IDDry Sample

Wt. (Kg) Sample Type & Condition

Invoice Mailing Address: Attn: Gisella Gamarra ([email protected]) Calle Esquilache 371, Piso 6, San Isidro, Lima 27, PERU.

Contact No: 51-1-203-4600 (General Office)

Tony Sanford: 51-1-98929-4684 (Cell)

Fax No: 51-203-4630

Sign:

Report Released by: Ivy Rajan

Position: Lab Manager, ARD Division, Maxxam Analytics Inc.

Report Verified by: John Chiang

Position: Analyst, ARD Division, Maxxam Analytics Inc.

Report Validated by: Tim O'Hearn

Position: Director, ARD Division, Maxxam Analytics Inc.

ARD Project No: 2-21-0907

Contact No: 604-734-7276 x5029; Direct: 604-638-5029 (Ivy Rajan)

Contact No: 604-734-7276 x2219 (John Chiang)Contact No: 604-734-7276 x5031; Direct: 604-638-5031 (Tim O'Hearn)

PETROGRAPHIC REPORT ON TEN SAMPLES FROM VECTOR PERU-URUGUAY–ARATIRI

2-21-907 (or 900?)

Report for: Ivy Rajan Invoice 101038

Maxxam Analytical Aratiri 2-21-907

4605 Canada Way

Burnaby, B.C. V5G 1K5 Dec.2, 2010.

SUMMARY:

Sample bags are marked 2-21-907, but information sheet received with samples appears to be

marked 2-21-900. Most samples in this suite appear to contain variable mixtures of two main rock

types. First, granite or quartz syenite, a leucocratic felsic intrusive rock composed mainly of Kspar-

quartz-plagioclase and minor relict mafic sites variably altered to epidote-chlorite ±carbonate, rare

sulfides (pyrite, trace chalcopyrite). Second, quartz gabbro, a melanocratic mafic intrusive rock

composed mainly of plagioclase, clinopyroxene (augite to rarely aegirine-augite?), rare

orthopyroxene (hypersthene), hornblende, minor biotite all locally partly to completely altered to

actinolitic amphibole, epidote, sericite, carbonate, chlorite. Feldspar, especially plagioclase, is

commonly partly to rarely completely altered to sericite-epidote-trace carbonate. Accessory minerals

include magnetite (locally with ilmenite exsolution laths) partly altered to hematite, rare rutile or

sphene, and minor apatite.

Capsule descriptions are as follows:

1029435: mixed chips of quartz-relict (amphibole altered) clinopyroxene-magnetite/hematite-local

Kspar-rare plagioclase, and quartz-Kspar-relict (amphibole-epidote-minor chlorite) altered

clinopyroxene-minor sphene-pyrite-pyrrhotite.

1029414: mixed chips of medium-grained granitic rock composed of quartz-Kspar-lesser, relict

(sericite-minor epidote altered) plagioclase-biotite, or quartz-relict (clay?/sericite altered) plagioclase-

relict (amphibole-biotite altered) clinopyroxene-hornblende-accessory magnetite ±hematite, or

quartz-clinopyroxene altered to amphibole-epidote-carbonate.

1029430: mixed chips of gabbro (clinopyroxene-plagioclase-accessory magnetite-quartz-sphene) or

granite (quartz-Kspar-plagioclase-clinopyroxene-biotite-hornblende) variably altered to amphibole-

epidote-clay?/sericite ±chlorite.

1029438: granitic rock composed of K-feldspar, quartz, and plagioclase plus minor relict mafics and

accessory magnetite, altered to albite, sericite/muscovite, biotite, epidote, minor chlorite, hematite

and trace carbonate.

1029443: mostly either hornblende-clinopyroxene quartz gabbro or granite (depending on abundance

of Kspar), partly altered to actinolitic amphibole, minor epidote, clay?/sericite, biotite/chlorite, and

with accessory magnetite partly oxidized to hematite, trace pyrite and chalcopyrite.

HC-1: this sample consists of (sodic?) clinopyroxene quartz gabbro and quartz syenite, partly altered

to actinolitic (possibly sodic?) amphibole, epidote, minor quartz and carbonate (on veins), with

accessory magnetite, trace ilmenite/sphene, pyrite-trace chalcopyrite.

2

HC-2: quartz syenite: mainly coarse- to medium-grained Kspar-quartz-minor plagioclase (partly

sericite-epidote altered) and mafics (largely epidote-chlorite-carbonate-amphibole altered), accessory

magnetite (oxidized to hematite) and trace pyrite; one chip consists of amphibole-biotite-prehnite.

HC-3: mostly quartz syenite: fine- to medium-grained Kspar-quartz-minor plagioclase (partly

sericite-epidote altered) and mafics (clinopyroxene and hornblende, rare biotite, partly epidote-

chlorite-carbonate-amphibole altered), accessory magnetite (oxidized to hematite) and trace pyrite.

HC-4: quartz syenite composed mainly of Kspar and quartz (minor relict mafics altered to epidote,

chlorite and local sulfides), or gabbro (plagioclase, quartz, and variable mafics ranging from clino-

and minor orthopyroxene, primary hornblende and minor biotite, all locally altered to actinolitic

amphibole and chlorite or carbonate, plus accessory magnetite and apatite).

HC-5: appears to consist mainly of quartz syenite (abundant Kspar, both microperthitic orthoclase

and microcline, quartz and lesser relict plagioclase, minor relict mafics) and lesser quartz gabbro

(relict sericitized plagioclase, chlorite-carbonate-hematite-rutile altered mafics that were likely

originally clinopyroxene; minor accessory magnetite altered to hematite).

Detailed petrographic description and photomicrographs are appended (on CD). If you have any

questions regarding the petrography, please do not hesitate to contact me.

Craig H.B. Leitch, Ph.D., P. Eng. (250) 653-9158 [email protected]

492 Isabella Point Road, Salt Spring Island, B.C. Canada V8K 1V4

3

1029435: CHIPS OF QUARTZ-RELICT (AMPHIBOLITIZED) CLINOPYROXENE-MAGNETITE

/HEMATITE CUT BY CARBONATE VEINS, OR QUARTZ-KSPAR (PARTLY CARBONATE

ALTERED)-CLINOPYROXENE ALTERED TO EPIDOTE±CHLORITE, SULFIDES, SPHENE

Specimen consists of small (<1 cm diameter) angular/sub-angular chips of dark grey to black

rock of mixed lithologies (presumably composited from meters of drill core). The rock chips are

strongly magnetic and show no reaction to cold dilute HCl; about 40% of them show strong yellow

stain for K-feldspar in the etched offcut. Modal mineralogy in polished thin section is approximately:

Quartz (mainly primary?) 30%

K-feldspar 20%

Amphibole (after pyroxene, secondary tremolite/actinolite?) 13%

Relict clinopyroxene 12%

Magnetite 10%

Hematite 5%

Epidote 3-5%

Carbonate (mainly ankerite?) 3-5%

Plagioclase <1%

Pyrite, pyrrhotite <1%

Sphene <1%

Chlorite <1%

More than half of the chips consist of quartz, relict (amphibolitized) clinopyroxene, and significant

opaque oxides, cut by carbonate veins; and less of the chips are composed mainly of quartz, Kspar

(partly altered to carbonate), relict clinopyroxene (?) largely altered to amphibole, minor epidote.

In the former, quartz forms large somewhat rounded subhedra up to about 2.5 mm that show

strain (strong undulose extinction general sub-grain development/minor suturing of grain boundaries)

plus local fracturing although this could be the result of the sample prep process. Relict pyroxene

forms somewhat ragged, irregular shaped subhedra up to about 3.5 mm long, with very pale green

colour but mostly replaced by weakly pleochroic, secondary amphibole as fibrous subhedra with pale

green to bright green pleochroism (possibly tremolite-actinolite to actinolitic hornblende?) in parallel

position on the pyroxene. Significant amounts of opaque oxides forming composite grains up to 6

mm across consist of rounded sub/euhedral crystals mostly <1 mm in size, commonly partly altered

to hematite as sub/euhedral crystals mostly <0.25 mm. Narrow veins of carbonate <1 mm thick

consist of interlocking subhedra <0.6 mm in size, likely ankerite since they do not appear to react to

HCl in hand specimen, even on a cut surface. Locally some Kspar occurs as subhedra to 1.5 mm;

rarely minor plagioclase forms rounded subhedra to 1 mm long.

In the latter, quartz is either similar to that described above (coarse-grained, subhedra

optically continuous for to 8 mm) and is intergrown with K-spar of smaller size (subhedra to 1.5 mm

locally partly altered to carbonate as ragged subhedra mostly <0.15 mm), or forms small subhedra

mostly <0.6 mm in diameter, intergrown with Kspar of similar size that commonly show “grid”

twinning characteristic of microcline. Relict clinopyroxene forming subhedra mostly <1 mm of <0.4

mm, respectively, are largely amphibolitized (replaced by fibrous pale green pleochroic secondary

tremolite/actinolite), or altered to epidote (subhedra to 0.35 mm with moderate to locally strong

yellow pleochroism indicative of moderate to high Fe content) and rare chlorite as subhedral flakes

mostly <0.1 mm with strong green pleochroism and anomalous blue-purple length-slow birefringence

indicative of Fe:Fe+Mg, or F:M, ratio around 0.6-0.7 (?). Traces of pyrite and pyrrhotite form

irregular sub/anhedra to 0.2 mm. Accessory sphene occurs as rounded, sub- to euhedral crystals up to

0.2 mm.

In summary, this sample appears to represent mixed chips of quartz-relict (amphibole altered)

clinopyroxene-magnetite/hematite-local Kspar-rare plagioclase, and quartz-Kspar-relict (amphibole-

epidote-minor chlorite) altered clinopyroxene-minor sphene-pyrite-pyrrhotite.

4

1029414: CHIPS OF QUARTZ-KSPAR-PLAGIOCLASE-BIOTITE-CLINOPYROXENE-

AMPHIBOLE, VARIABLY ALTERED TO ACTINOLITE-EPIDOTE-CLAY?/SERICITE-

CARBONATE; ACCESSORY MAGNETITE, SPHENE, TRACE PYRITE-CHALCOPYRITE

Sample consists of mainly flat, angular chips up to 2 cm in diameter of mixed lithologies (pale

grey or pinkish grey medium-grained, dark grey fine-grained). The rock chips are mostly magnetic,

and show no reaction to cold dilute HCl, but about half show significant stain for K-feldspar in the

etched offcut. Modal mineralogy in polished thin section is approximately:

Quartz 25%

K-feldspar 25%

Plagioclase (relict, clay?/sericite/epidote altered) 20%

Amphibole (secondary, actinolitic?) 10%

(primary, hornblende?) 5%

Biotite 2-3%

Clinopyroxene (partly relict) 2-3%

Epidote 2-3%

Clay?/sericite, sericite (after feldspars) 2-3%

Carbonate (mainly ankerite?) 2-3%

Magnetite 1-2%

Sphene <1%

Pyrite, trace chalcopyrite <1%

The chips in this sample consist of medium-grained granitic rock composed of quartz-Kspar-lesser,

relict (sericite-minor epidote altered) plagioclase-biotite, or quartz-relict (clay?/sericite altered)

plagioclase-relict (amphibole-biotite altered) clinopyroxene-hornblende-accessory magnetite-sphene,

or quartz-clinopyroxene altered to amphibole-epidote-carbonate.

In the first two types, quartz forms ragged, irregular-shaped sub/anhedra up to about 2 mm

across (locally glomeratic to 3 mm) with moderate strain indicated by undulose extinction and some

sub-grain development, but only rare suturing of grain boundaries. It is probably mostly primary. K-

feldspar occurs as subhedra to 1.5 mm that commonly display “grid” twinning characteristic of

microcline, and is generally little altered compared to the relict plagioclase, which forms subhedral

crystals of similar size to Kspar but strongly replaced by fine-grained sericite (ragged subhedra to 0.1

mm) and epidote (subhedra to 0.15 mm) or in some chips, clay?/sericite as minute, mostly <10 um

flakes. Mafic minerals vary from fine-grained, fibrous aggregates of pale/medium green pleochroic

secondary amphibole (actinolitic?), locally with minor dark brown, randomly oriented matted flakes

<0.1 mm of secondary biotite, likely after pyroxene crystals that originally had subhedral outlines up

to ~1 mm, to primary amphibole as subhedra to 0.8 mm with deep greenish brown pleochroism,

possibly hornblende, and lesser biotite as ragged subhedral flakes mostly <0.6 mm in size with deep

greenish brown pleochroism. Minor opaques are mostly magnetite (or locally ilmenite or ilmeno-

magnetite, which are anisotropic under reflected light), as sub/euhedra to 1.5 mm. Narrow veinlets

<0.1 mm thick of carbonate and quartz cut these chips.

In the third type, feldspar appears to be mostly absent (it may be so altered to fine-grained

epidote that it is no longer recognizable), quartz occurs as aggregates up to 1 mm across of subhedral

sub-domains mostly <0.25 mm that are not strongly strained (and may show development of triple

junctions typical of annealing), and clinopyroxene forms sub/euhedra mostly <1.5 mm in diameter

with almost no colour, partly replaced by amphibole in parallel position with very pale green colour

(tremolite/actinolite?) or by epidote as sub/euhedra to 0.25 mm with pale yellow pleochroism

indicative of low/moderate Fe content, and carbonate as subhedra to 0.5 mm, possibly ankerite since

no reaction to HCl was observed in hand specimen. Accessory sphene forms rounded subhedra up to

0.35 mm long. Traces of pyrite (sub/euhedra <0.15 mm) and lesser chalcopyrite (sub/anhedra <50

um) are associated with epidote but not observed in contact with carbonate.

5

1029430: GABBRO (CLINOPYROXENE-PLAGIOCLASE-ACCESSORY MAGNETITE-

QUARTZ) OR GRANITE (QUARTZ-KSPAR-PLAGIOCLASE-CLINOPYROXENE-BIOTITE-

HORNBLENDE) ALTERE TO AMPHIBOLE-EPIDOTE-CLAY?/SERICITE±CHLORITE

Sample consists of flattish, angular chips up to 3 cm diameter of either pale grey-white to

locally pinkish-grey, more felsic, or darker grey, more mafic rock. The chips are mostly weakly

magnetic, and the more felsic ones show significant stain for K-feldspar in the etched offcut, but none

show no reaction to cold dilute HCl. Modal mineralogy in polished thin section is approximately:

K-feldspar (primary, mostly microcline) 30%


Plagioclase (relict, clay?/sericite altered) 20%

Clinopyroxene (partly altered) 10%

Amphibole (secondary, actinolitic) 10%

(primary, hornblende?) 3-5%

Epidote 2-3%

Clay?/sericite 1-2%

Magnetite, trace ilmenite 1%

Biotite, chlorite <1%

Pyrite, trace pyrrhotite <1%

Sphene <1%

The chips in this sample consist of medium-grained granitic to gabbroic rock composed of quartz-

Kspar-lesser, relict (sericitized) plagioclase-biotite, or quartz-relict (clay?/sericite or epidote altered)

plagioclase-relict (amphibole altered) clinopyroxene-hornblende-accessory magnetite, or quartz-

plagioclase (partly altered to epidote)-clinopyroxene (commonly altered to amphibole).

In the first two types, quartz forms ragged, irregular-shaped sub/anhedra up to about 1 mm

(locally glomeratic to 1.5 mm) with moderate strain indicated by undulose extinction and some sub-

grain development, but only rare suturing of grain boundaries. It is probably mostly primary. K-

feldspar occurs as subhedra to 2.5 mm that commonly display “grid” twinning characteristic of

microcline, and is generally less altered (local minute clay?/sericite replacing up to 30% of the

crystals) than plagioclase, which forms subhedral crystals mostly <1 mm, mostly strongly replaced

by fine-grained sericite (ragged subhedra to 0.15 mm) and epidote (subhedra to 0.15 mm) or in some

chips, clay?/sericite as minute, mostly <10 um flakes. Mafic minerals vary from fine-grained, fibrous

aggregates of pale/medium green pleochroic secondary amphibole (actinolitic?), likely after pyroxene

crystals that originally had subhedral outlines up to ~1 mm, to primary amphibole as subhedra to 0.7

mm with deep greenish brown pleochroism, possibly hornblende, and lesser biotite as ragged

subhedral flakes mostly <0.3 mm in size with deep greenish brown pleochroism. Minor opaques are

mostly magnetite (or locally ilmenite or ilmeno-magnetite, which are anisotropic under reflected

light), as sub/euhedra to 1.5 mm.

In the third type, feldspar appears to be mostly absent (or be so altered to fine-grained epidote

that it is no longer recognizable), quartz occurs as aggregates up to 1 mm across of subhedral sub-

domains mostly <0.25 mm that are not strongly strained (and may show development of triple

junctions typical of annealing), and clinopyroxene forms sub/euhedra mostly <1.5 mm in diameter

with almost no colour, partly replaced by amphibole in parallel position with very pale green colour

(tremolite/actinolite?) or by epidote as sub/euhedra to 0.25 mm with pale yellow pleochroism

indicative of low/moderate Fe content, and carbonate as subhedra to 0.5 mm, possibly ankerite since

no reaction to HCl was observed in hand specimen. Accessory sphene forms rounded subhedra up to

0.35 mm long. Traces of pyrrhotite (sub/euhedra <0.2 mm) and lesser chalcopyrite (sub/anhedra <50

um) are associated with epidote but not observed in contact with carbonate.

One chip consists of virtually fresh clinopyroxene (irregular subhedra <1.5 mm with distinct

green colour but weak pleochroism), plagioclase and quartz (subhedra mostly <1 mm) plus accessory

biotite (dark brown subhedral flakes to 0.3 mm) and magnetite (ragged aggregates to ~1 mm with

exsolution lamellae of ilmenite <50 um thick). Minor pyrite forms sub/euhedra to 0.2 mm.

6

1029438: GRANITIC ROCK ALTERED TO ALBITE-SERICITE/MUSCOVITE-BIOTITE-

CHLORITE-EPIDOTE±CARBONATE (ACCESSORY MAGNETITE/HEMATITE/LIMONITE)

Sample consists of flattish, angular chips mostly <2 cm in diameter of pale pinkish-grey

(partly oxidized?) fine-grained rock of uncertain derivation. The chips are weakly magnetic, and

show no reaction to cold dilute HCl (even where scratched), but most show significant yellow stain

for K-feldspar in the etched offcut. Modal mineralogy in polished thin section is approximately:

K-feldspar (primary, partly sericitized) 30%


Plagioclase (saussuritized, albitized?) 20%

Sericite, muscovite (after feldspars, mafics) 10%

Biotite (partly secondary) 3-5%

Chlorite (partly after biotite) 2-3%

Epidote 1-2%

Magnetite (partly oxidized to hematite) 1-2%

Limonite <1%

Carbonate trace

Most of the chips in this sample appear to represent partly altered granitic rock composed of variable

proportions of partly altered K-feldspar and plagioclase, quartz, and minor relict mafics (now altered

to muscovite, biotite, chlorite, and epidote) plus accessory magnetite/ilmenite partly oxidized to

hematite and minor limonite.

K-feldspar occurs as mostly subhedral crystals up to about 2.5 mm long that vary from

microcline (grid twinned) to microperthite (inclusions of albite mostly <10 um thick). The crystals

also show variable alteration from <5 up to perhaps 30% replaced by fine clay?/sericite as randomly

oriented subhedral flakes mostly <20 um in size.

Quartz occurs as irregular to subhedral crystals or subangular shard-like fragments up to

almost 3 mm long, commonly with strong fracturing (possibly due to the grinding process that

produced the chips rather than tectonic forces). The crystals show moderate strain as evidenced by

moderate undulose extinction, but only mild sub-grain development, rare suturing of grain

boundaries.

Plagioclase is mainly more strongly altered than K-feldspar. The plagioclase forms mostly

subhedral crystals mostly <1.5 mm but locally up to almost 5 mm (where glomeratic) that vary from

about 10 to nearly 70% replaced by sericite as fine-grained, randomly oriented sub/euhedral flakes

between 15 and 150 um in diameter, plus rare minute sub/anhedral crystals of carbonate mostly <25

um in size. Twinning is only locally visible, with extinction on 010 up to about 12 degrees, and relief

generally negative compared to quartz suggestive of albitic composition (An10), likely secondary.

Relict mafic sites have irregular, ragged outlines mostly <1 mm across (but locally glomeratic

to 2.5 mm), and are pseudomorphed by variable mixtures of sericite or muscovite (sub/euhedral

flakes up to 0.35 mm, variably stained by limonite to resemble biotite, which forms similar sized or

smaller flakes with weak but distinct pale brown pleochroism and probably include both primary and

secondary types). In places the biotite is partly chloritized (subhedral flakes mostly <0.1 mm with

distinct green pleochroism and length-slow, weakly anomalous bluish green birefringence suggestive

of F:M around 0.5-0.6?). Epidote is also locally present, forming sub/euhedra mostly <0.2 mm long

with pale yellow colour suggestive of mostly low Fe content.

Accessory magnetite forming subhedra mostly <0.5 mm (aggregates to ~2 mm) is commonly

associated with the mafic sites. The magnetite is generally 70-80% replaced by hematite as subhedral

laths mostly <0.1 mm long. Limonite spreading out from the oxide sites is generally pale red-brown,

possibly goethitic.

In summary, this appears to represent granitic rock composed of K-feldspar, quartz, and

plagioclase plus minor relict mafics and accessory magnetite, altered to albite, sericite/muscovite,

biotite, epidote, minor chlorite, hematite and trace carbonate.

7

1029443: HORNBLENDE-CLINOPYROXENE QUARTZ GABBRO OR GRANITE (VARIABLE

KSPAR) ALTERED TO ACTINOLITE, EPIDOTE, CLAY?/SERICITE, CHLORITE/BIOTITE,

ACCESSORY MAGNETITE OXIDIZED TO HEMATITE, ±PYRITE-TRACE CHALCOPYRITE

Sample consists of flattish, angular chips of grey or pale pinkish grey, fine-grained siliceous-

looking intrusive rock. The chips are weakly magnetic, and show no reaction to cold dilute HCl, but

show local stain for K-feldspar in the etched offcut. Modal mineralogy in polished thin section is

approximately:

Quartz (mainly primary) 30%

Plagioclase (rarely saussuritized, oligoclase?) 30%

K-feldspar (mainly microcline?) 20%

Clinopyroxene (partly amphibolitized) 10%

Amphibole (mainly secondary, actinolitic?) 5%

(mainly primary, hornblende?) 2-3%

Magnetite (partly altered to hematite) 1-2%

Epidote <1%

Clay?/sericite (after plagioclase) <1%

Chlorite, secondary biotite <1%


This sample is mostly composed of quartz, slightly saussuritized plagioclase, K-feldspar, relict

(amphibole-rare epidote altered) clinopyroxene, minor hornblende, hematized magnetite, and trace

pyrite. As in 1029414, 430, 435, some chips contain significant Kspar whilst others do not, possibly

indicating a mixture of two principal rock types.

Quartz occurs as irregular, ragged subhedra mostly <1.5 mm (locally glomeratic to almost 3

mm) or broken shards mostly <2 mm long. The quartz all appears to be primary in origin. Moderate

strain is indicated by weak to moderate undulose extinction, local sub-grain development, and minor

suturing of grain boundaries.

Plagioclase forms somewhat rounded subhedral to anhedral crystals mostly <1.5 mm (locally

glomeratic to almost 3 mm) that are mostly untwinned or poorly twinned, with small extinction angle

on 010 and slightly negative relief compared to quartz suggesting a composition near oligoclase

(An15-20?), likely primary. The crystals are mostly relatively unaltered or weakly altered at rims to

fine-grained clay?/sericite (subhedral flakes <20 um) or rarely epidote (subhedra up to 0.1 mm with

almost no colour suggesting low Fe content)

K-feldspar is variable in its distribution, ranging from almost absent in some chips to major in

others, forming scattered subhedra to 1.5 mm in the former and aggregates of ragged, interlocking

subhedra mostly <2 mm in the latter, commonly with “grid” twinning typical of microcline.

Relict clinopyroxene forms somewhat rounded, almost colourless subhedra mostly <0.6 mm

long (in aggregates up to about 2 mm) that are variably replaced, starting around the margins, by

secondary amphibole as fibrous subhedra mostly <0.2 mm long, with pale green pleochroism

suggestive of actinolitic composition. The pyroxene/actinolite is locally intergrown with greenish

brown, apparently primary amphibole as subhedra to 0.5 mm, likely hornblende. Both are locally

altered further to minor green secondary biotite or chlorite as matted randomly oriented flakes <35

um in size, or locally by epidote as aggregates to 0.6 mm of subhedra <0.15 mm long.

Accessory opaque oxides commonly associated with mafics are mostly magnetite or ilmeno-

magnetite (some crystals show weak anisotropism; magnetite includes local euhedral bladed

exsolution laths of ilmenite) as subhedra <0.5 mm (aggregates to 1.5 mm) generally partly oxidized

at rims to hematite as minute subhedral flakes <30 um in size. Rare pyrite forming sub/euhedra <0.1

mm with trace chalcopyrite inclusions <15 um in size is also associated with pyroxene sites.

In summary, most chips in this sample appear to be either hornblende-clinopyroxene quartz

gabbro or granite (depending on abundance of Kspar in them), partly altered to actinolitic amphibole,

minor epidote, clay?/sericite, biotite/chlorite, and with accessory magnetite partly oxidized to

hematite, trace pyrite and chalcopyrite.

8

HC-1: CLINOPYROXENE QUARTZ GABBRO AND QUARTZ SYENITE/GRANITE, WEAKLY

ALTERED TO AMPHIBOLE, EPIDOTE, CLAY?/SERICITE/HEMAITE; ACCESSORY

MAGNETITE, ILMENITE, SPHENE, PYRITE±CHALCOPYRITE

Sample consists of mostly flattish, angular chips <3 cm in diameter of mixture of fine-grained

dark grey, mafic or pink, granitic/syenitic intrusive rock. The rock chips are weakly magnetic, and

show no reaction to cold dilute HCl; about 1/3 show significant stain for K-feldspar in the etched

offcut. Modal mineralogy in polished thin section is approximately:

Gabbroic rock Granitic rock

Plagioclase (oligoclase?) 35% Kspar (mainly microcline) 60%

Clinopyroxene (aegirine-augite?) 35% Quartz (primary, minor secondary) 25%

Quartz (primary) 15% Clinopyroxene (sodic?) 10%

K-feldspar (primary) 10% Amphibole (after pyroxene, sodic?) 2-3%

Magnetite/ilmenite ~5% Epidote (after pyroxene?) 1-2%

Pyrite, trace chalcopyrite <1% Pyrite <1%

Clay?/sericite, hematite (after feldspars) <1% Clay?/sericite, hematite (after feldspars) <1%

Carbonate (fractures only, ankerite?) <1%

Ilmenite, rimmed by sphene <1%

As in previous samples, this sample appears to consist of two principal rock types, clinopyroxene

quartz gabbro (composed of plagioclase, pyroxene, quartz, variable K-feldspar and abundant opaque

oxides) and granite/quartz syenite (composed of K-feldspar, quartz, minor clinopyroxene partly

altered to amphibole, epidote and traces of sulfides, partly controlled along narrow quartz veins).

In the former, plagioclase forms subhedra mostly <1.5 mm in diameter (locally glomeratic to

almost 3 mm) that are mostly relatively fresh but grade to strongly clouded by minute (<15 um)

flecks of clay?/sericite and significant hematite, locally turning the feldspar reddish. Unaltered

crystals show extinction Y^010 around 6º and have relief just below quartz, suggesting oligoclase

An25. Clinopyroxene forms mainly subhedral crystals <1.5 mm in size (but in aggregates to ~3 mm)

with bright green colour (relatively weak pleochroism) suggestive of aegirine-augite (sodic)

composition. Th crystals vary from fresh (clear, unaltered) to cloudy (incipient alteration along

cleavages/rims, possibly to actinolitic amphibole but this is difficult to confirm). Quartz forms

somewhat rounded, subhedral crystals mostly <0.5 mm (aggregates to 1.5 mm), interstitial to other

minerals. Local K-feldspar forms similar sized, sub/euhedra with narrow (<20 um thick) inclusions

of plagioclase (perthite). Accessory magnetite (or ilmeno-magnetite?) forms sub/euhedra up to 1 mm

in size, partly oxidized at rims to hematite, especially where exsolution laths of ilmenite occur.

Traces of sulfide are mostly pyrite as sub/euhedra <0.2 mm with minute inclusions of chalcopyrite

<25 um, and finer, vermiform inclusions of two grey minerals (hematite/magnetite?).

In the latter, abundant K-feldspar typically forms interlocking subhedra up to about 3.5 mm in

diameter, locally displaying “grid” twinning of microcline, and also typically clouded by minute

particles of clay?/hematite, imparting a reddish colour to the mineral and the rock. Quartz is variable

in abundance, forming either somewhat rounded, highly fractured subhedra up to almost 3 mm across

(primary) or finer sub/anhedra mostly <0.3 mm (strongly recrystallized/strained, with undulose

extinction, sub-grain development, suturing of grain boundaries, mainly along irregular veinlets up to

0.5 mm thick, with epidote as ragged subhedra mostly <0.35 mm (pale yellow pleochroism indicating

moderate Fe content). Some of this epidote may be after clinopyroxene, which forms local subhedra

to 2.5 mm with less bright green colour than in the gabbro (but still possibly sodic), partly altered at

rims to secondary amphibole as subhedra mostly <0.3 mm long, with intense deep blue-green colour

suggestive of a sodic composition. Minor pyrite forms sub/euhedra <0.15 mm, partly after ilmenite

(subhedra to 0.15 mm) commonly partly or wholly mantled by sphene <50 um in size.

In summary, this sample consists of (sodic?) clinopyroxene quartz gabbro and quartz syenite,

partly altered to actinolitic (possibly sodic?) amphibole, epidote, minor quartz and carbonate (on

veins), with accessory magnetite, trace ilmenite/sphene, pyrite-trace chalcopyrite.

9

HC-2: MAINLY QUARTZ SYENITE (KSPAR-QUARTZ-MINOR PLAGIOCLASE-EPIDOTE-

CHLORITE-CARBONATE-ACCESSORY MAGNETITE/HEMATITE±PYRITE); LOCAL

AMPHIBOLE-BIOTITE-PREHNITE GNEISS

Sample consists of somewhat flattish rock chips up to almost 3 cm in diameter, mostly pink,

felsic intrusive but with lesser dark grey, mafic types. The rock chips are partly magnetic (mainly the

mafic ones), show no reaction to cold dilute HCl, and show major stain for K-feldspar in the etched

offcut (mainly the felsic ones). Modal mineralogy in polished thin section is approximately:

K-feldspar (mainly microperthitic) 50%

Quartz (mainly primary, minor secondary) 25%

Plagioclase (oligoclase?) 10%

Epidote 2-3%

Amphibole (actinolite?) 2-3%

Biotite 2-3%

Clay?/sericite, hematite (after feldspars) 2-3%

Magnetite, trace ilmenite exsolution laths 1-2%

Prehnite (?) 1-2%

Carbonate (ankerite?) 1%

Chlorite <1%


Most of the chips in this sample consist of relatively coarse-grained K-feldspar and quartz (the pink

felsic intrusive) with minor relict mafics (altered to amphibole or epidote, local carbonate) and

accessory magnetite. Minor gneissic chips consist of amphibole, biotite, prehnite and trace sulfides.

K-feldspar forms mostly subhedral crystals or broken shards up to almost 1 cm long, with

inclusions of plagioclase that are either microperthitic (<50 um thick) or subhedral, up to ~1.2 mm

long. Grid twinning is not obvious, so the Kspar host may be orthoclase. It is mostly unaltered

except for local sub-microscopic clay?/sericite/hematite particles dusting some crystals, or scattered

or microveinlet carbonate mostly <50 um in size.

Quartz is similarly coarse-grained, forming rounded subhedral crystals or angular shards up to

almost 7 mm in diameter, or aggregates of smaller anhedral crystals, included in or interstitial to

feldspar. The quartz is mostly moderately strained (shows moderate undulose extinction and sub-

grain development, only local suturing of grain boundaries).

Plagioclase is subordinate to minor, and forms subhedra rarely over 2 mm long with corroded

margins/terminations; twinning with small extinction angle on 010 and slightly negative relief

compared suggests it is likely about oligoclase, An20, in composition. Typically it is more altered

than Kspar, to euhedral flakes of sericite up to 0.1 mm, and local epidote as subhedra of similar size.

Most of the chips are leucocratic and contain few mafic minerals, except for relict sites with

ragged outlines ~1.5 mm across, now pseudomorphed by epidote (sub/euhedra locally up to 0.7 mm

long with moderate yellow pleochroism/Fe content), carbonate (subhedra to 0.2 mm that may be

ankerite since no reaction to HCl is observed in hand specimen), and minor chlorite (subhedra up to

0.5 mm that poikilitically enclose epidote and show brownish green colour/near-zero birefringence,

suggestive of F:M possibly around 0.5?). In one chip, amphibole as fibrous subhedra to 0.5 mm with

dark green pleochroism and small extinction angle (Fe-rich actinolite?) is intimately intergrown with

dark brown biotite (subhedral flakes mostly <0.3 mm) and patches/foliae of what appear to be

prehnite (?) as ragged subhedra mostly <0.2 mm in size. Accessory magnetite forming ragged

subhedra up to about 1.5 mm across is partly to largely replaced by fine-grained hematite as

randomly oriented subhedra mostly <35 um in size. In places the magnetite/hematite is further

replaced by minor pyrite (ragged subhedra <0.1 mm with rare inclusions of chalcopyrite <20 um).

In summary, this sample consists mostly of quartz syenite: coarse- to medium-grained Kspar-

quartz-minor plagioclase (partly sericite-epidote altered) and mafics (largely epidote-chlorite-

carbonate-amphibole altered), accessory magnetite (oxidized to hematite) and trace pyrite; one chip

consists of weakly foliated amphibole-biotite-prehnite gneiss.

10

HC-3: MAINLY QUARTZ SYENITE (KSPAR-QUARTZ-PLAGIOCLASE-CLINOPYROXENE-

HORNBLENDE-BIOTITE ALTERED TO EPIDOTE-AMPHBIOLE-CHLORITE-CARBONATE-

CLAY?/SERICITE, ACCESSORY MAGNETITE/HEMATITE±PYRITE)

Sample consists of somewhat flattish rock chips up to almost 3 cm in diameter, mostly pink,

felsic intrusive with minor dark grey, mafic types. The rock chips are partly magnetic (mainly the

mafic ones), show no reaction to cold dilute HCl, and show major stain for K-feldspar in the etched

offcut (mainly the felsic ones). Modal mineralogy in polished thin section is approximately:

K-feldspar (mainly microperthitic) 60%

Quartz (mainly primary, minor secondary) 15%

Plagioclase (oligoclase?) 10%

Clinopyroxene (relict) 5%

Epidote 2-3%

Amphibole (primary hornblende, secondary actinolite?) 2-3%

Biotite 1%

Clay?/sericite, hematite (after feldspars) 1%

Magnetite, trace ilmenite exsolution laths 1%

Carbonate (ankerite?) 1%

Chlorite <1%

Pyrite <1%

Most of the chips in this sample consist of medium/fine-grained K-feldspar and quartz (the pink felsic

intrusive) with lesser plagioclase (strongly altered to clay?/sericite), clinopyroxene (partly altered to

fine-grained actinolite, epidote, carbonate), hornblende altered to chlorite, plus accessory magnetite,

trace sulfides.

K-feldspar forms mostly ragged irregular subhedral crystals up to ~2 mm long, with thin (<50

um thick) microperthitic inclusions of plagioclase. Grid twinning is not obvious, so the Kspar host

may be orthoclase. It is mostly unaltered except for local sub-microscopic clay?/sericite/hematite

particles dusting some crystals, or scattered/microveinlet carbonate mostly <0.15 mm in size.

Quartz forms somewhat rounded to irregular subhedral crystals or angular shards up to about

2.5 mm in diameter, or aggregates of smaller anhedral crystals, included in or interstitial to feldspar.

The quartz is mostly moderately strained (shows moderate undulose extinction and sub-grain

development, only local suturing of grain boundaries, especially along veinlets of secondary quartz).

Plagioclase is subordinate, and forms subhedra rarely over 2 mm long with corroded

margins/terminations. Twinning with small extinction angle on 010 and slightly negative relief

compared suggests it is likely about oligoclase, An20, in composition. Typically it is more altered

than Kspar, to euhedral sericite flakes mostly <50 um, and local epidote as subhedra of similar size.

Most of the chips are leucocratic and contain only minor brownish amphibole (hornblende?)

with ragged outlines ~2 mm across, partly altered to chlorite (subhedra up to 0.25 mm that show pale

green pleochroism and near-zero birefringence, suggestive of F:M possibly around 0.5?), epidote

(sub/euhedra mostly <0.2 mm long with weak yellow pleochroism/low Fe content) , and minor

carbonate (subhedra to 0.2 mm that may be ankerite since no reaction to HCl is observed in hand

specimen). In a few chips, clinopyroxene forms rounded subhedra mostly <1 mm in size, locally

partly altered to fibrous amphibole <0.2 mm long with very pale green pleochroism and small

extinction angle (tremolite/actinolite?) and is intergrown with rare medium brown biotite (subhedral

flakes mostly <0.2 mm) and plagioclase largely (up to 90%) replaced by sericite. Accessory

magnetite forming ragged subhedra up to about 0.5 mm across is partly to largely replaced by fine-

grained hematite as randomly oriented subhedra mostly <30 um in size. In places the magnetite or

hematite may further replaced (?) by minor pyrite (ragged subhedra <0.2 mm).

In summary, this sample consists mostly of quartz syenite: fine- to medium-grained Kspar-

quartz-minor plagioclase (partly sericite-epidote altered) and mafics (clinopyroxene and hornblende,

rare biotite, partly epidote-chlorite-carbonate-amphibole altered), accessory magnetite (oxidized to

hematite) and trace pyrite.

11

HC-4: QUARTZ SYENITE (KSPAR-QUARTZ-EPIDOTE/CHLORITE ALTERED MAFICS,

TRACE PYRITE/CHALCOPYRITE) AND QUARTZ GABBRO (PLAGIOCLASE-CLINO/

ORTHOPYROXENE-HORNBLENDE-BIOTITE-QUARTZ-MAGNETITE-APATITE)

Sample consists of flattish angular chips up to about 2 cm diameter that are mainly fine-

grained and dark grey (more mafic) or locally coarser-grained, pinkish-white (more felsic) in

character. The rock chips are distinctly magnetic, and show no reaction to cold dilute HCl; the felsic

ones show abundant stain for K-feldspar in the etched offcut. Modal mineralogy in polished thin

section is approximately:

Plagioclase (sericitized, andesine?) 25%

K-feldspar (mainly primary, microperthite and microcline) 25%


Clinopyroxene (partly altered to amphibole) 10%

Amphibole (secondary, actinolitic?) 5%

(primary, hornblende?) 2%

Magnetite (minor ilmenite), hematite 2%

Serpentine (?) after pyroxene 1-2%

Chlorite (after biotite?) 1-2%

Epidote 1-2%

Carbonate (ankerite?) 1-2%

Orthopyroxene (hypersthene?) 1-2%

Biotite (partly chloritized) 1-2%


Apatite <1%

This sample, as in previous, is roughly divisible into chips composed mainly of Kspar and quartz

(minor relict mafics altered to epidote, chlorite and local sulfides), or mafic rock (plagioclase, quartz,

and variable mafics ranging from clino- and minor orthopyroxene, primary hornblende and minor

biotite, all locally altered to actinolitic amphibole and chlorite, plus accessory magnetite and apatite).

In the former, K-feldspar forming ragged or irregular subhedra up to about 2.5 mm shows

local “grid” twinning characteristic of microcline, but more commonly displays microperthitic texture

due to very thin (<25 um wide) included laminae of plagioclase. Most Kspar is relatively unaltered

but in places it is partly replaced by fine-grained sericite, epidote or carbonate all mostly <50 um.

Local plagioclase forms subhedra mainly <1.5 mm that are generally more strongly altered than

Kspar. Quartz forms ragged, irregular sub/anhedra or angular shards up to 3.5 mm, mostly with

relatively little strain as indicated by weak-moderate undulose extinction, minor sub-grain

development, and rare suturing of grain boundaries. Epidote forms subhedra to 0.2 mm with pale

yellow pleochroism indicative of moderate Fe content, chlorite forms subhedral flakes to 0.5 mm

with either strong green pleochroism and anomalous blue, length-slow birefringence (F:M around

0.6-0.7?) or weak pleochroism and anomalous green, length-fast birefringence (F:M around 0.4-0.5?).

Carbonate locally forms sub/euhedra to 0.5 mm, possibly ankerite since no reaction is seen in hand

specimen; it is not seen in contact with sulfides, which are mostly pyrite as sub/euhedra to 0.25 mm

(trace chalcopyrite <0.1 mm). Locally hematitic limonite appears due to oxidation of magnetite.

In the latter, plagioclase occurs as subhedra mostly <1.5 mm long that vary from almost fresh

(extinction on 010 up to 18 degrees and relief close to that of quartz indicates composition near

An35, andesine) to strongly replaced by sericite, minor epidote and carbonate as described above.

Clinopyroxene forms rounded subhedra mostly <1.5 mm with faint green colour and large extinction

angle (likely augite?), pseudomorphed in places by fine-grained fibrous pale green (actinolitic?)

amphibole, or locally serpentine (?), brown-green primary amphibole (hornblende?). Orthopyroxene

forms sub/euhedra to 1.5 mm with pale green to pink pleochroism (hypersthene?), minor biotite

forms sub/euhedral flakes to 1 mm with pale brown pleochroism, partly replaced by chlorite,

magnetite occurs as ragged irregular subhedra to 0.65 mm with exsolution laths of ilmenite <40 um

thick, both partly altered at margins to hematite. Apatite forms euhedral prisms <0.12 mm long.

12

HC-5: QUARTZ SYENITE (KSPAR-QUARTZ-MINOR PLAGIOCLASE) AND QUARTZ

GABBRO (RELICT PLAGIOCLASE-CLINOPYROXENE?-MINOR QUARTZ), ALTERED TO

ALBITE-SERICITE-CHLORITE-CARBONATE-HEMATITE-RUTILE±EPIDOTE

Sample consists of flattish angular chips of rock <2 cm in diameter that are mostly bright pink

felsic intrusive (~80%) with minor dark grey mafic intrusive (~20%). The rock chips are only locally

weakly magnetic, and show no reaction to cold dilute HCl, but most stain strongly for K-feldspar in

the etched offcut. Modal mineralogy in polished thin section is approximately:

K-feldspar (mainly microperthite, minor microcline) 55%

Quartz (mainly primary) 15%

Plagioclase (albitized, sericitized) 15%

Sericite 5%

Chlorite 5%

Carbonate (dolomite/ankerite?) 2-3%

Hematite, limonite 1%

Rutile <1%

Magnetite <1%

Epidote (after mafics), zoisite (after feldspars) <1%

Apatite trace

This section is somewhat over-thinned, making identifications difficult. Most chips consist of K-

feldspar, quartz and minor plagioclase; a lesser proportion consists of relict (chlorite-sericite-epidote-

carbonate-hematite altered) mafics and albitized/sericitized plagioclase, minor quartz and hematite.

In the former, interlocking ragged subhedra of Kspar up to 2 mm in diameter are mostly

microperthitic and lack “grid twinning, suggesting they are orthoclase (?). Minor finer-grained (<0.5

mm) sub/anhedral Kspar shows distinctive grid twinning characteristic of microcline. Quartz forms

ragged, irregular subhedra up to 3 mm long with moderate strain indicated by undulose extinction,

local sub-grain development, rare suturing of grain boundaries. Plagioclase is less abundant but

locally forms ragged subhedra <1 mm in size that tend to be more altered than Kspar, although all

feldspars locally show moderate replacement by fine-grained sericite (subhedral flakes mostly 25, but

up to 65 um), variable carbonate (ragged subhedra rarely over 0.1 mm) and in places an epidote-

group mineral (zoisite?) as minute euhedra mostly <20 um in size, with low/near-zero birefringence.

Where least altered, plagioclase shows twinning with extinction on 010 up to 12 degrees and negative

relief compared to quartz, suggestive of albite composition (possibly secondary). This rock type

appears to have been leucocratic, with only minor relict mafic sites altered to chlorite, sericite and

epidote all mostly <0.1 mm in size, partly stained in places by hematite or hematitic limonite

(microcrystalline to amorphous, mostly <5 um) plus local rutile (aggregates to 0.2 mm of minute

golden brown subhedra mostly <10 um in size).

In the latter, more mafic chips, relict plagioclase with subhedral outlines mostly <1.2 mm is

almost completely altered to sericite as randomly oriented, sub/euhedral flakes up to 75 um in size,

and mafics (likely originally mostly clinopyroxene, with rounded outlines mostly <2 mm in size) are

pseudomorphed by chlorite (subhedral flakes mostly <0.1 mm with dull olive green colour and weak

pleochroism, near-zero to weakly anomalous bluish-grey, length-slow birefringence indicative of

F:M around 0.5?), variable carbonate (ragged sub/anhedra <0.15 mm, possibly ankeritic since no

reaction is noted in hand specimen), sericite (subhedral flakes to 0.1 mm), and minute opaques

(mostly rutile and/or hematite as subhedra <15 um in size, aggregating to 0.1 mm). Magnetite occurs

as rare subhedra <0.2 mm long that are 90% replaced by hematite as sub/euhedra with random

orientations mostly <35 um long, and rare apatite forms slender acicular euhedra to 0.15 mm long.

Quartz is generally present as ragged, corroded-looking subhedra <0.5 mm (likely primary).

In summary, this sample appears to consist mainly of quartz syenite (abundant Kspar, both

microperthitic orthoclase and microcline, quartz and lesser relict plagioclase, minor relict mafics) and

lesser quartz gabbro (relict sericitized plagioclase, chlorite-carbonate-hematite-rutile altered mafics

that were likely originally clinopyroxene; minor accessory magnetite altered to hematite).

13

1029435: K-feldspar (Kf, mainly microcline) partly altered to very fine-grained carbonate (cb), clinopyroxene (cpx)

partly altered to epidote (ep), quartz (qz) and minor pyrrhotite (po, opaque). Transmitted light, crossed polars, field of

view 3.0 mm wide.

1029435R: Coarse-grained, abundant magnetite (mt) partly altered to/intergrown with hematite (hm), with quartz (qz),

relict clinopyroxene (cpx) largely replaced by amphibole (am). Reflected light, uncrossed polars, field of view 2.75 mm

wide.

14

1029414: Clinopyroxene (cpx) mantled and altered to amphibole (am), epidote (ep) or carbonate (cb), associated with

sphene (sp), with matrix of recrystallized/granulated quartz (qz). Transmitted light, crossed polars, field of view 3.0 mm

wide.

1029414-2: Granitic rock composed of quartz (qz), Kspar (Kf, microcline with grid twinning), relict plagioclase (pl,

altered to sericite, ser, and minor epidote, ep), biotite (bi), amphibole (am, likely hornblende), and clinopyroxene (cpx).

Transmitted light, crossed polars, field of view 3.0 mm wide.

15

1029430: Relict quartz gabbro (?) in which clinopyroxene is pseudomorphed by secondary amphibole (am) and

plagioclase (pl) exists as remnants only, mostly replaced by fine-grained epidote (ep), with accessory quartz (qz).

Transmitted light, crossed polars, field of view 3.0 mm wide.

1029430R: Fresh gabbro composed of clinopyroxene (cpx), interstitial plagioclase (pl) and accessory magnetite (mt)

locally with exsolution laths of ilmenite (il), local biotite (bi), and rare pyrite (py). Reflected light, uncrossed polars, field

of view 2.75 mm wide.

16

1029438: Granitic rock composed of quartz (qz), relatively little altered K-feldspar (Kf) and relict plagioclase (mostly

replaced by sericite, ser); minor mafic sites are replaced by biotite (bi) or limonite-stained muscovite. Transmitted light,

crossed polars, field of view 3.0 mm wide.

1029438R: Magnetite (mt) as ragged corroded remnants at the cores of subhedral crystals mostly replaced by hematite

(hm), associated with relict mafic sites now replaced mostly by biotite or limonite-stained muscovite (ms) and epidote

(ep), in matrix of quartz (qz) and feldspar (fs). Reflected light, uncrossed polars, field of view 2.75 mm wide.

17

1029443: Quartz gabbro composed of plagioclase (pl) slightly altered around margins to clay?/sericite, clinopyroxene

(cpx) altered at margins to actinolitic amphibole (am), quartz (qz) and hornblende (hb) plus accessory opaque oxides

(magnetite partly oxidized to hematite). Transmitted plane light, field of view 3.0 mm wide.

1029443-2: Granitic rock composed of abundant K-feldspar (Kf, mostly “grid” twinned microcline), quartz (qz) and

clay?-sericite altered plagioclase (pl), minor relict mafic sites altered to epidote (ep). Transmitted light, crossed polars,

field of view 3.0 mm wide.

18

HC-1: Granite/quartz syenite composed of coarse, hematite-stained Kspar (Kf) and quartz (qz) plus local green (sodic?)

clinopyroxene (cpx) rimmed by intense green (sodic?) amphibole, all cut by hairline carbonate (cb) fractures.

Transmitted plane light, field of view 3.0 mm wide.

HC-1R: Quartz gabbro composed of clinopyroxene (cpx), plagioclase (pl), quartz (qz), and accessory magnetite (mt)

locally partly replaced (?) by pyrite (py) with minute inclusions of vermiform magnetite/hematite, or discrete chalcopyrite

(cp). Reflected light, uncrossed polars, field of view 2.75 mm wide.

19

HC-2: Weakly foliated amphibole (am)-biotite (bi)-prehnite? (pr?) gneiss with traces of monazite or sphene (mz?)

surrounded by dark brown radiation damaged pleochroic haloes in biotite. Transmitted plane light, field of view 3.0 mm

wide.

HC-2R: Coarse magnetite (mt) mostly altered to fine-grained hematite (hm) and in places further altered to pyrite (py)

along fractures cutting the host coarse quartz (qz) and plagioclase (pl) partly altered to flakes of sericite. Reflected light,

uncrossed polars, field of view 2.75 mm wide.

20

HC-3 Quartz syenite composed of quartz (QZ), Kspar (Kf), minor plagioclase (pl), and local relict mafics pseudomorphed

by epidote (ep), chlorite (ch), possible secondary quartz (qz) and hematite (opaque). Transmitted plane light, field of

view 3.0 mm wide.

HC-4: Chips of relatively fresh to altered mafic rock (quartz gabbro?) composed of clinopyroxene (cpx) locally altered to

actinolitic amphibole (am), orthopyroxene (opx, hypersthene), hornblende (hb), biotite (bi) partly altered to chlorite (ch),

plagioclase (pl), quartz (qz), accessory magnetite (mt) and apatite (ap), local carbonate (cb). Transmitted plane light, field

of view 3.0 mm wide.

21

HC-4R: Strongly altered granite/quartz syenite composed of quartz (qz), relict mafics, Kspar and plagioclase altered to

sericite or muscovite (ms) and epidote (ep) associated with pyrite (py) and minor chalcopyrite (cp). Reflected light,

uncrossed polars, field of view 2.25 mm wide.

HC-5: Quartz syenite composed of quartz (QZ), Kspar (KF, mostly orthoclase microperthite?) and minor interstitial

plagioclase (pl), cut by narrow veinlet of secondary quartz (qz). Transmitted light, crossed polars, field of view 3.0 mm

wide.

22

HC-5-2: Relict quartz gabbro (?) in which former plagioclase is pseudomorphed by sericite (ser) and former pyroxene (?)

by chlorite-carbonate-rutile/hematite (ch-cb; minute opaques), with minor interstitial, likely primary, quartz (qz).

Transmitted plane light, field of view 3.0 mm wide.

Overview of thin sections and offcuts (blue semi-circle marks photomicrograph locations).

QUANTITATIVE PHASE ANALYSIS OF FIVE POWDER SAMPLES USING THE RIETVELD METHOD AND X-RAY POWDER DIFFRACTION DATA.

(Project: Vector Peru – Uruguay Aratiri 2-21-907)

Ivy Rajan Maxxam Analytics Inc. 4606 Canada Way Burnaby, BC V5G 1K5

Mati Raudsepp, Ph.D. Elisabetta Pani, Ph.D. Jenny Lai, B.Sc. Dept. of Earth & Ocean Sciences 6339 Stores Road The University of British Columbia Vancouver, BC V6T 1Z4 December 15, 2010

EXPERIMENTAL METHOD

The five samples of Vector Peru – Uruguay Aratiri were reduced to the optimum grain-size

range for quantitative X-ray analysis (<10 m) by grinding under ethanol in a vibratory

McCrone Micronising Mill for 7 minutes. Step-scan X-ray powder-diffraction data were

collected over a range 3-80°2 with CoKa radiation on a Bruker D8 Focus Bragg-Brentano

diffractometer equipped with an Fe monochromator foil, 0.6 mm (0.3°) divergence slit, incident-

and diffracted-beam Soller slits and a LynxEye detector. The long fine-focus Co X-ray tube was

operated at 35 kV and 40 mA, using a take-off angle of 6°.

RESULTS

The X-ray diffractograms were analyzed using the International Centre for Diffraction

Database PDF-4 and Search-Match software by Siemens (Bruker). X-ray powder-diffraction data

of the samples were refined with Rietveld program Topas 4.2 (Bruker AXS). The results of

quantitative phase analysis by Rietveld refinements are given in Table 1. These amounts

represent the relative amounts of crystalline phases normalized to 100%. The Rietveld

refinement plots are shown in Figures 1 – 5.

Table 1. Results of quantitative phase analysis (wt.%)

Mineral Ideal Formula HC-1 HC-2 HC-3 HC-4 HC-5

Quartz SiO2 13.8 32.4 26.3 21.7 33.4

Clinochlore (Mg,Fe2+)5Al(Si3Al)O10(OH)8 3.1 3.6 3.1 7.5 4.3

Muscovite KAl2AlSi3O10(OH)2 4.8

Biotite K(Mg,Fe2+)3AlSi3O10(OH)2 1.4 1.0 1.3 2.7 0.8

Talc Mg3Si4O10(OH)2 0.5 1.2 1.3

Actinolite Ca2(Mg,Fe2+)5Si8O22(OH)2 8.6 2.4 1.6 9.6

K-feldspar KAlSi3O8 10.4 24.5 19.8 9.6 23.6

Plagioclase NaAlSi3O8 – CaAl2Si2O8 20.1 23.8 38.4 30.0 29.2

Calcite CaCO3 2.2 0.8 1.6 0.3 1.5

Augite (Ca,Na)(Mg,Fe,Al,Ti)(Si,Al)2O6 32.6 3.3 3.5 9.5 1.0

Clinozoisite Ca2Al3(SiO4)3(OH) 3.6 3.0 3.2 3.7 1.3

Almandine Fe32+Al2(SiO4)3 0.8 1.1 0.8

Hematite α-Fe2O3 3.6 0.2

Magnetite Fe3O4 3.4 3.3

Total 100.0 100.0 100.0 100.0 100.0

2Th Degrees80787674727068666462605856545250484644424038363432302826242220181614121086

Cou

nts

12,000

10,000

8,000

6,000

4,000

2,000

0

-2,000

1MaxxamAratiri_HC-1.raw Quartz low 13.83 %Clinochlore II 3.13 %Augite 32.55 %Microcline ordered 10.36 %Albite low, calcian 20.08 %Actinolite 8.65 %Calcite 2.22 %Clinozoisite 3.57 %Magnetite 3.43 %Biotite 1M 1.42 %Almandine, calcian 0.78 %

Figure 1. Rietveld refinement plot of sample “HC-1” (blue line - observed intensity at each step; red line - calculated pattern; solid grey line below – difference between observed and calculated intensities; vertical bars, positions of all Bragg reflections). Coloured lines are individual diffraction patterns of all phases.

2Th Degrees80787674727068666462605856545250484644424038363432302826242220181614121086

Cou

nts

26,000

24,000

22,000

20,000

18,000

16,000

14,000

12,000

10,000

8,000

6,000

4,000

2,000

0

-2,000

-4,000

2MaxxamAratiri_HC-2.raw_1 Quartz low 32.39 %Clinochlore II 3.56 %Microcline ordered 24.49 %Actinolite 2.43 %Calcite 0.81 %Clinozoisite 3.02 %Hematite 3.62 %Biotite 1M 1.03 %Albite low 23.77 %Almandine, calcian 1.08 %Augite 3.29 %Talc 1A ? 0.52 %


2Th Degrees787674727068666462605856545250484644424038363432302826242220181614121086

Cou

nts

22,000

20,000

18,000

16,000

14,000

12,000

10,000

8,000

6,000

4,000

2,000

0

-2,000

-4,000

3MaxxamAratiri_HC-3.raw_1 Quartz low 26.27 %Microcline ordered 19.82 %Albite low 38.38 %Calcite 1.61 %Clinochlore II 3.09 %Augite 3.51 %Talc 1A 1.16 %Clinozoisite 3.24 %Actinolite 1.58 %Biotite 1M 1.34 %


2Th Degrees787674727068666462605856545250484644424038363432302826242220181614121086

Cou

nts

18,000

16,000

14,000

12,000

10,000

8,000

6,000

4,000

2,000

0

-2,000

4MaxxamAratiri_HC-4.raw_1 Quartz low 21.71 %Clinochlore II 7.53 %Microcline ordered 9.60 %Actinolite 9.59 %Calcite 0.28 %Clinozoisite 3.66 %Albite low, calcian 30.03 %Augite 9.52 %Biotite 1M 2.67 %Talc 1A 1.27 %Magnetite 3.30 %Almandine, calcian 0.84 %


2Th Degrees787674727068666462605856545250484644424038363432302826242220181614121086

Cou

nts

28,000

26,000

24,000

22,000

20,000

18,000

16,000

14,000

12,000

10,000

8,000

6,000

4,000

2,000

0

-2,000

-4,000

5MaxxamAratiri_HC-5.raw_1 Quartz low 33.37 %Microcline ordered 23.60 %Albite low 29.17 %Calcite 1.46 %Clinochlore II 4.26 %Augite 1.04 %Clinozoisite 1.30 %Hematite ? 0.22 %Biotite 1M 0.75 %Muscovite 2M1 4.83 %


QUANTITATIVE PHASE ANALYSIS OF ONE POWDER SAMPLE USING THE RIETVELD METHOD AND X-RAY POWDER DIFFRACTION DATA.

Client: Ausenco Vector (Peru) Project: Uruguay-Aratiri ARD Project No: 2-21-900

Ivy Rajan Maxxam Analytics Inc. 4606 Canada Way Burnaby, BC V5G 1K5

Mati Raudsepp, Ph.D. Elisabetta Pani, Ph.D. Jenny Lai, B.Sc. Edith Czech, M.Sc. Dept. of Earth & Ocean Sciences 6339 Stores Road The University of British Columbia Vancouver, BC V6T 1Z4 February 4, 2011

EXPERIMENTAL METHOD

The sample A12978 of Ausenco Vector Peru – Uruguay Aratiri was reduced to the

optimum grain-size range for quantitative X-ray analysis (<10 m) by grinding under ethanol in

a vibratory McCrone Micronising Mill for 7 minutes. Step-scan X-ray powder-diffraction data

were collected over a range 3-80°2 with CoKa radiation on a Bruker D8 Focus Bragg-Brentano

diffractometer equipped with an Fe monochromator foil, 0.6 mm (0.3°) divergence slit, incident-

and diffracted-beam Soller slits and a LynxEye detector. The long fine-focus Co X-ray tube was

operated at 35 kV and 40 mA, using a take-off angle of 6°.

RESULTS

The X-ray diffractogram was analyzed using the International Centre for Diffraction Database

PDF-4 and Search-Match software by Siemens (Bruker). X-ray powder-diffraction data of the

sample were refined with Rietveld program Topas 4.2 (Bruker AXS). The results of quantitative

phase analysis by Rietveld refinements are given in Table 1. These amounts represent the

relative amounts of crystalline phases normalized to 100%. The Rietveld refinement plot is

shown in Figure 1.

Table 1. Results of quantitative phase analysis (wt.%)

Mineral Ideal Formula A12978

Quartz SiO2 42.2

Clinochlore (Mg,Fe2+)5Al(Si3Al)O10(OH)8 3.3

Talc Mg3Si4O10(OH)2 1.8

Biotite K(Mg,Fe)3(AlSi3O10)(OH)2 1.4

Actinolite Ca2(Mg,Fe)5Si8O22(OH)2 7.9

K-feldspar KAlSi3O8 11.0

Plagioclase NaAlSi3O8 – CaAl2Si2O8 7.3

Calcite CaCO3 1.1

Augite (Ca,Na)(Mg,Fe,Al,Ti)(Si,Al)2O6 11.4

Clinozoisite Ca2Al3(SiO4)3(OH) 2.8

Hematite α-Fe2O3 3.4

Magnetite Fe3O4 6.6

Total 100.0

2Th Degrees80787674727068666462605856545250484644424038363432302826242220181614121086

Cou

nts

36,000

34,000

32,000

30,000

28,000

26,000

24,000

22,000

20,000

18,000

16,000

14,000

12,000

10,000

8,000

6,000

4,000

2,000

0

-2,000

-4,000

-6,000

MaxxamA12978.raw Quartz 42.19 %Magnetite 6.57 %Albite low 7.29 %Clinochlore II 3.29 %Talc 1A 1.76 %Calcite 1.09 %Hematite 3.40 %Augite 11.36 %Microcline ordered 11.02 %Biotite 1M 1.40 %Clinozoisite 2.76 %Actinolite 7.88 %

Figure 1. Rietveld refinement plot of sample “A12978” (blue line - observed intensity at each step; red line - calculated pattern; solid grey line below – difference between observed and calculated intensities; vertical bars, positions of all Bragg reflections). Coloured lines are individual diffraction patterns of all phases.

Client: Ausenco Vector Page 1 of 10

Client Project Name: Uruguay AratiriLeachate Chemistry of HC-1; Sample ID: Composite of 2 samples (1029455 & 1029452)

pH Meter

EC Meter

Auto Turbidity

Titration & Calculation

Calculated from Ca & Mg

By CVAF method

Sampling DateWeek No.

Input Vol.

Output Vol. pH EC Sulphate

Total Alkalinity (to pH 4.5)

Hardness as CaCO3

Aluminum (Al)

Antimony (Sb)

Arsenic (As)

Barium (Ba)

Beryllium (Be)

Bismuth (Bi)

Boron (B)

Cadmium (Cd)

Cesium (Cs)

Chromium (Cr)

Cobalt (Co)

Copper (Cu)

Iron (Fe)

Lanthanum (La)

Lead (Pb)

Lithium (Li)

Manganese (Mn)

Molybdenum (Mo)

Nickel (Ni)

Phosphorus (P)

Rubidium (Rb)

Selenium (Se)

Silicon (Si)

Silver (Ag)

Strontium (Sr)

Tellurium (Te)

Thallium (Tl)

Thorium (Th)

Tin (Sn)

Titanium (Ti)

Tungsten (W)

Uranium (U)

Vanadium (V)

Zinc (Zn)

Zirconium (Zr)

Calcium (Ca)

Magnesium (Mg)

Potassium (K)

Sodium (Na)

Mercury (Hg) Anions Cations Balance

ml ml pH Units µS/cm mg/L to pH 4.5 to pH 8.3 mg CaCO3/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L µg/L (%)5 5 0.5 0.5 1 0.5 0.5 0.5 0.2 0.0002 0.00002 0.00002 0.00002 0.00001 0.000005 0.05 0.000005 0.00005 0.0001 0.000005 0.00005 0.001 0.00005 0.000005 0.0005 0.00005 0.00005 0.00002 0.002 0.00005 0.00004 0.1 0.000005 0.00005 0.00002 0.000002 0.00001 0.00001 0.0005 0.00001 0.000002 0.0002 0.0001 0.0001 0.05 0.05 0.1 0.05 0.002

8-Nov-10 0 750 710 9.51 64 1 #N/A #N/A 25 11 0.145 0.00012 0.00066 0.00209 <0.00001 <0.000005 <0.05 0.000007 <0.00005 0.0001 0.000038 0.001 0.019 0.00011 0.000096 0.0008 0.00339 0.0086 0.0006 0.006 0.00121 0.00066 0.9 <0.000005 0.0337 <0.00002 0.000003 0.000019 0.00003 <0.0005 0.0139 0.000709 0.0036 0.0006 <0.0001 4.33 0.1 0.45 7.55 0.015 0.52 0.58 -5.46

15-Nov-10 1 500 485 9.29 65 4 #N/A #N/A 26 11 0.105 0.00015 0.00061 0.0016 <0.00001 <0.000005 <0.05 0.00001 <0.00005 <0.0001 0.000012 0.00049 0.008 <0.00005 0.00009 0.0013 0.0055 0.0161 0.00106 <0.002 0.00087 0.00097 0.9 <0.000005 0.0424 <0.00002 0.000005 <0.000005 <0.00001 <0.0005 0.0137 0.00573 0.0047 <0.0001 <0.0001 4.34 0.12 0.34 8.29 0.01 0.60 0.61 -0.36

22-Nov-10 2 500 485 9.18 49 2 #N/A #N/A 22 9 0.0928 0.00015 0.00049 0.00137 <0.00001 <0.000005 <0.05 <0.000005 <0.00005 0.0002 0.000006 0.00047 0.006 <0.00005 0.000093 0.001 0.00537 0.0146 0.00036 0.008 0.00071 0.00058 0.8 <0.000005 0.0379 <0.00002 0.000003 0.000005 0.00002 <0.0005 0.00915 0.00836 0.0045 0.0004 <0.0001 3.44 0.1 0.26 5.17 0.025 0.48 0.42 6.59

29-Nov-10 3 500 490 9.10 41 2 #N/A #N/A 21 10 0.0929 0.00011 0.00042 0.00159 <0.00001 <0.000005 <0.05 <0.000005 <0.00005 <0.0001 0.000008 0.00046 0.008 <0.00005 0.000085 0.0009 0.00587 0.0071 0.00025 <0.002 0.00063 0.00035 0.9 <0.000005 0.0356 <0.00002 0.000003 <0.000005 <0.00001 <0.0005 0.00419 0.00676 0.0044 0.0002 <0.0001 3.84 0.1 0.23 3.9 <0.002 0.46 0.39 8.91

6-Dec-10 4 500 495 8.92 39 2 #N/A #N/A 19 11 0.0869 0.00009 0.00037 0.00162 <0.00001 <0.000005 <0.05 <0.000005 <0.00005 <0.0001 0.000008 0.00024 0.005 <0.00005 0.000075 0.0008 0.00616 0.00485 0.00017 <0.002 0.00067 0.00027 0.8 <0.000005 0.0388 <0.00002 0.000003 <0.000005 <0.00001 <0.0005 0.00274 0.00702 0.0035 0.0002 <0.0001 4.04 0.12 0.22 2.98 <0.002 0.42 0.36 8.34

13-Dec-10 5 500 485 8.99 35 2 #N/A #N/A 18 11 0.0907 0.00007 0.0003 0.00137 <0.00001 <0.000005 <0.05 <0.000005 <0.00005 <0.0001 <0.000005 0.00022 0.004 <0.00005 0.00007 0.0007 0.00552 0.00324 0.00012 <0.002 0.00052 0.00025 0.7 <0.000005 0.0378 <0.00002 0.000003 <0.000005 <0.00001 <0.0005 0.00189 0.00552 0.0029 <0.0001 <0.0001 4.22 0.11 0.17 2.24 <0.002 0.40 0.33 9.53

20-Dec-10 6 500 480 8.96 36 1 #N/A #N/A 17 12 0.0879 0.00006 0.0003 0.00148 <0.00001 <0.000005 <0.05 <0.000005 <0.00005 <0.0001 0.000007 0.00142 0.004 <0.00005 0.000067 0.0005 0.00551 0.00237 0.0001 <0.002 0.00055 0.00027 0.7 <0.000005 0.039 <0.00002 0.000003 <0.000005 <0.00001 0.0007 0.00151 0.00517 0.0029 0.0004 <0.0001 4.76 0.13 0.16 1.85 <0.002 0.36 0.34 2.55

27-Dec-10 7 500 490 8.71 34 1 #N/A #N/A 17 11 0.08 0.00004 0.00051 0.00161 <0.00001 <0.000005 <0.05 <0.000005 <0.00005 0.0001 <0.000005 0.00012 0.003 <0.00005 0.000057 0.0006 0.00537 0.00129 0.00011 <0.002 0.00051 0.00017 0.6 <0.000005 0.0383 <0.00002 0.000002 <0.000005 0.00002 <0.0005 0.00097 0.00402 0.0024 0.0002 <0.0001 4.3 0.13 0.14 1.31 <0.002 0.36 0.30 10.04

3-Jan-11 8 500 470 8.61 31 1 #N/A #N/A 15 12 0.0851 0.00005 0.00025 0.00169 <0.00001 <0.000005 <0.05 <0.000005 <0.00005 <0.0001 0.000012 0.00056 0.006 <0.00005 0.000114 0.0005 0.00575 0.00195 0.00026 0.002 0.00047 0.00024 0.6 <0.000005 0.037 <0.00002 0.000003 0.000009 0.00003 <0.0005 0.00103 0.00364 0.0028 0.0026 <0.0001 4.4 0.11 0.24 1.13 <0.002 0.32 0.29 4.39

10-Jan-11 9 500 485 8.85 32 2 #N/A #N/A 16 13 0.0865 0.00004 0.00024 0.00186 <0.00001 <0.000005 <0.05 <0.000005 <0.00005 <0.0001 0.000006 0.00021 0.008 <0.00005 0.000101 0.0005 0.00525 0.0015 0.00011 <0.002 0.00045 0.00023 0.7 0.000018 0.0379 <0.00002 0.000002 <0.000005 0.00001 <0.0005 0.00094 0.0035 0.0019 0.0008 <0.0001 4.79 0.12 0.12 0.91 0.007 0.36 0.30 9.05

17-Jan-11 10 500 490 8.85 33 1 #N/A #N/A 16 12 0.0874 0.00004 0.00024 0.00181 <0.00001 <0.000005 <0.05 <0.000005 <0.00005 <0.0001 0.000005 0.00019 0.006 <0.00005 0.000086 0.0005 0.00576 0.00136 0.00007 <0.002 0.00046 0.0002 0.6 0.000006 0.0459 <0.00002 0.000002 <0.000005 <0.00001 <0.0005 0.00084 0.00336 0.0023 0.0002 <0.0001 4.77 0.12 0.12 0.79 <0.002 0.34 0.30 7.13

24-Jan-11 11 500 485 8.64 31 1 #N/A #N/A 16 12 0.0845 0.00004 0.0006 0.00138 <0.00001 <0.000005 <0.05 0.000005 <0.00005 <0.0001 0.000007 0.00037 0.003 <0.00005 0.000083 0.0007 0.00546 0.00074 0.00011 <0.002 0.00047 0.00022 0.6 <0.000005 0.0413 <0.00002 0.000007 <0.000005 0.00001 <0.0005 0.00048 0.00297 0.0018 0.0002 <0.0001 4.62 0.12 0.11 0.64 <0.002 0.34 0.28 9.66

31-Jan-11 12 500 495 8.76 34 2 #N/A #N/A 16 15 0.0871 0.00004 0.00018 0.00201 <0.00001 <0.000005 <0.05 0.000008 <0.00005 <0.0001 0.000025 0.00077 0.004 <0.00005 0.000088 0.0005 0.00512 0.00084 0.00007 <0.002 0.00048 0.00032 0.6 <0.000005 0.0433 <0.00002 0.000004 <0.000005 <0.00001 <0.0005 0.00053 0.00363 0.0019 0.001 <0.0001 5.6 0.14 0.11 0.58 <0.002 0.36 0.33 4.72

7-Feb-11 13 500 500 8.78 32 3 #N/A #N/A 16 13 0.0763 0.00003 0.0002 0.00149 <0.00001 <0.000005 <0.05 <0.000005 <0.00005 <0.0001 <0.000005 0.00023 0.003 <0.00005 0.00008 0.0006 0.00498 0.00126 0.00005 <0.002 0.00043 0.0002 0.5 <0.000005 0.0417 <0.00002 0.000002 <0.000005 <0.00001 <0.0005 0.0005 0.00305 0.0017 0.0001 <0.0001 4.94 0.13 0.12 0.47 <0.002 0.38 0.29 13.84

14-Feb-11 14 500 495 8.78 32 2 #N/A #N/A 16 14 0.0774 0.00004 0.00022 0.00136 <0.00001 <0.000005 <0.05 <0.000005 <0.00005 <0.0001 <0.000005 0.00018 0.003 <0.00005 0.000082 <0.0005 0.00486 0.00091 0.00007 <0.002 0.00048 0.00017 0.6 0.000009 0.0404 <0.00002 0.000002 <0.000005 0.00002 <0.0005 0.00048 0.00343 0.0018 0.0002 <0.0001 5.22 0.14 0.11 0.44 <0.002 0.36 0.30 8.85

21-Feb-11 15 500 485 8.92 31 <1 #N/A #N/A 15 12 0.0781 0.00007 0.00022 0.00129 <0.00001 <0.000005 <0.05 <0.000005 <0.00005 <0.0001 0.000005 0.00037 0.003 <0.00005 0.000062 <0.0005 0.00467 0.00087 0.00009 0.009 0.00034 0.00021 0.5 <0.000005 0.0372 <0.00002 0.000002 <0.000005 0.00001 <0.0005 0.00046 0.00282 0.0017 0.0005 <0.0001 4.71 0.12 0.1 0.41 <0.002 0.30 0.27 4.48

28-Feb-11 16 500 490 8.77 31 1 #N/A #N/A 16 0.34 0.00 100.00

7-Mar-11 17 500 485 8.70 32 #N/A #N/A 15 0.30 0.00 100.00

14-Mar-11 18 500 0.00 0.00 #¡DIV/0!

21-Mar-11 19 500 0.00 0.00 #¡DIV/0!

Proposed weeks of testing: 20 weeks (includes week-0).Invoice to be emailed only

Ion Balance

LimitsUnits

Acidity (mg CaCO3/L)

Method: Titration & Calculation

Dissolved Metals by ICP-MS & Hg by CVAF method


Client Project Name: Uruguay Aratiri

Leachate Chemistry of HC-2; Sample ID:Composite of 3 samples (1029448, 1029464, &1029462)

pH Meter

EC Meter

Auto Turbidity



By CVAF method


Input Vol.



Hardness as CaCO3

Aluminum (Al)

Antimony (Sb)

Arsenic (As)

Barium (Ba)

Beryllium (Be)

Bismuth (Bi)

Boron (B)

Cadmium (Cd)

Cesium (Cs)

Chromium (Cr) Cobalt (Co)

Copper (Cu)

Iron (Fe)

Lanthanum (La)

Lead (Pb)

Lithium (Li)

Manganese (Mn)

Molybdenum (Mo)

Nickel (Ni)

Phosphorus (P)

Rubidium (Rb)

Selenium (Se)

Silicon (Si)

Silver (Ag)

Strontium (Sr)

Tellurium (Te)

Thallium (Tl)

Thorium (Th)

Tin (Sn)

Titanium (Ti)

Tungsten (W)

Uranium (U)

Vanadium (V)

Zinc (Zn)

Zirconium (Zr)

Calcium (Ca)

Magnesium (Mg)

Potassium (K)

Sodium (Na)

Mercury (Hg; by CVAF) Anions Cations Balance

ml ml pH Units µS/cm mg/L to pH 4.5 to pH 8.3 mg CaCO3/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L µg/L (%)ICP MS Detection


Ion Balance


Units


5 5 0.5 0.5 1 0.5 0.5 0.5 0.2 0.0002 0.00002 0.00002 0.00002 0.00001 0.000005 0.05 0.000005 0.00005 0.0001 0.000005 0.00005 0.001 0.00005 0.000005 0.0005 0.00005 0.00005 0.00002 0.002 0.00005 0.00004 0.1 0.000005 0.00005 0.00002 0.000002 0.00001 0.00001 0.0005 0.00001 0.000002 0.0002 0.0001 0.0001 0.05 0.05 0.1 0.05 0.0028-Nov-10 0 750 620 9.34 67 2 #N/A #N/A 22 17 0.101 0.0001 0.00106 0.00497 <0.00001 <0.000005 <0.05 <0.000005 <0.00005 0.0003 0.000134 0.00437 0.006 <0.00005 0.000185 0.001 0.00455 0.0016 0.00241 0.007 0.00206 0.00072 1.6 <0.000005 0.0299 <0.00002 0.000007 <0.000005 0.00008 <0.0005 0.0074 0.000236 0.0019 0.0015 <0.0001 5.17 0.88 1.21 4.07 0.015 0.48 0.55 -6.63

15-Nov-10 1 500 480 8.95 59 5 #N/A #N/A 23 15 0.0716 0.00049 0.00114 0.0111 <0.00001 <0.000005 <0.05 0.000019 <0.00005 0.0001 0.00005 0.00192 0.01 <0.00005 0.000148 0.0045 0.0122 0.0391 0.00212 0.003 0.00257 0.0104 1.5 <0.000005 0.0483 <0.00002 0.000008 <0.000005 0.00002 <0.0005 0.00141 0.0444 0.0011 0.0001 <0.0001 4.97 0.68 1.06 4.72 0.01 0.56 0.55 1.72

22-Nov-10 2 500 500 8.80 54 2 #N/A #N/A 24 16 0.0566 0.00042 0.00094 0.012 <0.00001 <0.000005 <0.05 0.000013 <0.00005 0.0002 0.000016 0.00074 0.007 <0.00005 0.000096 0.0039 0.0126 0.0259 0.00039 0.008 0.00252 0.00504 1.5 <0.000005 0.0431 <0.00002 0.000007 <0.000005 0.00002 <0.0005 0.0015 0.0676 0.001 0.0004 <0.0001 5.22 0.63 0.96 3.39 0.019 0.52 0.49 3.00

29-Nov-10 3 500 475 8.74 46 2 #N/A #N/A 22 15 0.075 0.00034 0.00112 0.0117 <0.00001 <0.000005 <0.05 0.000013 <0.00005 <0.0001 0.000015 0.0005 0.009 <0.00005 0.000131 0.0032 0.0114 0.0163 0.00019 <0.002 0.00249 0.00253 1.4 <0.000005 0.0413 <0.00002 0.000006 <0.000005 0.00001 <0.0005 0.00085 0.08 0.0013 0.0002 <0.0001 4.77 0.64 0.93 2.54 <0.002 0.48 0.43 5.20

6-Dec-10 4 500 495 8.65 46 2 #N/A #N/A 22 16 0.0655 0.0003 0.00079 0.0134 <0.00001 <0.000005 <0.05 0.000011 <0.00005 0.0001 0.00002 0.0004 0.007 <0.00005 0.000135 0.0027 0.0138 0.0131 0.00009 <0.002 0.00252 0.00173 1.4 <0.000005 0.0442 <0.00002 0.000006 <0.000005 0.00001 0.0007 0.00051 0.0932 0.0011 0.0003 <0.0001 5.2 0.7 0.94 1.96 <0.002 0.48 0.43 5.16

13-Dec-10 5 500 500 8.68 44 1 #N/A #N/A 21 16 0.0729 0.00027 0.00076 0.0129 <0.00001 <0.000005 <0.05 <0.000005 <0.00005 0.0002 0.000009 0.00024 0.007 <0.00005 0.000137 0.0022 0.0131 0.00941 0.00012 <0.002 0.00229 0.00131 1.2 <0.000005 0.0427 <0.00002 0.000007 <0.000005 0.00001 0.0006 0.00034 0.0809 0.0008 0.0002 <0.0001 5.25 0.7 0.83 1.54 <0.002 0.44 0.42 2.82

20-Dec-10 6 500 485 8.67 43 2 #N/A #N/A 20 16 0.0739 0.00027 0.00072 0.0132 <0.00001 <0.000005 <0.05 <0.000005 <0.00005 <0.0001 0.000008 0.00059 0.006 <0.00005 0.000162 0.002 0.0111 0.00914 0.00006 <0.002 0.00229 0.00132 1.1 <0.000005 0.0468 <0.00002 0.000006 <0.000005 0.00008 0.0005 0.00037 0.0875 0.0009 0.0001 <0.0001 5.13 0.67 0.79 1.2 <0.002 0.44 0.39 5.91

27-Dec-10 7 500 495 8.74 37 2 #N/A #N/A 19 14 0.0698 0.00018 0.00057 0.0121 <0.00001 <0.000005 <0.05 0.000005 <0.00005 0.0003 0.000013 0.00032 0.006 <0.00005 0.000183 0.0015 0.0114 0.00505 0.00067 <0.002 0.00185 0.00076 0.9 <0.000005 0.0401 <0.00002 0.000006 <0.000005 0.00015 <0.0005 0.00023 0.0647 0.0008 0.0008 <0.0001 4.51 0.6 0.68 0.85 <0.002 0.42 0.34 11.13

ICP MS Detection Limits

27 Dec 10 7 500 495 8.74 37 2 #N/A #N/A 19 14 0.0698 0.00018 0.00057 0.0121 <0.00001 <0.000005 <0.05 0.000005 <0.00005 0.0003 0.000013 0.00032 0.006 <0.00005 0.000183 0.0015 0.0114 0.00505 0.00067 <0.002 0.00185 0.00076 0.9 <0.000005 0.0401 <0.00002 0.000006 <0.000005 0.00015 <0.0005 0.00023 0.0647 0.0008 0.0008 <0.0001 4.51 0.6 0.68 0.85 <0.002 0.42 0.34 11.13

3-Jan-11 8 500 490 8.40 41 2 #N/A #N/A 19 16 0.0575 0.00026 0.00071 0.0137 <0.00001 <0.000005 <0.05 0.00001 <0.00005 0.0001 0.000013 0.00055 0.003 <0.00005 0.000151 0.0017 0.0118 0.00715 0.00023 0.003 0.00225 0.00123 1.1 <0.000005 0.0443 <0.00002 0.000006 <0.000005 0.00011 <0.0005 0.00023 0.0851 0.0008 0.0017 <0.0001 5.33 0.67 0.79 0.87 <0.002 0.42 0.39 4.40

10-Jan-11 9 500 490 8.63 41 2 #N/A #N/A 19 15 0.0724 0.00022 0.00065 0.0119 <0.00001 <0.000005 <0.05 0.000009 <0.00005 <0.0001 0.000008 0.00036 0.006 <0.00005 0.000221 0.0014 0.0111 0.00391 0.00026 <0.002 0.00227 0.00087 1.1 <0.000005 0.0408 <0.00002 0.000006 <0.000005 0.00001 <0.0005 0.00015 0.0678 0.0003 0.0004 <0.0001 4.69 0.68 0.73 0.71 0.009 0.42 0.35 9.54

17-Jan-11 10 500 480 8.49 40 1 #N/A #N/A 18 14 0.0742 0.00021 0.00055 0.0114 <0.00001 <0.000005 <0.05 0.000008 <0.00005 0.0001 0.000011 0.00036 0.007 <0.00005 0.00024 0.0013 0.00926 0.00446 0.00011 <0.002 0.00204 0.00082 1 <0.000005 0.0465 <0.00002 0.000004 0.000005 0.00002 <0.0005 0.0002 0.0668 0.0008 0.0002 <0.0001 4.71 0.63 0.66 0.58 <0.002 0.38 0.34 5.98

24-Jan-11 11 500 475 8.48 37 1 #N/A #N/A 18 15 0.0782 0.0002 0.00052 0.0122 <0.00001 <0.000005 <0.05 0.000006 <0.00005 0.0002 0.000008 0.00037 0.005 <0.00005 0.000311 0.0012 0.00936 0.00398 0.0001 0.006 0.00218 0.00074 1 <0.000005 0.0427 <0.00002 0.000006 <0.000005 <0.00001 <0.0005 0.00013 0.0662 0.0005 0.0001 <0.0001 4.97 0.68 0.7 0.55 <0.002 0.38 0.36 3.51

31-Jan-11 12 500 485 8.26 39 2 #N/A <1 19 16 0.0763 0.00018 0.00047 0.0129 <0.00001 <0.000005 <0.05 0.000006 <0.00005 <0.0001 0.000008 0.00029 0.005 <0.00005 0.000271 0.0012 0.00817 0.00344 0.00004 0.003 0.00206 0.00078 0.9 <0.000005 0.0445 <0.00002 0.000007 0.00001 <0.00001 <0.0005 0.00011 0.066 0.0006 0.0009 <0.0001 5.39 0.61 0.64 0.45 <0.002 0.42 0.36 7.33

7-Feb-11 13 500 495 8.52 36 2 #N/A #N/A 18 15 0.0679 0.00018 0.00047 0.0128 <0.00001 <0.000005 <0.05 <0.000005 <0.00005 <0.0001 0.000006 0.00023 0.004 <0.00005 0.000266 0.0012 0.00743 0.00294 <0.00002 <0.002 0.00216 0.00071 0.9 <0.000005 0.0419 <0.00002 0.000005 <0.000005 <0.00001 <0.0005 0.00012 0.0578 0.0005 0.0005 <0.0001 4.96 0.59 0.66 0.37 <0.002 0.40 0.34 8.75

14-Feb-11 14 500 485 8.46 35 2 #N/A #N/A 17 15 0.0715 0.00016 0.00041 0.0118 <0.00001 <0.000005 <0.05 0.000007 <0.00005 0.0001 0.000006 0.00021 0.005 <0.00005 0.000223 0.001 0.00691 0.00334 0.00006 <0.002 0.00197 0.00062 1 0.000005 0.0453 <0.00002 0.000005 <0.000005 0.00003 <0.0005 0.00011 0.0639 0.0006 0.0002 <0.0001 4.84 0.62 0.62 0.35 <0.002 0.38 0.33 6.96

21-Feb-11 15 500 485 8.55 36 <1 #N/A #N/A 17 15 0.0629 0.00016 0.00041 0.0118 <0.00001 <0.000005 <0.05 <0.000005 <0.00005 <0.0001 0.000006 0.00051 0.002 <0.00005 0.000185 0.001 0.00662 0.00301 0.00005 0.01 0.00177 0.00067 0.9 <0.000005 0.0422 <0.00002 0.000004 <0.000005 0.00001 <0.0005 0.00012 0.0593 0.0005 0.0012 <0.0001 4.94 0.61 0.58 0.34 <0.002 0.34 0.33 0.94

28 Feb 11 16 500 470 8 46 34 <1 #N/A #N/A 17 #¡VALOR! 0 00 #¡VALOR!28-Feb-11 16 500 470 8.46 34 <1 #N/A #N/A 17 #¡VALOR! 0.00 #¡VALOR!

7-Mar-11 17 500 485 8.31 36 #N/A #N/A 17 0.34 0.00 100.00

14-Mar-11 18 500 0.00 0.00 #¡DIV/0!

21-Mar-11 19 500 0.00 0.00 #¡DIV/0!

Proposed weeks of testing: 20 weeks (includes week-0).



Leachate Chemistry of HC-3; Sample ID: Composite of 3 samples (1029402, 1029434, &1029423)

pH Meter

EC Meter

Auto Turbidity



By CVAF method


Input Vol.



Hardness as CaCO3

Aluminum (Al)

Antimony (Sb)

Arsenic (As)

Barium (Ba)

Beryllium (Be)

Bismuth (Bi)

Boron (B)

Cadmium (Cd)

Cesium (Cs)


Copper (Cu)

Iron (Fe)

Lanthanum (La)

Lead (Pb)

Lithium (Li)

Manganese (Mn)

Molybdenum (Mo)

Nickel (Ni)

Phosphorus (P)

Rubidium (Rb)

Selenium (Se)

Silicon (Si)

Silver (Ag)

Strontium (Sr)

Tellurium (Te)

Thallium (Tl)

Thorium (Th)

Tin (Sn)

Titanium (Ti)

Tungsten (W)

Uranium (U)

Vanadium (V)

Zinc (Zn)

Zirconium (Zr)

Calcium (Ca)

Magnesium (Mg)

Potassium (K)

Sodium (Na)




Ion Balance


Units


5 5 0.5 0.5 1 0.5 0.5 0.5 0.2 0.0002 0.00002 0.00002 0.00002 0.00001 0.000005 0.05 0.000005 0.00005 0.0001 0.000005 0.00005 0.001 0.00005 0.000005 0.0005 0.00005 0.00005 0.00002 0.002 0.00005 0.00004 0.1 0.000005 0.00005 0.00002 0.000002 0.00001 0.00001 0.0005 0.00001 0.000002 0.0002 0.0001 0.0001 0.05 0.05 0.1 0.05 0.0028-Nov-10 0 750 665 9.30 64 3 #N/A #N/A 21 14 0.0948 0.00032 0.00094 0.00864 <0.00001 <0.000005 <0.05 0.00002 <0.00005 0.0002 0.00016 0.00771 0.02 0.00009 0.000273 0.003 0.0041 0.0319 0.0049 0.006 0.00282 0.00989 1.4 <0.000005 0.0394 <0.00002 0.000007 <0.000005 0.00009 <0.0005 0.00193 0.00235 0.0012 0.0008 <0.0001 4.76 0.54 1.19 5.09 0.005 0.48 0.55 -6.12

15-Nov-10 1 500 500 8.85 71 4 #N/A #N/A 29 22 0.108 0.0001 0.00138 0.00707 0.00001 <0.000005 <0.05 <0.000005 <0.00005 0.0001 0.000041 0.00204 0.009 <0.00005 0.000181 0.0019 0.0493 0.0039 0.00555 0.008 0.00138 0.00049 1.7 <0.000005 0.0401 <0.00002 0.000004 <0.000005 0.00003 <0.0005 0.00555 0.00242 0.0014 0.0004 <0.0001 6.24 1.45 1.11 4.63 0.011 0.66 0.67 -0.84

22-Nov-10 2 500 500 8.70 65 2 #N/A #N/A 29 21 0.08 0.0001 0.00143 0.00618 <0.00001 <0.000005 <0.05 <0.000005 <0.00005 0.0002 0.000015 0.00051 0.004 <0.00005 0.000118 0.0017 0.0568 0.00342 0.00093 0.011 0.00124 0.0004 1.7 <0.000005 0.0364 <0.00002 0.000002 <0.000005 0.00002 <0.0005 0.00429 0.00438 0.0013 0.0003 <0.0001 5.98 1.35 0.95 3.4 0.016 0.62 0.59 2.38

29-Nov-10 3 500 475 8.69 57 2 #N/A #N/A 27 21 0.101 0.00008 0.00162 0.00632 <0.00001 <0.000005 <0.05 <0.000005 <0.00005 0.0001 0.000011 0.00044 0.005 <0.00005 0.000112 0.0015 0.0523 0.00193 0.00031 0.003 0.00121 0.00027 1.8 <0.000005 0.0366 <0.00002 0.000002 <0.000005 0.00001 <0.0005 0.00238 0.00661 0.0015 0.0003 <0.0001 6.14 1.41 0.91 2.44 <0.002 0.58 0.57 1.44

6-Dec-10 4 500 500 8.46 63 1 #N/A #N/A 29 24 0.0922 0.00008 0.00166 0.00697 0.00001 <0.000005 <0.05 <0.000005 <0.00005 0.0002 0.000011 0.00026 0.003 <0.00005 0.000103 0.0014 0.0625 0.00167 0.00017 0.004 0.0014 0.00024 1.9 <0.000005 0.0407 <0.00002 0.000003 <0.000005 0.00001 <0.0005 0.00175 0.00954 0.0015 0.0004 <0.0001 6.93 1.54 0.96 1.88 <0.002 0.60 0.59 0.78

13-Dec-10 5 500 495 8.52 53 2 #N/A #N/A 26 22 0.0948 0.00006 0.00146 0.00625 <0.00001 <0.000005 <0.05 <0.000005 <0.00005 0.0001 0.000011 0.0002 0.004 <0.00005 0.000117 0.001 0.0518 0.00121 0.00013 <0.002 0.00103 0.00022 1.6 <0.000005 0.0362 <0.00002 0.000002 <0.000005 0.00001 0.0006 0.00129 0.00876 0.001 0.0004 <0.0001 6.41 1.41 0.74 1.25 <0.002 0.56 0.52 3.68

20-Dec-10 6 500 470 8.55 54 <1 #N/A #N/A 24 22 0.117 0.00005 0.00147 0.00615 <0.00001 <0.000005 <0.05 <0.000005 <0.00005 0.0001 0.000015 0.00032 0.006 <0.00005 0.000142 0.0008 0.0427 0.00095 0.00013 <0.002 0.00109 0.00027 1.6 <0.000005 0.0358 <0.00002 0.000002 <0.000005 0.00001 0.0006 0.00105 0.00914 0.0014 0.0004 0.0001 6.53 1.39 0.72 1.02 <0.002 0.48 0.52 -3.79

27-Dec-10 7 500 495 8.51 50 1 #N/A #N/A 24 22 0.114 0.00003 0.00136 0.00615 <0.00001 <0.000005 <0.05 <0.000005 <0.00005 0.0001 0.000012 0.00016 0.007 <0.00005 0.000169 0.0007 0.0435 0.00051 0.00011 <0.002 0.00109 0.00019 1.5 <0.000005 0.0347 <0.00002 <0.000002 <0.000005 0.00002 <0.0005 0.00071 0.00747 0.0012 0.0003 <0.0001 6.59 1.3 0.65 0.7 <0.002 0.50 0.50 0.34


27 Dec 10 7 500 495 8.51 50 1 #N/A #N/A 24 22 0.114 0.00003 0.00136 0.00615 <0.00001 <0.000005 <0.05 <0.000005 <0.00005 0.0001 0.000012 0.00016 0.007 <0.00005 0.000169 0.0007 0.0435 0.00051 0.00011 <0.002 0.00109 0.00019 1.5 <0.000005 0.0347 <0.00002 <0.000002 <0.000005 0.00002 <0.0005 0.00071 0.00747 0.0012 0.0003 <0.0001 6.59 1.3 0.65 0.7 <0.002 0.50 0.50 0.34

3-Jan-11 8 500 490 8.36 50 2 #N/A #N/A 25 22 0.0889 0.00006 0.00138 0.00622 <0.00001 <0.000005 <0.05 0.000006 <0.00005 0.0002 0.000013 0.00029 0.003 <0.00005 0.000089 0.0007 0.0441 0.00094 0.00012 0.003 0.00103 0.00024 1.5 <0.000005 0.0365 <0.00002 0.000003 0.00002 0.00003 <0.0005 0.00085 0.00937 0.0014 0.0006 <0.0001 6.73 1.34 0.66 0.72 <0.002 0.54 0.51 3.41

10-Jan-11 9 500 490 8.39 51 1 #N/A #N/A 24 20 0.108 0.00005 0.00113 0.0064 <0.00001 <0.000005 <0.05 <0.000005 <0.00005 <0.0001 0.00001 0.00017 0.003 <0.00005 0.000189 0.0006 0.0399 0.00041 0.00011 <0.002 0.00102 0.00021 1.5 <0.000005 0.0365 <0.00002 <0.000002 <0.000005 <0.00001 <0.0005 0.00053 0.00776 0.0005 0.0006 <0.0001 6.12 1.25 0.61 0.57 0.009 0.50 0.46 4.01

17-Jan-11 10 500 480 8.49 53 1 #N/A #N/A 23 21 0.102 0.00004 0.00103 0.00565 <0.00001 <0.000005 <0.05 <0.000005 <0.00005 <0.0001 0.000009 0.00017 0.004 <0.00005 0.000116 <0.0005 0.0397 0.00047 0.0001 <0.002 0.00092 0.0002 1.2 <0.000005 0.0402 <0.00002 <0.000002 0.000008 <0.00001 <0.0005 0.00064 0.00714 0.0012 0.0002 <0.0001 6.26 1.22 0.57 0.49 <0.002 0.48 0.46 2.04

24-Jan-11 11 500 485 8.38 51 <1 #N/A #N/A 24 23 0.131 0.00004 0.00143 0.00585 <0.00001 <0.000005 <0.05 <0.000005 <0.00005 0.0005 0.000011 0.00037 0.005 <0.00005 0.000212 0.0005 0.0399 0.00049 0.00006 0.003 0.0011 0.00024 1.5 <0.000005 0.0377 <0.00002 <0.000002 <0.000005 0.00002 <0.0005 0.00051 0.00737 0.001 0.0004 0.0001 7.21 1.28 0.62 0.49 <0.002 0.48 0.52 -3.86

31-Jan-11 12 500 500 8.34 53 2 #N/A #N/A 24 23 0.121 0.00004 0.00107 0.0252 <0.00001 <0.000005 <0.05 0.000007 <0.00005 <0.0001 0.000014 0.00018 0.003 <0.00005 0.000152 0.0005 0.0366 0.00039 0.00005 0.003 0.00101 0.00024 1.3 <0.000005 0.0369 <0.00002 0.000002 <0.000005 <0.00001 <0.0005 0.00039 0.0067 0.0009 0.0011 <0.0001 7.4 1.16 0.56 0.4 <0.002 0.52 0.51 1.00

7-Feb-11 13 500 495 8.38 49 2 #N/A #N/A 23 21 0.117 0.00004 0.00106 0.00571 <0.00001 <0.000005 <0.05 0.000006 <0.00005 <0.0001 0.000011 0.00045 0.003 <0.00005 0.000171 0.0005 0.034 0.00048 0.00004 <0.002 0.00107 0.00021 1.2 <0.000005 0.0357 <0.00002 0.000002 <0.000005 <0.00001 <0.0005 0.00036 0.00591 0.0009 0.0003 <0.0001 6.55 1.11 0.6 0.36 <0.002 0.50 0.46 3.95

14-Feb-11 14 500 495 8.34 44 2 #N/A #N/A 23 20 0.0924 0.00004 0.0009 0.00483 <0.00001 <0.000005 <0.05 0.000007 <0.00005 <0.0001 0.000007 0.00018 0.002 <0.00005 0.000122 <0.0005 0.0304 0.0005 0.00003 <0.002 0.00096 0.00018 1.3 <0.000005 0.0333 <0.00002 0.000002 <0.000005 0.00001 0.0006 0.00036 0.00586 0.0009 0.0002 <0.0001 6.27 1.05 0.48 0.31 <0.002 0.50 0.44 6.95

21-Feb-11 15 500 490 8.51 50 <1 #N/A #N/A 23 21 0.11 0.00003 0.00103 0.00512 <0.00001 <0.000005 <0.05 <0.000005 <0.00005 <0.0001 0.000011 0.00032 0.002 <0.00005 0.000096 <0.0005 0.0268 0.00035 0.00004 0.01 0.00091 0.00021 1.2 <0.000005 0.0343 <0.00002 <0.000002 <0.000005 <0.00001 <0.0005 0.0003 0.0057 0.0008 0.0003 <0.0001 6.45 1.08 0.49 0.32 <0.002 0.46 0.45 1.05

28 Feb 11 16 500 480 8 32 48 <1 #N/A #N/A 23 ######## 0 00 #¡VALOR!28-Feb-11 16 500 480 8.32 48 <1 #N/A #N/A 23 ######## 0.00 #¡VALOR!

7-Mar-11 17 500 490 8.33 49 #N/A #N/A 23 0.46 0.00 100.00

14-Mar-11 18 500 0.00 0.00 #¡DIV/0!

21-Mar-11 19 500 0.00 0.00 #¡DIV/0!




Leachate Chemistry of HC-4; Sample ID: Composite of 2 samples (1029424 & 1029410)

pH Meter

EC Meter

Auto Turbidity



By CVAF method


Input Vol.



Hardness as CaCO3

Aluminum (Al)

Antimony (Sb)

Arsenic (As)

Barium (Ba)

Beryllium (Be)

Bismuth (Bi)

Boron (B)

Cadmium (Cd)

Cesium (Cs)


Copper (Cu)

Iron (Fe)

Lanthanum (La)

Lead (Pb)

Lithium (Li)

Manganese (Mn)

Molybdenum (Mo)

Nickel (Ni)

Phosphorus (P)

Rubidium (Rb)

Selenium (Se)

Silicon (Si)

Silver (Ag)

Strontium (Sr)

Tellurium (Te)

Thallium (Tl)

Thorium (Th)

Tin (Sn)

Titanium (Ti)

Tungsten (W)

Uranium (U)

Vanadium (V)

Zinc (Zn)

Zirconium (Zr)

Calcium (Ca)

Magnesium (Mg)

Potassium (K)

Sodium (Na)




Ion Balance


Units


5 5 0.5 0.5 1 0.5 0.5 0.5 0.2 0.0002 0.00002 0.00002 0.00002 0.00001 0.000005 0.05 0.000005 0.00005 0.0001 0.000005 0.00005 0.001 0.00005 0.000005 0.0005 0.00005 0.00005 0.00002 0.002 0.00005 0.00004 0.1 0.000005 0.00005 0.00002 0.000002 0.00001 0.00001 0.0005 0.00001 0.000002 0.0002 0.0001 0.0001 0.05 0.05 0.1 0.05 0.0028-Nov-10 0 750 690 9.31 56 1 #N/A #N/A 18 13 0.0895 0.00005 0.00066 0.00242 <0.00001 <0.000005 <0.05 <0.000005 <0.00005 0.0001 0.000069 0.00195 0.004 <0.00005 0.000068 0.0019 0.00196 0.0007 0.00075 0.011 0.00395 0.00044 1.3 <0.000005 0.0211 <0.00002 0.000012 <0.000005 0.00005 <0.0005 0.00089 0.000051 0.0021 0.0005 <0.0001 3.76 0.83 1.73 3.6 0.017 0.38 0.47 -10.16

15-Nov-10 1 500 485 8.96 56 4 #N/A #N/A 23 16 0.0755 0.00007 0.00101 0.00331 <0.00001 <0.000005 <0.05 <0.000005 <0.00005 <0.0001 0.000019 0.00134 0.003 <0.00005 0.000078 0.0034 0.00553 0.00165 0.0026 0.011 0.00313 0.00061 1.4 <0.000005 0.0287 <0.00002 0.000008 <0.000005 0.00001 <0.0005 0.00118 0.00038 0.0029 <0.0001 <0.0001 4.25 1.29 1.71 3.66 0.01 0.54 0.53 1.26

22-Nov-10 2 500 490 8.81 51 2 #N/A #N/A 22 15 0.0681 0.00006 0.00112 0.00294 <0.00001 <0.000005 <0.05 <0.000005 <0.00005 0.0001 0.000008 0.00054 0.002 <0.00005 0.000034 0.0026 0.00557 0.00112 0.00051 0.01 0.00278 0.00041 1.3 <0.000005 0.0248 <0.00002 0.000006 <0.000005 0.00002 <0.0005 0.00069 0.000599 0.0026 0.0003 <0.0001 4 1.17 1.42 2.37 0.018 0.48 0.44 4.17

29-Nov-10 3 500 490 8.75 46 2 #N/A #N/A 22 16 0.0745 0.00004 0.0016 0.00287 <0.00001 <0.000005 <0.05 <0.000005 <0.00005 <0.0001 0.00001 0.00045 0.002 <0.00005 0.000024 0.0026 0.00643 0.00062 0.00028 0.002 0.00297 0.0003 1.4 <0.000005 0.0242 <0.00002 0.000006 <0.000005 <0.00001 <0.0005 0.00039 0.000666 0.003 0.0001 <0.0001 4.35 1.22 1.43 1.9 <0.002 0.48 0.45 3.93

6-Dec-10 4 500 500 8.62 44 1 #N/A #N/A 21 16 0.0713 0.00004 0.00135 0.00288 <0.00001 <0.000005 <0.05 <0.000005 <0.00005 0.0001 0.000008 0.00033 0.002 <0.00005 0.00003 0.0022 0.0066 0.00044 0.00015 <0.002 0.00303 0.00025 1.3 <0.000005 0.024 <0.00002 0.000006 <0.000005 <0.00001 <0.0005 0.00026 0.000933 0.0026 0.0001 <0.0001 4.37 1.23 1.36 1.34 <0.002 0.44 0.42 2.35

13-Dec-10 5 500 495 8.69 40 2 #N/A #N/A 20 16 0.0781 0.00003 0.00122 0.00255 <0.00001 <0.000005 <0.05 <0.000005 <0.00005 <0.0001 0.000008 0.00021 0.002 <0.00005 0.000032 0.0018 0.00546 0.00039 0.00018 <0.002 0.0026 0.00024 1.1 <0.000005 0.0233 <0.00002 0.000006 <0.000005 <0.00001 <0.0005 0.00021 0.000852 0.0023 <0.0001 <0.0001 4.34 1.14 1.14 1 <0.002 0.44 0.39 5.96

20-Dec-10 6 500 490 8.58 39 2 #N/A #N/A 18 14 0.0754 0.00002 0.00116 0.00255 <0.00001 <0.000005 <0.05 <0.000005 <0.00005 <0.0001 0.000007 0.00052 0.002 <0.00005 0.000035 0.0016 0.00489 0.00033 0.00014 <0.002 0.00218 0.00025 1 <0.000005 0.0209 <0.00002 0.000006 <0.000005 <0.00001 <0.0005 0.00016 0.000855 0.0021 <0.0001 <0.0001 4.02 1.01 1.02 0.78 <0.002 0.40 0.35 6.54

27-Dec-10 7 500 490 8.35 35 1 #N/A #N/A 18 14 0.0742 <0.00002 0.00106 0.00259 <0.00001 <0.000005 <0.05 <0.000005 <0.00005 <0.0001 0.000008 0.00016 0.002 <0.00005 0.000026 0.0016 0.00469 0.0002 0.00013 <0.002 0.00224 0.00019 0.9 <0.000005 0.0198 <0.00002 0.000005 <0.000005 0.00001 <0.0005 0.00011 0.000699 0.0019 0.0002 <0.0001 3.82 0.97 1 0.59 <0.002 0.38 0.33 7.12


27 Dec 10 7 500 490 8.35 35 1 #N/A #N/A 18 14 0.0742 <0.00002 0.00106 0.00259 <0.00001 <0.000005 <0.05 <0.000005 <0.00005 <0.0001 0.000008 0.00016 0.002 <0.00005 0.000026 0.0016 0.00469 0.0002 0.00013 <0.002 0.00224 0.00019 0.9 <0.000005 0.0198 <0.00002 0.000005 <0.000005 0.00001 <0.0005 0.00011 0.000699 0.0019 0.0002 <0.0001 3.82 0.97 1 0.59 <0.002 0.38 0.33 7.12

3-Jan-11 8 500 490 8.23 37 2 #N/A <1 17 15 0.0732 0.00004 0.00124 0.00279 <0.00001 <0.000005 <0.05 <0.000005 <0.00005 0.0001 0.000005 0.00028 0.001 <0.00005 0.000038 0.0017 0.00446 0.00035 0.00015 <0.002 0.0025 0.00028 1 <0.000005 0.021 <0.00002 0.000006 0.00001 0.00002 <0.0005 0.00013 0.000951 0.0023 0.0004 0.0002 4.29 0.99 1.05 0.58 <0.002 0.38 0.36 3.48

10-Jan-11 9 500 480 8.48 38 1 #N/A #N/A 17 14 0.0833 0.00002 0.00111 0.00242 <0.00001 <0.000005 <0.05 <0.000005 <0.00005 <0.0001 0.000007 0.00032 0.002 <0.00005 0.000105 0.0015 0.00359 0.00019 0.00021 <0.002 0.00232 0.00025 1 <0.000005 0.0206 <0.00002 0.000005 <0.000005 <0.00001 <0.0005 0.00009 0.000793 0.0014 0.0001 <0.0001 3.83 0.96 1.02 0.49 0.01 0.36 0.33 4.92

17-Jan-11 10 500 490 8.30 36 1 #N/A #N/A 17 14 0.0812 <0.00002 0.00113 0.0024 <0.00001 <0.000005 <0.05 <0.000005 <0.00005 <0.0001 0.000006 0.0003 0.002 <0.00005 0.000035 0.0013 0.00319 0.00023 0.00011 <0.002 0.00234 0.00023 0.9 <0.000005 0.0225 <0.00002 0.000005 <0.000005 <0.00001 <0.0005 0.0001 0.000726 0.0021 <0.0001 <0.0001 4.09 0.9 0.93 0.4 <0.002 0.36 0.33 4.68

24-Jan-11 11 500 475 8.37 34 <1 #N/A #N/A 16 14 0.0913 <0.00002 0.00115 0.00237 <0.00001 <0.000005 <0.05 <0.000005 <0.00005 0.0002 0.000006 0.00054 0.002 <0.00005 0.000098 0.0013 0.00335 0.00027 0.00011 <0.002 0.00216 0.00024 0.9 <0.000005 0.02 <0.00002 0.000006 <0.000005 <0.00001 <0.0005 0.00007 0.000795 0.0017 0.0001 <0.0001 3.94 0.95 0.98 0.4 <0.002 0.32 0.33 -1.18

31-Jan-11 12 500 485 8.17 36 2 #N/A <1 17 15 0.0841 <0.00002 0.00107 0.00264 <0.00001 <0.000005 <0.05 <0.000005 <0.00005 <0.0001 0.000006 0.00025 0.002 <0.00005 0.000041 0.0014 0.00268 0.00024 0.00008 <0.002 0.00218 0.00023 0.9 <0.000005 0.0209 <0.00002 0.000005 <0.000005 <0.00001 <0.0005 0.00006 0.000774 0.0017 0.0004 <0.0001 4.43 0.85 0.9 0.32 <0.002 0.38 0.34 6.14

7-Feb-11 13 500 490 8.24 33 3 #N/A <1 16 13 0.0839 <0.00002 0.00103 0.00278 <0.00001 <0.000005 <0.05 <0.000005 <0.00005 <0.0001 0.000005 0.00036 0.002 <0.00005 0.000051 0.0014 0.00245 0.00024 0.00007 <0.002 0.00226 0.0002 0.8 <0.000005 0.0213 <0.00002 0.000005 <0.000005 <0.00001 <0.0005 0.00007 0.000652 0.0015 0.0003 <0.0001 3.93 0.76 0.89 0.26 <0.002 0.38 0.30 11.72

14-Feb-11 14 500 500 8.33 33 2 #N/A #N/A 16 14 0.0782 <0.00002 0.001 0.0024 <0.00001 <0.000005 <0.05 <0.000005 <0.00005 <0.0001 0.000006 0.00036 0.002 <0.00005 0.000046 0.0012 0.00231 0.00023 0.00009 <0.002 0.00205 0.0002 0.9 <0.000005 0.0205 <0.00002 0.000005 <0.000005 0.00002 <0.0005 0.00006 0.000677 0.0017 0.0002 <0.0001 4 0.85 0.88 0.26 <0.002 0.36 0.31 7.34

21-Feb-11 15 500 475 8.44 31 <1 #N/A #N/A 15 13 0.0831 <0.00002 0.00102 0.00208 <0.00001 <0.000005 <0.05 <0.000005 <0.00005 <0.0001 <0.000005 0.00039 0.001 <0.00005 0.000035 0.0011 0.00246 0.0002 0.00008 0.012 0.00198 0.00021 0.8 <0.000005 0.0182 <0.00002 0.000004 <0.000005 <0.00001 <0.0005 0.00006 0.0005 0.0014 0.0006 <0.0001 3.7 0.78 0.8 0.24 <0.002 0.30 0.29 1.85

28 Feb 11 16 500 480 8 32 31 1 #N/A #N/A 15 0 32 0 00 100 0028-Feb-11 16 500 480 8.32 31 1 #N/A #N/A 15 0.32 0.00 100.00

7-Mar-11 17 500 485 8.20 33 #N/A <1 16 0.32 0.00 100.00

14-Mar-11 18 500 0.00 0.00 #¡DIV/0!

21-Mar-11 19 500 0.00 0.00 #¡DIV/0!


. Client: Ausenco Vector Page 5 of 10

Client Project Name: Uruguay AratiriLeachate Chemistry of HC-5; Sample ID: 1029409

pH Meter

EC Meter

Auto Turbidity



By CVAF method


Input Vol.



Hardness as CaCO3

Aluminum (Al)

Antimony (Sb)

Arsenic (As)

Barium (Ba)

Beryllium (Be)

Bismuth (Bi)

Boron (B)

Cadmium (Cd)

Cesium (Cs)

Chromium (Cr)

Cobalt (Co)

Copper (Cu)

Iron (Fe)

Lanthanum (La)

Lead (Pb)

Lithium (Li)

Manganese (Mn)

Molybdenum (Mo)

Nickel (Ni)

Phosphorus (P)

Rubidium (Rb)

Selenium (Se)

Silicon (Si)

Silver (Ag)

Strontium (Sr)

Tellurium (Te)

Thallium (Tl)

Thorium (Th)

Tin (Sn)

Titanium (Ti)

Tungsten (W)

Uranium (U)

Vanadium (V)

Zinc (Zn)

Zirconium (Zr)

Calcium (Ca)

Magnesium (Mg)

Potassium (K)

Sodium (Na)


ml ml pH Units µS/cm mg/L to pH 4.5 to pH 8.3 mg CaCO3/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L µg/L (%)5 5 0.5 0.5 1 0.5 0.5 0.5 0.2 0.0002 0.00002 0.00002 0.00002 0.00001 0.000005 0.05 0.000005 0.00005 0.0001 0.000005 0.00005 0.001 0.00005 0.000005 0.0005 0.00005 0.00005 0.00002 0.002 0.00005 0.00004 0.1 0.000005 0.00005 0.00002 0.000002 0.00001 0.00001 0.0005 0.00001 0.000002 0.0002 0.0001 0.0001 0.05 0.05 0.1 0.05 0.002

8-Nov-10 0 750 665 9.35 51 1 #N/A #N/A 18 12 0.0964 0.00003 0.00044 0.00239 <0.00001 <0.000005 <0.05 <0.000005 <0.00005 0.0004 0.000031 0.00235 0.005 <0.00005 0.000246 0.001 0.00382 0.00023 0.00052 0.046 0.00301 0.00023 1.2 <0.000005 0.0292 <0.00002 0.000004 <0.000005 0.00006 <0.0005 0.00033 0.000169 0.0006 0.0004 <0.0001 3.75 0.63 1.31 3.23 0.014 0.38 0.42 -5.37

15-Nov-10 1 500 495 8.93 52 2 #N/A #N/A 22 16 0.0948 0.00004 0.00072 0.00508 <0.00001 <0.000005 <0.05 0.000006 <0.00005 0.0005 0.000019 0.00157 0.007 <0.00005 0.000363 0.0024 0.0166 0.00104 0.00121 0.035 0.00247 0.00008 1.3 <0.000005 0.0409 <0.00002 0.000004 <0.000005 0.00001 <0.0005 0.00017 0.00164 0.0005 0.0003 <0.0001 4.78 1.01 1.19 3.41 0.011 0.48 0.51 -3.03

22-Nov-10 2 500 490 8.90 45 2 #N/A #N/A 21 14 0.0645 0.00004 0.00064 0.0038 <0.00001 <0.000005 <0.05 <0.000005 <0.00005 0.0005 <0.000005 0.00058 0.003 <0.00005 0.000136 0.0017 0.0157 0.00114 0.00023 0.034 0.00186 0.0001 1.1 <0.000005 0.0372 <0.00002 <0.000002 <0.000005 0.00002 <0.0005 0.00016 0.00284 0.0005 0.0004 <0.0001 4.13 0.9 0.91 2.08 0.013 0.46 0.40 6.94

29-Nov-10 3 500 490 8.85 41 1 #N/A #N/A 20 15 0.0719 0.00003 0.00062 0.00389 <0.00001 <0.000005 <0.05 <0.000005 <0.00005 0.0005 <0.000005 0.00054 0.003 <0.00005 0.000115 0.0015 0.0148 0.00056 0.0001 0.022 0.00189 <0.00004 1.1 <0.000005 0.0368 <0.00002 <0.000002 <0.000005 <0.00001 <0.0005 0.00008 0.00346 0.0006 0.0003 <0.0001 4.3 0.95 0.85 1.46 <0.002 0.42 0.39 4.23

6-Dec-10 4 500 495 8.77 41 1 #N/A #N/A 20 16 0.0731 0.00003 0.00055 0.00362 <0.00001 <0.000005 <0.05 <0.000005 <0.00005 0.0004 0.000006 0.0004 0.002 <0.00005 0.000113 0.0012 0.0158 0.00047 0.00005 0.017 0.0018 <0.00004 1.1 <0.000005 0.039 <0.00002 <0.000002 <0.000005 0.00001 <0.0005 0.00008 0.00466 0.0007 0.0002 <0.0001 4.62 1.02 0.83 1.05 <0.002 0.42 0.39 3.78

13-Dec-10 5 500 495 8.81 36 2 #N/A #N/A 19 16 0.086 0.00002 0.0005 0.00351 <0.00001 <0.000005 <0.05 <0.000005 <0.00005 0.0005 <0.000005 0.00021 0.003 <0.00005 0.000116 0.0009 0.0135 0.0003 0.00004 0.013 0.00158 <0.00004 1 <0.000005 0.0378 <0.00002 <0.000002 <0.000005 0.00001 <0.0005 0.00007 0.00478 0.0003 0.0001 <0.0001 4.75 1 0.71 0.79 <0.002 0.42 0.38 4.94

20-Dec-10 6 500 480 8.75 37 1 #N/A #N/A 18 14 0.0859 <0.00002 0.00048 0.0034 <0.00001 <0.000005 <0.05 <0.000005 <0.00005 0.0002 0.000006 0.00053 0.005 <0.00005 0.000151 0.0007 0.0113 0.00024 0.00004 0.011 0.00147 <0.00004 0.9 <0.000005 0.036 <0.00002 0.000002 <0.000005 0.00001 0.0005 0.00006 0.00468 0.0006 0.0002 <0.0001 4.17 0.92 0.62 0.6 <0.002 0.38 0.34 6.27

27-Dec-10 7 500 495 8.65 34 1 #N/A #N/A 17 14 0.0832 <0.00002 0.0005 0.00321 <0.00001 <0.000005 <0.05 <0.000005 <0.00005 0.0002 <0.000005 0.00011 0.005 <0.00005 0.000132 0.0007 0.0115 0.00013 0.00004 0.014 0.00135 <0.00004 0.9 <0.000005 0.0336 <0.00002 <0.000002 <0.000005 0.00001 <0.0005 0.00004 0.00379 0.0005 0.0006 <0.0001 4.2 0.86 0.58 0.42 <0.002 0.36 0.32 5.48

3-Jan-11 8 500 480 8.57 35 1 #N/A #N/A 18 15 0.0724 0.00003 0.00041 0.00326 <0.00001 <0.000005 <0.05 <0.000005 <0.00005 0.0004 0.000005 0.00025 0.002 <0.00005 0.000077 0.0006 0.01 0.00022 0.00005 0.014 0.00125 <0.00004 0.8 <0.000005 0.0355 <0.00002 <0.000002 <0.000005 0.00002 <0.0005 0.00005 0.00485 0.0006 0.0002 <0.0001 4.41 0.87 0.55 0.4 <0.002 0.38 0.33 6.91

10-Jan-11 9 500 475 8.87 38 1 #N/A #N/A 18 15 0.107 <0.00002 0.00035 0.00336 <0.00001 <0.000005 <0.05 <0.000005 <0.00005 0.0002 <0.000005 0.00034 0.006 <0.00005 0.000157 0.0006 0.00989 0.00018 0.00003 0.01 0.00135 <0.00004 1 <0.000005 0.0358 <0.00002 <0.000002 <0.000005 0.00002 <0.0005 0.00005 0.00439 0.0002 0.0004 <0.0001 4.67 0.91 0.55 0.36 0.007 0.38 0.35 4.20

17-Jan-11 10 500 500 8.70 39 1 #N/A #N/A 18 16 0.092 <0.0001 0.0004 0.0035 <0.00005 <0.00003 <0.3 <0.00003 <0.0003 <0.0005 <0.00003 <0.0003 0.006 <0.0003 0.0001 <0.003 0.0096 <0.0003 <0.0001 <0.01 0.0014 <0.0002 0.9 <0.00003 0.0376 <0.0001 <0.00001 <0.00003 <0.00005 <0.003 0.00023 0.0039 <0.001 <0.0005 <0.0005 4.9 0.8 0.5 <0.3 <0.002 0.38 0.33 6.56

24-Jan-11 11 500 490 8.58 34 <1 #N/A #N/A 17 15 0.0996 <0.00002 0.00049 0.00332 <0.00001 <0.000005 <0.05 <0.000005 <0.00005 0.0004 <0.000005 0.00025 0.005 <0.00005 0.000218 <0.0005 0.00935 0.00013 0.00002 0.012 0.00128 <0.00004 1 <0.000005 0.0348 <0.00002 <0.000002 <0.000005 <0.00001 <0.0005 0.00003 0.00374 <0.0002 0.0002 <0.0001 4.75 0.82 0.47 0.26 <0.002 0.34 0.34 0.08

31-Jan-11 12 500 490 8.63 35 2 #N/A #N/A 18 15 0.0918 <0.00002 0.00024 0.00341 <0.00001 <0.000005 <0.05 <0.000005 <0.00005 0.0002 <0.000005 0.00021 0.003 <0.00005 0.000112 <0.0005 0.00734 0.00012 <0.00002 0.008 0.00102 <0.00004 0.8 <0.000005 0.0351 <0.00002 0.000002 <0.000005 <0.00001 <0.0005 0.00002 0.00355 0.0003 0.0002 <0.0001 4.83 0.77 0.44 0.23 <0.002 0.40 0.34 8.87

7-Feb-11 13 500 495 8.57 34 3 #N/A #N/A 17 15 0.0855 <0.00002 0.00024 0.00345 <0.00001 <0.000005 <0.05 <0.000005 <0.00005 0.0002 <0.000005 0.00025 0.002 <0.00005 0.000117 0.0005 0.00737 0.00009 <0.00002 0.008 0.00121 <0.00004 0.8 <0.000005 0.0361 <0.00002 <0.000002 <0.000005 <0.00001 <0.0005 0.00003 0.0033 0.0003 0.0004 <0.0001 4.79 0.72 0.43 0.19 0.003 0.40 0.33 10.29

14-Feb-11 14 500 500 8.60 33 1 #N/A #N/A 17 13 0.082 <0.00002 0.00026 0.00285 <0.00001 <0.000005 <0.05 <0.000005 <0.00005 0.0001 0.000006 0.0004 0.014 <0.00005 0.000132 <0.0005 0.00725 0.00009 <0.00002 0.008 0.00103 <0.00004 0.7 <0.000005 0.0345 <0.00002 0.000006 <0.000005 0.00001 <0.0005 0.00002 0.00332 0.0004 0.0003 <0.0001 4.15 0.74 0.39 0.18 <0.002 0.36 0.30 9.92

21-Feb-11 15 500 490 8.67 32 <1 #N/A #N/A 16 13 0.0764 <0.00002 0.0002 0.00266 <0.00001 <0.000005 <0.05 <0.000005 <0.00005 0.0002 <0.000005 0.00021 0.001 <0.00005 0.00008 <0.0005 0.00574 0.00007 <0.00002 0.016 0.00087 <0.00004 0.7 <0.000005 0.0314 <0.00002 <0.000002 <0.000005 <0.00001 <0.0005 0.00003 0.00296 <0.0002 0.0002 <0.0001 4.21 0.67 0.35 0.16 <0.002 0.32 0.29 4.94

28-Feb-11 16 500 485 8.59 32 <1 #N/A #N/A 16 ####### 0.00 #¡VALOR!

7-Mar-11 17 500 495 8.53 33 #N/A #N/A 17 0.34 0.00 100.00

14-Mar-11 18 500 0.00 0.00 #¡DIV/0!

21-Mar-11 19 500 0.00 0.00 #¡DIV/0!


Limits


Ion Balance


Units


. Client: Ausenco Vector Page 5 of 10


Leachate Chemistry of HC-6; Sample ID: A12978-bulk comp-primary LIMS P80 300um non-mags (air dried)

pH Meter

EC Meter

Auto Turbidity



By CVAF method


Input Vol.



Hardness as CaCO3

Aluminum (Al)

Antimony (Sb)

Arsenic (As)

Barium (Ba)

Beryllium (Be)

Bismuth (Bi)

Boron (B)

Cadmium (Cd)

Cesium (Cs)


Copper (Cu)

Iron (Fe)

Lanthanum (La)

Lead (Pb)

Lithium (Li)

Manganese (Mn)

Molybdenum (Mo)

Nickel (Ni)

Phosphorus (P)

Rubidium (Rb)

Selenium (Se)

Silicon (Si)

Silver (Ag)

Strontium (Sr)

Tellurium (Te)

Thallium (Tl)

Thorium (Th)

Tin (Sn)

Titanium (Ti)

Tungsten (W)

Uranium (U)

Vanadium (V)

Zinc (Zn)

Zirconium (Zr)

Calcium (Ca)

Magnesium (Mg)

Potassium (K)

Sodium (Na)


ml ml pH Units µS/cm mg/L to pH 4.5 to pH 8.3 mg CaCO3/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L mg/L µg/L (%)

Ion Balance


UnitsICP MS Detection



5 5 0.5 0.5 1 0.5 0.5 0.5 0.2 0.0002 0.00002 0.00002 0.00002 0.00001 0.000005 0.05 0.000005 0.00005 0.0001 0.000005 0.00005 0.001 0.00005 0.000005 0.0005 0.00005 0.00005 0.00002 0.002 0.00005 0.00004 0.1 0.000005 0.00005 0.00002 0.000002 0.00001 0.00001 0.0005 0.00001 0.000002 0.0002 0.0001 0.0001 0.05 0.05 0.1 0.05 0.00210-Jan-11 0 750 390 7.89 672 77 #N/A 2 53 71 0.036 0.0013 0.0581 0.0457 <0.00005 <0.00003 <0.3 <0.00003 <0.0003 <0.0005 0.00004 0.004 0.03 <0.0003 0.00012 0.011 0.0196 0.0063 0.0021 0.01 0.0155 0.002 5 <0.00003 0.125 <0.0001 0.00003 <0.00003 0.00906 <0.003 0.148 0.00161 <0.001 0.0013 <0.0005 16.8 7.1 13.4 84.5 0.007 2.66 5.45 -34.29

17-Jan-11 1 500 495 8.65 209 17 #N/A #N/A 57 30 0.043 0.00151 0.116 0.0488 <0.00001 <0.000005 0.09 0.000008 <0.00005 0.0004 0.00002 0.00241 0.036 <0.00005 0.000267 0.0048 0.00969 0.00292 0.00084 0.016 0.0107 0.00096 6.8 <0.000005 0.0559 <0.00002 0.000016 0.00001 0.00618 <0.0005 0.145 0.00108 0.0022 0.001 0.0001 7.72 2.61 7.3 22.7 <0.002 1.49 1.78 -8.74

24-Jan-11 2 500 475 8.51 155 9 #N/A #N/A 54 38 0.051 0.0013 0.108 0.094 <0.00005 <0.00003 <0.3 <0.00003 <0.0003 <0.0005 <0.00003 0.0022 0.042 <0.0003 0.00021 0.005 0.0139 0.0018 0.0004 <0.01 0.0126 0.0006 7 <0.00003 0.0762 <0.0001 <0.00001 <0.00003 0.00502 0.004 0.0801 0.00136 0.002 <0.0005 <0.0005 9.7 3.3 7.6 12.4 0.002 1.27 1.50 -8.30

31-Jan-11 3 500 500 8.74 113 7 #N/A #N/A 46 37 0.0581 0.00097 0.0716 0.102 <0.00001 <0.000005 <0.05 0.000005 <0.00005 0.0001 0.000027 0.00104 0.042 <0.00005 0.000303 0.0038 0.0091 0.00067 0.00027 0.019 0.0122 0.00076 5.4 <0.000005 0.0766 <0.00002 0.000024 <0.000005 0.00472 0.0006 0.0356 0.00107 0.0017 0.0006 <0.0001 10 2.89 6.06 4.22 <0.002 1.07 1.08 -0.83

7-Feb-11 4 500 485 8.49 115 8 #N/A #N/A 47 37 0.0481 0.0011 0.0988 0.118 <0.00001 <0.000005 <0.05 <0.000005 0.00005 0.0001 0.00002 0.0009 0.03 <0.00005 0.000168 0.0042 0.0142 0.00078 0.0003 0.004 0.0143 0.00062 5.1 <0.000005 0.0815 <0.00002 0.000015 <0.000005 0.00364 0.0008 0.0341 0.00131 0.0014 0.0004 <0.0001 9.66 3.09 7.02 3.87 <0.002 1.11 1.09 0.71

14-Feb-11 5 500 500 8.46 112 6 #N/A #N/A 47 36 0.0552 0.00119 0.0722 0.118 <0.00001 <0.000005 <0.05 <0.000005 <0.00005 0.0002 0.000019 0.00083 0.045 <0.00005 0.00016 0.0039 0.0157 0.00068 0.00022 <0.002 0.0135 0.00056 4.8 <0.000005 0.0853 <0.00002 0.000014 <0.000005 0.00399 0.0008 0.0271 0.00162 0.0015 0.0004 <0.0001 9.39 3.04 6.18 2.47 <0.002 1.07 0.99 3.52

21-Feb-11 6 500 500 8.47 112 2 #N/A #N/A 46 41 0.0572 0.00118 0.0645 0.129 <0.00001 <0.000005 <0.05 <0.000005 <0.00005 0.0002 0.000025 0.00101 0.05 <0.00005 0.00024 0.0038 0.0162 0.00058 0.00026 0.017 0.0133 0.00062 7.2 <0.000005 0.0855 <0.00002 0.000014 <0.000005 0.00403 0.0012 0.0197 0.00161 0.0012 0.0007 <0.0001 11.3 2.99 5.83 1.81 <0.002 0.96 1.05 -4.23

28-Feb-11 7 500 485 8.41 107 4 #N/A #N/A 45 0.98


28 Feb 11 7 500 485 8.41 107 4 #N/A #N/A 45 0.98

7-Mar-11 8 500 500 8.35 108 #N/A #N/A 46

14-Mar-11 9 500

21-Mar-11 10 500

28-Mar-11 11 500

4-Apr-11 12 500

11-Apr-11 13 500

18-Apr-11 14 500

25-Apr-11 15 500

2 May 11 16 5002-May-11 16 500

9-May-11 17 500

16-May-11 18 500

23-May-11 19 500


Maxxam ID Y47095 Z41286 Z59002Sampling Date 15/11/2010 10/01/2011 24/01/2011COC Number 8324453 8327528 8327551

Units HC-5 ARATIRI Lab-Dup HC-1 ARATIRI Lab-Dup HC-1 ARATIRI Lab-Dup RDLElementsDissolved Metals by ICPMSDissolved Aluminum (Al) mg/L 0.0920 0.0843 0.0856 0.0002Dissolved Antimony (Sb) mg/L 0.00004 0.00004 0.00004 0.00002Dissolved Arsenic (As) mg/L 0.00071 0.00022 0.00056 0.00002Dissolved Barium (Ba) mg/L 0.00486 0.00187 0.00137 0.00002Dissolved Beryllium (Be) mg/L <0.00001 <0.00001 <0.00001 0.00001Dissolved Bismuth (Bi) mg/L <0.000005 <0.000005 <0.000005 0.000005Dissolved Boron (B) mg/L <0.05 <0.05 <0.05 0.05Dissolved Cadmium (Cd) mg/L 0.000005 <0.000005 <0.000005 0.000005Dissolved Cesium (Cs) mg/L <0.00005 <0.00005 <0.00005 0.00005Dissolved Chromium (Cr) mg/L 0.0005 <0.0001 <0.0001 0.0001Dissolved Cobalt (Co) mg/L 0.000023 0.000007 <0.000005 0.000005Dissolved Copper (Cu) mg/L 0.00157 0.00023 0.00040 0.00005Dissolved Iron (Fe) mg/L 0.007 0.007 0.004 0.001Dissolved Lanthanum (La) mg/L <0.00005 <0.00005 <0.00005 0.00005Dissolved Lead (Pb) mg/L 0.000353 0.000103 0.000079 0.000005Dissolved Lithium (Li) mg/L 0.0023 0.0005 0.0007 0.0005Dissolved Manganese (Mn) mg/L 0.0165 0.00553 0.00550 0.00005Dissolved Molybdenum (Mo) mg/L 0.00108 0.00153 0.00082 0.00005Dissolved Nickel (Ni) mg/L 0.00126 0.00012 0.00012 0.00002Dissolved Phosphorus (P) mg/L 0.035 <0.002 <0.002 0.002Dissolved Rubidium (Rb) mg/L 0.00252 0.00051 0.00040 0.00005Dissolved Selenium (Se) mg/L 0.00008 0.00020 0.00022 0.00004Dissolved Silicon (Si) mg/L 1.2 0.6 0.6 0.1Dissolved Silver (Ag) mg/L <0.000005 0.000010 <0.000005 0.000005Dissolved Strontium (Sr) mg/L 0.0390 0.0372 0.0417 0.00005Dissolved Tellurium (Te) mg/L <0.00002 <0.00002 <0.00002 0.00002Dissolved Thallium (Tl) mg/L 0.000005 0.000002 0.000003 0.000002Dissolved Thorium (Th) mg/L <0.000005 0.000006 <0.000005 0.000005Dissolved Tin (Sn) mg/L 0.00001 0.00001 0.00001 0.00001Dissolved Titanium (Ti) mg/L <0.0005 <0.0005 <0.0005 0.0005Dissolved Tungsten (W) mg/L 0.00016 0.00096 0.00049 0.00001Dissolved Uranium (U) mg/L 0.00160 0.00344 0.00300 0.000002Dissolved Vanadium (V) mg/L 0.0006 0.0020 0.0017 0.0002Dissolved Zinc (Zn) mg/L 0.0002 0.0009 0.0002 0.0001Dissolved Zirconium (Zr) mg/L <0.0001 <0.0001 <0.0001 0.0001

Client: Ausenco VectorClient Project Name: Uruguay AratiriPage 6 of 10

TemperaturepH (pH Units) EC (µS/cm) ºC

Detection Limits 0.5 0.5 N/A08-Nov-10 0 5.70/5.69 1.13 21.5

15-Nov-10 1 5.87/5.76 1.26 20.5

22-Nov-10 2 5.67/5.64 1.06 20.3

29-Nov-10 3 5.73/5.80 1.26 20.9

06-Dic-10 4 5.59/5.57 0.92 20.3

13-Dic-10 5 5.57/5.64 1.22 20.7

20-Dic-10 6 5.66/5.71 1.17 20.8

27-Dic-10 7 4.93/5.01 1.27 20.2

03-Ene-11 8 5.76/5.69 1.08 20.7

10-Ene-11 9 5.47/5.73 1.14 21.0

17-Ene-11 10 5.75/5.59 1.13 20.5

24-Ene-11 11 5.81/5.78 1.04 21.3

31-Ene-11 12 5.60/5.66 1.24 20.8

07-Feb-11 13 5.61/5.51 1.28 21.2

14-Feb-11 14 5.98/6.01 1.18 20.4

21-Feb-11 15 5.92/5.96 0.97 21.2

28-Feb-11 16 5.93/5.88 1.08 21.1

Sampling Date WeekDI Water

07-Mar-11 17 5.79/5.71 0.97 21.3

14-Mar-11 18

21-Mar-11 19

28-Mar-11 20



Particle Size Analysis on Composited Head HCT Sample or Individual Sample as Applicable:

HC 1 (Rock Sample) HC 2 (Rock Sample) HC 3 (Rock Sample)

Tyler Mesh

Opening (mm) Interval Cumulative

Tyler Mesh


Tyler Mesh


5 4.00 194.6 77.6 77.6 22.4 5 4.00 175.5 70.2 70.2 29.8 5 4.00 138.8 55.5 55.5 44.5

9 2.00 39.0 15.6 93.2 6.8 9 2.00 39.6 15.9 86.1 13.9 9 2.00 47.1 18.8 74.4 25.6

20 0.841 11.2 4.5 97.7 2.3 20 0.841 17.4 7.0 93.1 6.9 20 0.841 28.4 11.3 85.7 14.3

35 0 425 2 6 1 0 98 7 1 3 35 0 425 6 8 2 7 95 8 4 2 35 0 425 12 0 4 8 90 5 9 5

% Retained

HC-1 (Rock Sample) HC-2 (Rock Sample)

Screen

Mass (g)

% Retained%

Passing

Screen

Mass (g)

% Retained Screen

Mass (g)%

Passing

HC-3 (Rock Sample)

% Passing

35 0.425 2.6 1.0 98.7 1.3 35 0.425 6.8 2.7 95.8 4.2 35 0.425 12.0 4.8 90.5 9.5

60 0.250 0.6 0.2 98.9 1.1 60 0.250 0.7 0.3 96.1 3.9 60 0.250 5.4 2.2 92.7 7.3

115 0.125 1.1 0.4 99.4 0.6 115 0.125 5.3 2.1 98.2 1.8 115 0.125 7.6 3.1 95.7 4.3

250 0.063 0.4 0.1 99.5 0.5 250 0.063 1.5 0.6 98.8 1.2 250 0.063 4.3 1.7 97.5 2.5

<250 <0.063 1.3 0.5 100.0 0.0 <250 <0.063 3.0 1.2 100.0 0.0 <250 <0.063 6.3 2.5 100.0 0.0

250.72 100.0 249.90 100.0 249.93 100.0

HC-5 (Rock Sample) HC-6 (Tailing Sample)HC-4 (Rock Sample)

Tyler Mesh


Tyler Mesh


Tyler Mesh


5 4.00 165.4 66.4 66.4 33.6 5 4.00 141.2 56.7 56.7 43.3 9 2.00 10.7 4.3 4.3 95.7

9 2.00 36.9 14.8 81.2 18.8 9 2.00 44.4 17.8 74.5 25.5 20 0.84 1.8 0.7 5.0 95.0

20 0.841 19.5 7.8 89.0 11.0 20 0.841 25.8 10.3 84.8 15.2 35 0.425 16.1 6.5 11.5 88.5

35 0.425 8.7 3.5 92.5 7.5 35 0.425 13.0 5.2 90.1 9.9 60 0.250 67.2 26.9 38.4 61.6

% Passing

HC-5 (Rock Sample) HC-6 (Tailing Sample)

Screen

Mass (g)

% Retained%

Passing

HC-4 (Rock Sample)

Screen

Mass (g)

% Retained%

Passing

Screen

Mass (g)

% Retained

35 0.425 8.7 3.5 92.5 7.5 35 0.425 13.0 5.2 90.1 9.9 60 0.250 67.2 26.9 38.4 61.6

60 0.250 3.0 1.2 93.7 6.3 60 0.250 1.7 0.7 90.7 9.3 115 0.125 74.2 29.7 68.1 31.9

115 0.125 7.6 3.0 96.7 3.3 115 0.125 13.4 5.4 96.1 3.9 250 0.065 38.5 15.4 83.5 16.5

250 0.063 3.5 1.4 98.1 1.9 250 0.063 4.7 1.9 98.0 2.0 400 0.038 19.6 7.8 91.4 8.6

<250 <0.063 4.7 1.9 100.0 0.0 <250 <0.063 5.1 2.0 100.0 0.0 <400 <0.038 21.6 8.6 100.0 0.0

249.14 100.0 249.15 100.0 249.76 100.0



Maxxam S l ID Pi Li h l P i iApparent Thi k

% f HCT

Reject Wts. After individual In Wts Used To

C i T lIndividual Cone-crushed

S l W f On 250g of Cone- On 1000g of C C h d

On Pulverized 150g of For Archive

(C C h d)

On Composited Sample

Maxxam HC ID Sample ID Pit Lithology Position Thickness

(m)for HCT

Compsiting

individual Samples Prep

(Kg)

In g Comp in Total

(g)Sample Wts to use for

Compositing (g)

On 250g of Cone-Crushed Comp. Cone-Crushed

Comp.

150g of Cone- Crushed

Material

(Cone-Crushed) (g)

1029455 31 50.0 4.28 4280.0 800.0

1029452 29 50.0 4.30 4300.0 800.0

Cone-crushed Comp (HC-1): 1600.0

HC-1 Las Palmas

And F/W 1600 PSA HCT Testing1F-MS WRA

Opt-Min Reitveld-XRD 200.0

1600.0

1029448 37 44.6 4.68 4675.0 713.3

1029464 37 44.6 4.12 4120.0 713.3

1029462 9 10.8 1.08 1080.0 173.5


1029402 20 96 20960 0

VFR InterHC-2 Las Palmas

1600 PSA HCT Testing1F-MS WRA


1029402 101 49.0 20.96 20960.0 784.5

1029434 13 6.3 1.25 1250.0 101.0

1029423 92 44.7 15.80 15800.0 714.6


1029424 36 33.0 4.57 4565.0 528.4HC-4 Uria And Inter PSA

1600 PSA1F-MS WRA


HCT Testing1F-MS WRA

O t Mi

HCT TestingUria VFRH/W No

Met.

1600

HC-3

1029410 73 67.0 15.29 15290.0 1071.6


HC-5 1029409 Uria VFA Inter

25 100.0

3.11 3110

1600 1600.0 PSA HCT Testing

1F-MS WRA Opt-Min

Reitveld-XRD 200

Note: HC-5: This analysis on individual sample. No compositing involved. Cone-crushed Individual Sample (HC-5): 1600 0

HC-4 Uria And Inter PSA

200.0

HCT Testing Opt-Min Reitveld-XRD

1600

Note: HC 5: This analysis on individual sample. No compositing involved. Cone crushed Individual Sample (HC 5): 1600.0

Rec'd 27-Jan-11

1 5.84 Dry Tailings

Sample ID

A12978-bulk Comp-primary LIMS P80 300um non-mags (air dried)

S. No.

Dry Sample Wt. (Kg)

Sample Type & Condition

1 5.84 Dry Tailings300um non mags (air dried)



Diameter Height

MAXXAM HC ID Sample ID

Date Samples

Rec'd

Sample Type

Weekly Flushing

Rate (ml)

Air Temp (ºC)

Sampling FrequencySample Prep

Wt. of Sample Used for

Testing (g)

Other Materials Used (2 Layer)

Humidity Cell Dimensions (cm) Sampling

DayOperation Procedure

Termination Date

(proposed)

Proposed No. of Weeks of

Testing

Start-up Date

Column Material

Total Volume of Initial Flushings

(ml)

Composite of 2 samples (1029455 & 1029452). See HC-1 1000 750 500 18-24 Weekly 8-Nov-10 21-Mar-11 20 Weeks Monday

HC-2 1000 750 500 18-24 Weekly 8-Nov-10 21-Mar-11 20 Weeks Monday



HC5 1000 750 500 18-24 Weekly 8-Nov-10 21-Mar-11 20 Weeks Monday

7 Jan 11 TailingNone. Used

homogenized 20 cm 11 5 cm 400 Nylon mesh PVC

Dry Drill Core

Cone crushed to <6 mm (<1/4

inch) 11 cm 20 cm 200 Nylon mesh

Clear Plexy Glass MEND

Procedure*

Composite of 3 samples (1029448, 1029464, &1029462). See 'HCT Compositing Details' tab for details.Composite of 3 samples (1029402, 1029434, &1029423). See 'HCT Compositing Details' tab for details.Composite of 2 samples (1029424 & 1029410). See 'HCT Compositing Details' tab for details.

1029409

p p ( )'HCT Compositing Details' tab for details.

53 on 27-Oct-10

+ 12 on

28-Oct-10

HC-6 A12978-bulk comp-primary LIMS P80 300um non-mags (air dried)7-Jan-11 Tailing homogenized

sample.20 cm 11.5 cm

1000400 Nylon mesh PVC

750 500 18-24 Weekly 10-Jan-11 28-May-11 20 Weeks Monday

*Prediction Manual for Drainage Chemistry from Sulphidic Geologic Material. Version 0 - Dec. 2009. MEND Report 1.20.1; Pages 18-1 to 18-19; Humidity Cell Procedures.

Name of Company: Ausenco Vector Report Released by: Ivy RajanConsulting Client: N/A Position: Lab Manager, ARD Division, Maxxam Analytics Inc.Client Project Name: Uruguay Aratiri Report Verified by: Bonnie TsangClient Project No: Not provided Position: Data Processor, ARD Division, Maxxam Analytics Inc.

Data Validated by: Tim O'HearnData Validated by: Tim O HearnMaxxam Project No: 2-21-907 Position: Director, ARD Division, Maxxam Analytics Inc.

Contact Info:Contact Person(s): Tony Sanford & Magaly Tapia Ivy Rajan: 604-734-7276 x 5029; Direct: 604-638-5029

Bonnie Tsang: 604-734-7276 x 2218 E-mail Address: [email protected] Tim O'Hearn: 604-734-7276 x 5031; Direct: 604-638-5031

[email protected]

Mailing Address: Calle Esquilache No 371, LimaLima 27, Peru

Billing & Mailing Address: Gisella Gamarra ([email protected])Calle Esquilache No 371, Lima, Lima 27, Peru

Contact No: +51-1-203-4600

Fax No: +51-1-203-4630



Cost Quote for Humidity Cell Testing for Uruguay Project - September 2010Cost Quote for Ausenco Vector Uruguay Project - September 2010

Prices based on approx 50 samples Based on 6 HCTs for 21 samplings (Week 0 to 20)Sample prep per kg* $8.00 125 $1,000.00 Set-up Charges

Composite prep - mixing, splitting & pulverising $40.00 10 $400.00 Set up (1 time charge) $30.00 1 $30.00

ABA (includes total S, Modified ABA NP, fizz rating & paste pH) $65.00 50 $3,250.00 Particle size analysis $45.00 1 $45.00

Sulphur speciation (sulphate S & sulphide S) $45.00 50 $2,250.00 Labour and Analysis

C b t b $15 00 50 $750 00 S li & l kl $30 00 21 $630 00

TaskUnit Price

$USDNo. of Units

Total Cost $USD Task

Unit Price $USD

No. of Units

Total Cost $USD

Carbonate carbon $15.00 50 $750.00 Sampling & sample prep - weekly $30.00 21 $630.00

Whole Rock - Majors by ICP (Group 4A) $30.00 12 $360.00 Reporting & liaison - weekly charge - monthly report $15.00 21 $315.00

Trace metals by aqua regia & ICP-MS scan (Ultratrace Group 1F-MS) $19.00 12 $228.00 pH - weekly $7.00 21 $147.00

SPLP with pH, EC, SO4, acidity, alkalinity, Cl, F, TP, TDS, Hg & ICPMS $255.00 12 $3,060.00 EC- weekly $7.00 21 $147.00

Rietveld XRD $225.00 12 $2,700.00 Sulphate weekly $13.00 21 $273.00

Optical microscopy on polished thin sections $270.00 10 $2,700.00 Acidity - weekly $13.00 21 $273.00

Alkalinity - weekly $13.00 21 $273.00

ICP MS ith H kl $70 00 21 $1 470 00Additi l QAQC b b t t t b i t 10% d li ti * 10% d li ti f SPLP $490 00 1 $490 00 ICP-MS scan with Hg - weekly $70.00 21 $1,470.00Hg by CVAF - weekly $15.00 21 $315.00

Closedown extraction with all analysis above $260.00 1 $260.00

Total Cost $18,438.00 Closedown static testing (ABA, S speciation, TIC, WRA & trace metals) $175.00 1 $175.00

Consultant: Ausenco Vector Peru SAC, Tony Sanford Total cost per HCT for 21 weeks $4,353.00Total cost for 6 HCTs for 21 weeks $26,118.00

Notes: QAQC cost for 10% duplication (1 cell) + 1 method blank cell $8,706.00

$

Additional QAQC by subcontractors to bring up to 10% duplication* + 10% duplication for SPLP $490.00 1 $490.00

External QAQC on 5% of samples for ABA, S speciation, carbonate carbon, WRA, trace metals & SPLP)* $1,250.00 1 $1,250.00

Total sample prep charge will depend on total weight received. The above cost is estimated based on 2.5 kg each. Grand total for all HCT testing - including QAQC $34,824.00The subcontractor lab for geochem gives 5% duplication only. Thus, 5% extra duplication is required to give a total of 10%.

Extrenal QAQC is additional testing on 5% of the samples (where less than 10 original analyses are done, one dup is conducted).

Anexo C Programa de Muestreo

Tabla C.1.1 - Registro de Taladros de la Campaña de Exploración 2008-2009 del Proyecto Valentines para el Desmonte

Inicio Fin Inicio Fin Inicio FinPPX 30 40AND 40 50PPX 105 120AND 120 135AND 168 184AND 0 60AND 120 128VFR 180 190PPX 190 195PPX 265 272PPX 300 310AND 340 348.5VQC 0 15PPX 55 65PPX 90 105PPX 108 120AND 120 151VFR 15 40AND 135 173.5VFR 0 53AND 53 62VFR 62 90VFR 128 165AND 165 188.5

6 25 LPM025DD120 VFR 0 147AND 0 105AND 245 280PPX 280 290AND 300 308.5

8 50 LPM050DD006 AND 135 195PPX 95 105PPX 183 190PPX 230 240AND 243 252VFR 252 264AND 22 30AND 150 165AND 175 200VFR 0 105VFR 232 250VFR 330 340AND 260 270AND 290 298VFR 0 68AND 120 135VFR 215 250AND 280 286AND 305 312VFR 132 140AND 140 145VFR 205 220VFR 260 270AND 270 303.5VFR 0 45AND 50 65VFR 210 250VQC 0 25AND 25 50AND 175 225AND 245 255AND 270 290AND 300 310

17 85 LPM085DD055 VFR 205 21518 85 LPM085DD098 Fuera de la cantera

VQC 0 35AND 60 70AND 110 120AND 170 180

20 LPM105DD100Falta información de este taladro, no está en lista.

VQC 0 8

VFR 94 100

VQC 0 5VFR 5 15AND 43 52VFR 75 80VFR 160 166VFR 0 65AND 65 95VFR 132 142VFR 180 197VFA 230 245AND 245 255VFR 0 125AND 125 147

HANGING WALLITEM SECCION TALADRO LITOLOGIA

3 25 LPM020DD068

2300 APRDD002

3 2300 APRDD003

COMENTARIOS

1 25 LPM020DD040

2 25 LPM020DD047

INTER FOOT WALLPROFUNDIDAD (m)

4 25 LPM020DD124

5 25 LPM025DD067

7 50 LPM050DD005

9 50 LPM050DD038

10 50 LPM050DD043

11 50 LPM050DD130

12 75 LPM070DD010

13 75 LPM075DD027

14 75 LPM075DD052

15 85 LPM080DD011

16 85 LPM085DD012

19 105 LPM105DD085

CANTERA

LAS

PALM

AS

1 2300 APRDD001

2

Rev: 0Fecha: Abril 2011J10.82.13.01: Proyecto Valentines – Extracción y beneficiamiento de mineral de hierro, mineroducto y terminal portuaria


Inicio Fin Inicio Fin Inicio FinHANGING WALLITEM SECCION TALADRO LITOLOGIA COMENTARIOSINTER FOOT WALL

PROFUNDIDAD (m)CANTERA

AND 170 180VFR 245 260VFR 295 300VFR 0 55AND 55 67VFR 70 80VFR 90 100PPX 132 136VFR 204 217VFR 0 32AND 32 43VFR 50 55AND 70 85VFR 90 102VFR 120 160VFR 215 225PPX 225 229VFR 229 234

7 1800 APRDD026 VFR 87 928 2300 APRDD034 VFR 40 50

VFR 0 115VFR 130 145VFR 188 220VFR 10 20VQC 65 75VFR 75 89VFR 0 25VFR 48 65VQC 0 20AND 20 25VFR 25 32VFR 53 78VFR 121 130AND 21 25VFR 25 53AND 53 85VFR 110 125VFR 168 175VFR 179 181.5PPX 25 30AND 79 83VFR 83 87VFR 0 13AND 13 40VFR 52 80VFR 135 147

16 AURDD012 VFR 70 77VFR 19 23AND 23 40AND 48 52VFR 52 59VQC 0 10VFR 10 22AND 22 40AND 50 80AND 100 123VFR 123 140AND 140 155VFR 190 197AND 197 202VFR 202 215PPX 15 18PPX 56 67VFR 95 121VFR 28 70VFR 98 125VQC 0 20VFR 20 48VFR 48 60AND 60 65VFR 112 140VFR 175 197PPX 8 40VFR 85 95

23 400 ISBDD013 VQC 0 20

24 200 ISBDD017Está dentro de la zona mineralizada

(menor a 20.000 ppm)

VFR 0 30AND 30 42VFR 50 60VFR 75 100AND 100 120VFR 135 170VFR 170 183VFR 183 192

4 2300 APRDD004

UR

IA

5 2100 APRDD009

6 1800 APRDD020

9 1800 APRDD041

10 1250 AURDD001

11 1250 AURDD002

12 1250 AURDD003

13 1250 AURDD004

14 1100 AURDD005

15 1100 AURDD006

17 1100 AURDD016

18 1250 AURDD022

19 600 ISBDD001

20 400 ISBDD002

21 700 ISBDD003

22 600 ISBDD009

25 700 LISDD006





AND 192 206VFR 245 270VFR 0 37 Falta información de este taladro.VFR 78 92PPX 92 94PPX 100 107VFR 147 160VQC 12 20 Falta información de este taladro.AND 20 28VFR 28 43VFR 85 100

VQC 0 7Falta información de este taladro

(150m)VFR 7 15 Coincidencia con taladro APRRC014VFR 54 82

1 130 MAI130DD002 AND 84 92VFR 0 67AND 67 82AND 200 215.5VQC 0 12AND 12 16VAL 16 28AND 28 32VAL 32 55VFR 55 70VFR 0 60AND 60 98VFR 98 103AND 190 207VFR 207 208.5VDR 0 10AND 10 21VFR 21 55AND 55 67AND 76 82AND 87 98VFR 97 103AND 103 133VFR 136 145VDR 0 10AND 10 20PPX 20 24PPX 28 32PPX 34 39AND 39 126AND 160 169.3VFR 0 18AND 18 24VFR 24 28AND 28 56VFR 88 93AND 93 117VFR 0 10VFR 10 50VFR 175 194VQC 0 24VFR 78 90AND 90 96VFR 104 172AND 172 176PPX 178 184AND 193 220VFR 46 70AND 70 83VFR 100 114AND 156 174AND 210 248.15PPX 38 42VFR 42 66AND 66 118PPX 118 128AND 128 165VFR 0 4AND 4 20AND 23 30VFR 30 58PPX 61 73VFR 73 94

10 3 MORDD010 DENTRO DEL CUTT OFFAND 20 48AND 122 128VFR 128 133AND 0 24AND 34 39.5VQC 0 10VFR 10 66

26 400 ISBDD019

27 1100 LISDD009

28 2100 APRDD044

MA

IDA

NA

2 140 MAI140DD003

3 200 MAI200DD004

4 130 MAIDD001

MO

RO

CH

O

1 2 MOR035DD018

2 2 MOR040DD027

3 3 MOR050DD028

4 4 MOR055DD030

5 1 MORDD002

MORDD00446

MORDD00637

MORDD00818

MORDD00929

MORDD012311

MUL065DD005651





VFR 117 133VQC 166 171VFR 171 177AND 177 206

3 120 MUL120DD057 32 45 TIPO DE ROCA??VQC 58 61VFR 61 64VQC 64 70VFR 102 105VQC 105 110VFR 110 116

5 145 MUL145DD021 DENTRO DE CUTT OF6 145 MUL145DD027 DENTRO DE CUTT OF7 MUL145DD049 No se localiza en las secciones.8 160 MUL160DD039

VQC 0 20VFR 20 34VQC 0 34VFR 34 48AND 84 89VFR 89 96.5VQC 0 16VFR 16 24VFR 34 40VQC 40 42VFR 42 60VFR 130 150

Nomenclatura de las litologías:AND AndesitaVFR Roca Volcagenética FelsicaVAL ValentinesitaVFA Roca Volcagenetica AndesiticaPPX Para PiroxenitasCHT MetachertsVQC ??

1202

9

MULDD002

MU

LER

O

MUL120DD001

16010

MUL130DD0421304

MULDD00513011

MULDD001160


Tabla C.1.2 - Registro de Taladros de la Campaña de Exploración 2008-2009 del Proyecto Valentines para la Pared Final de las Canteras

Fondo Proyectado Inicio Fin

1 25 LPM020DD040 NO LLEGA A CRUZAR EL FONDO DE LA CANTERA2 25 LPM020DD047 AND 350.0 349.0 351.03 25 LPM020DD068 NO LLEGA A CRUZAR EL FONDO DE LA CANTERA4 25 LPM020DD124 AND 175.0 174.0 176.05 25 LPM025DD067 AND 190.0 189.0 191.06 50 LPM025DD120 VFR 148.5 147.5 149.57 50 LPM050DD005 AND 310.0 309.0 311.08 50 LPM050DD006 NO LLEGA A CRUZAR EL FONDO DE LA CANTERA9 50 LPM050DD038 NO LLEGA A CRUZAR EL FONDO DE LA CANTERA

10 50 LPM050DD043 NO LLEGA A CRUZAR EL FONDO DE LA CANTERA11 50 LPM050DD130 VFR 375.0 374.0 376.012 75 LPM070DD010 VFR 328.0 327.0 329.013 75 LPM075DD027 AND 335.0 334.0 336.014 75 LPM075DD052 AND 305.0 304.0 306.015 85 LPM080DD011 NO LLEGA A CRUZAR EL FONDO DE LA CANTERA16 85 LPM085DD012 AND 325.0 324.0 326.017 85 LPM085DD055 NO LLEGA A CRUZAR EL FONDO DE LA CANTERA18 85 LPM085DD098 FUERA DE LA CANTERA19 105 LPM105DD085 NO LLEGA A CRUZAR EL FONDO DE LA CANTERA20 LPM105DD100 NO HAY INFORMACION1 2300 APRDD001 NO LLEGA A CRUZAR EL FONDO DE LA CANTERA2 2300 APRDD002 NO LLEGA A CRUZAR EL FONDO DE LA CANTERA3 2300 APRDD003 NO LLEGA A CRUZAR EL FONDO DE LA CANTERA4 2300 APRDD004 NO LLEGA A CRUZAR EL FONDO DE LA CANTERA5 2100 APRDD009 NO LLEGA A CRUZAR EL FONDO DE LA CANTERA6 1800 APRDD020 VFR 235.0 234.0 236.07 1800 APRDD026 NO LLEGA A CRUZAR EL FONDO DE LA CANTERA8 2300 APRDD034 NO LLEGA A CRUZAR EL FONDO DE LA CANTERA9 1800 APRDD041 VFR 298.0 297.0 299.0

10 1250 AURDD001 VFR 88.5 87.5 89.5 LIMITE DEL FONDO DE LA CANTERA11 1250 AURDD002 NO LLEGA A CRUZAR EL FONDO DE LA CANTERA12 1250 AURDD003 NO LLEGA A CRUZAR EL FONDO DE LA CANTERA13 1250 AURDD004 VFR 181.5 180.5 182.5 LIMITE DEL PIT14 1100 AURDD005 NO LLEGA A CRUZAR EL FONDO DE LA CANTERA15 1100 AURDD006 NO LLEGA A CRUZAR EL FONDO DE LA CANTERA16 1250 AURDD012 NO LLEGA A CRUZAR EL FONDO DE LA CANTERA17 1100 AURDD016 NO LLEGA A CRUZAR EL FONDO DE LA CANTERA18 1250 AURDD022 AND 250.0 249.0 251.019 600 ISBDD001 NO LLEGA A CRUZAR EL FONDO DE LA CANTERA20 400 ISBDD002 NO LLEGA A CRUZAR EL FONDO DE LA CANTERA21 700 ISBDD003 VFR 198.5 197.5 199.5 LIMITE DEL FONDO DE LA CANTERA22 600 ISBDD009 NO LLEGA A CRUZAR EL FONDO DE LA CANTERA23 400 ISBDD01324 200 ISBDD017 NO LLEGA A CRUZAR EL FONDO DE LA CANTERA25 700 LISDD006 VFR 307.0 306.0 308.026 400 ISBDD019 NO LLEGA A CRUZAR EL FONDO DE LA CANTERA27 1100 LISDD009 NO LLEGA A CRUZAR EL FONDO DE LA CANTERA28 2100 APRDD044 NO LLEGA A CRUZAR EL FONDO DE LA CANTERA1 130 MAI130DD002 NO LLEGA A CRUZAR EL FONDO DE LA CANTERA2 140 MAI140DD003 AND 217.0 216.0 218.03 200 MAI200DD004 NO LLEGA A CRUZAR EL FONDO DE LA CANTERA4 130 MAIDD001 VFR 210.0 209.0 211.01 65 MUL065DD005 AND 41.0 40.0 42.02 120 MUL120DD001 NO LLEGA A CRUZAR EL FONDO DE LA CANTERA3 120 MUL120DD057 VQC 165.0 164.0 166.04 130 MUL130DD042 NO LLEGA A CRUZAR EL FONDO DE LA CANTERA5 145 MUL145DD021 NO LLEGA A CRUZAR EL FONDO DE LA CANTERA6 145 MUL145DD027 NO LLEGA A CRUZAR EL FONDO DE LA CANTERA7 MUL145DD049 NO HAY INFORMACION8 160 MUL160DD039 VFR 66.0 65.0 67.0 CONTACTO CON VQC9 160 MULDD001 AND 69.0 68.0 70.0

10 160 MULDD002 VFR 98.0 97.0 99.011 130 MULDD005 VFR 152.0 151.0 153.012 160 MULDD051 VFR 71.5 70.5 72.5 MUY CERCA DEL LIMITE DEL PIT1 2 MOR035DD018 NO LLEGA A CRUZAR EL FONDO DE LA CANTERA2 2 MOR040DD027 NO LLEGA A CRUZAR EL FONDO DE LA CANTERA3 3 MOR050DD028 NO LLEGA A CRUZAR EL FONDO DE LA CANTERA4 4 MOR055DD030 NO LLEGA A CRUZAR EL FONDO DE LA CANTERA5 1 MORDD002 NO LLEGA A CRUZAR EL FONDO DE LA CANTERA6 4 MORDD004 NO LLEGA A CRUZAR EL FONDO DE LA CANTERA7 3 MORDD006 NO LLEGA A CRUZAR EL FONDO DE LA CANTERA8 1 MORDD008 NO LLEGA A CRUZAR EL FONDO DE LA CANTERA9 2 MORDD009 NO LLEGA A CRUZAR EL FONDO DE LA CANTERA

10 3 MORDD010 NO LLEGA A CRUZAR EL FONDO DE LA CANTERA11 3 MORDD012 NO LLEGA A CRUZAR EL FONDO DE LA CANTERA

Nomenclatura de las litologías:AND AndesitaVFR Roca Volcagenética FelsicaVQC ??

TALADRO LITOLOGIA COMENTARIOS

LAS

PALM

AS

UR

IAM

AID

AN

AM

ULE

RO

MO

RO

CH

O

PROFUNDIDAD (m)CANTERA ITEM SECCION


Tabla C.2.1 - Programa de Muestreo Ejecutado para el Material de Desmonte

Inicio Fin Total Inicio Fin Total Inicio Fin Total Inicio Fin Total

HQ AND 0 41.5 41.5 1A 6.30 1029431 Tramo meteorizado.

HQ AND 41.5 66 24.5 1B 5.00 1029432 Tramo no meteorizado.

LPM020DD068 NQ AND 120 151 31.0 01 4.52 1029455LPM025DD067 NQ VFR 128 165 37.0 01 4.94 1029448LPM050DD006 NQ AND 136.5 194.7 58.2 01 8.56 1029461LPM050DD038 NQ VFR 252 263.6 11.6 01 1.16 1029454

LPM075DD027 NQ VFR 0 68 68.0 1A 8.18 1029453Muestreo en uno solo (zona

meteorizada y no meteorizada)LPM075DD052 NQ AND 270 299 29.0 01 4.52 1029452

HQ VFR 0 37.5 37.5 1A 4.56 1029465 Tramo meteorizado.HQ VFR 37.5 45 7.5 1B 2.18 1029463 Tramo no meteorizado.NQ VFR 209 246 37.0 02 4.70 1029464NQ AND 240 250 10.0NQ AND 270 290 20.0 01 4.72 1029446

LPM085DD055 NQ VFR 205 214 9.0 01 1.24 1029462HQ AND 60 64 4.0

HQ AND 110 120 10.0

HQ AND 160 168 8.0 01 7.36 1029450

HQ VFR 0 67 67.0 1A 11.20 1029458 Tramo no meteorizado.HQ AND 200 218 18.0 02 4.46 1029459NQ VAL 16 28 12.0 01NQ VAL 32 56 24.0 01 6.06 1029435NQ VFR 56 70 14.0 02 2.16 1029436

HQ VFR 0 58 58.0 1A 10.90 1029439El muestreo se junto con zona no

meteorizada (5 m).

HQ AND 58 64 6.0 2A 1.62 1029440 Tramo meteorizado.

HQ AND 64 98 34.0 2B 10.90 1029441

HQ VFR 98 103 5.0 1A

HQ AND 190 207 17.0 2B

HQ AND 10 21 11.0 1A 2.34 1029425 Tramo meteorizado.HQ AND 55 67 12.0 1B Tramo no meteorizado.NQ AND 76 82 6.0 1BNQ AND 87 98 11.0 1BNQ AND 103 133 30.0 1B 12.18 1029426

MOR040DD027 NQ AND 39 126 87.0 01 10.56 1029427 Tramo meteorizado.NQ VFR 10 23 13.0 1A 1.56 1029428 Tramo meteorizado.NQ VFR 23 50 27.0 1B Tramo no meteorizado.NQ VFR 175 193.15 18.2 1B 5.10 1029429HQ VFR 78 90 12.0 01

NQ VFR 104 172 68.0 01 11.38 1029414

NQ AND 66 118 52.0 01

NQ AND 128 165 37.0 01 10.44 1029430

HQ AND 9 15 6.0 1A 1.28 1029457 Tramo meteorizado.HQ AND 15 24 9.0 2.00 1029460 Tramo no meteorizado.HQ VFR 10 21 11.0 1A 2.32 1029437 Tramo meteorizado.HQ VFR 21 65.5 44.5 1B 9.88 1029438 Tramo no meteorizado.NQ AND 177 206 29.0 02 4.24 1029445

MULDD001 HQ VFR 20 34 14.0 1A 2.18 1029419 Tramo meteorizado.MULDD002 NQ AND 84 89 5.0 01 0.92 1029442

HQ VFR 34 40 6.0 01

HQ VFR 42 60 18.0 01 5.56 1029415

NQ VFR 130 150 20.0 02 2.84 1029416

NQ VFA 230 245 15.0 01 2.20 1029403NQ AND 245 255 10.0 02 1.20 1029404HQ VFR 0 24 24.0 1A 3.62 1029401 Tramo meteorizado.HQ VFR 24 125 101.0 1B 21.04 1029402 Tramo no meteorizado.NQ VFR 0 18 18.0 1A 1.98 1029433 Tramo meteorizado.NQ VFR 18 31 13.0 1B 1.40 1029434 Tramo no meteorizado.HQ VFR 0 23 23.0 1A 2.70 1029422 Tramo meteorizado.HQ VFR 23 115 92.0 1B 15.94 1029423 Tramo no meteorizado.NQ AND 21 25 4.0 01NQ AND 53 85 32.0 01 4.80 1029424HQ AND 50 80 30.0 01HQ AND 100 123 23.0 01HQ AND 140 155 15.0 01HQ AND 197 202 5.0 01 15.42 1029410NQ VFR 28 46 18.0 1A 1.22 1029417 Tramo meteorizado.NQ VFR 46 70 24.0 1B 2.46 1029418 Tramo no meteorizado.

ISBDD003 NQ VFA 175 200 25.0 01 3.28 1029409 Muestra cerca del Tajo.

NQ VFR 50 60 10.0 01 1.50 1029405

NQ VFR 75 100 25.0 02 3.68 1029406

NQ VFR 135 192 57.0 03 6.15 1029407

NQ VFR 245 270 25.0 04 3.40 1029408

AND: Andesita; VFR: Roca Volcagenética Felsica; VAL: Valentinesita; VFA: Roca Volcagenética Andesítica; NQ: Diámetro del taladro 47,6 mm; HQ: Diámetro del taladro 63,5 mm

MO

RO

CH

OM

UL

ER

OU

RIA

Desde el 1029405 hasta el 1029408 se debe hacer un

composito.

Mal muestreo, se junto una muestra de zona HW con FW.

PROFUNDIDADES (m)HANGING WALL

MA

IDA

NA

CANTERA SECCION TALADRO TIPO LITOLOGIA

LA

S P

AL

MA

S

FOOT WALL MUESTRA PESO CODIGO COMENTARIOS

LPM020DD047

Zona Meteorizada Zona No MeteorizadaINTER

25

50

105 LPM105DD085

MAI140DD003140

LPM080DD011

LPM085DD012

75

85

MAI200DD004200

MAIDD001130

2MOR035DD018

1

MORDD008

MORDD002

MOR055DD0304

MUL120DD001120

MUL065DD00565

160

MULDD005130

2300APRDD004

APRDD003

ISBDD002400

700LISBDD006

1800

1250

AURDD004

APRDD041

APRDD020

AURDD022


Tabla C.2.1 - Programa de Muestreo Ejecutado para el Material de Desmonte

Inicio Fin Total

25 LPM020DD124 NQ AND 174 176 2.0 1 2.44 1029444

75 LPM070DD010 NQ VFR 321 323 2.0 1 1.92 1029447

75 LPM075DD052 NQ AND 304 306 2.0 2 2.24 102945185 LPM085DD012 NQ AND 319 321 2.0 2 2.18 1029449

MAIDANA

MOROCHO65 MUL065DD005 HQ AND 40 42 2.0 2 3.26 1029456160 MULDD002 NQ VFR 97 99 2.0 2 2.20 1029420

1800 APRDD041 HQ VFR 297 299 2.0 2 3.16 10294211250 AURDD004 NQ VFR 180.5 182.5 2.0 2 1.20 10294431250 AURDD022 HQ AND 254 256 2.0 2 3.30 1029411

AND: Andesita; VFR: Roca Volcagenética Felsica; VAL: Valentinesita; VFA: Roca Volcagenética Andesítica; NQ: Diámetro del taladro 47,6 mm; HQ: Diámetro del taladro 63,5 mm

CODIGOPESO (kg)MUESTRALITOLOGIATIPOTALADRO

LAS PALMAS

MULERO

URIA

PROFUNDIDAD (m)

No hay muestra para esta cantera

No hay muestra para esta cantera

CANTERA SECCION


Tabla C.3.1 - Resumen del Programa de Muestreo Ejecutado para el Material de Desmonte


AND 236.2 53.2 119 20.2 75 29.41 49.0 30.2 246.0 64.0

VFR 207.6 46.8 430 73.0 144 56.47 113.5 69.8 138.2 36.0VFA 0.0 0.0 40 6.8 0 0.0 0.0 0.0 0.0 0.0VAL 0.0 0.0 0 0.0 36 14.12 0.0 0.0 0.0 0.0

TOTAL 443.8 589.0 255.0 162.5 384.2

Tabla C.3.2 - Resumen del Programa de Muestreo Ejecutado para la Pared Final de las Canteras

LAS PALMAS % URIA % MAIDANA % MULERO % MOROCHO %AND 6 75 2 33.3 0 0 2 50 0 0VFR 2 25 4 66.7 0 0 2 50 0 0VFA 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0VAL 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0

TOTAL 8 6 0 4 0

Nomenclatura de las litologías:AND AndesitaVFR Roca Volcagenética FelsicaVAL ValentinesitaVFA Roca Volcagenetica Andesitica


11 9

3

3 5 5N° TALADROS

Long

itud

Mue

stre

ada

(m)

0 2 0


Long

itud

Mue

stre

ada

(m)

N° TALADROS 4


Anexo D Tablas de Resultados

Tabla D.1 - Evaluación Preliminar de Resultados Balance Acido Base (ABA)

% S NNP pH % S NNP pH % S NNP pH % S NNP pH % S NNP pH

25 ˂0.01 5.2 7.7 ˂0.01 5.2 7.7 1029431 Tramo meteorizado.

25 0.02 17.5 8.6 0.02 17.5 8.6 1029432 Tramo no meteorizado.

50 0.03 27.7 9.3 0.03 27.7 9.3 1029461

85 0.02 18.8 9.5 0.02 18.8 9.5 1029446

105 0.03 14.4 9.1 0.03 14.4 9.1 1029450

25 0.03 20.5 9.0 0.03 20.5 9.0 1029455

75 0.03 24.9 9.6 0.03 24.9 9.6 1029452

0.03 27.7 9.6

0.02 5.2 7.7

0.03 18.4 9.0

0.01 7.4 0.7

0.020 10.7 8.2

0.023 16.0 8.8

0.030 18.8 9.1

0.030 22.7 9.4

0.030 26.0 9.5

6 7 7


130 0.02 27 9.3 0.02 27 9.3 1029441 Mal muestreo, se junto una muestra de zona HW con FW.

140 0.01 15.7 9.3 0.01 15.7 9.3 1029459

2 0.05 40.6 9.0 0.05 40.6 9.0 1029427 Tramo meteorizado.

2 ˂0.01 6 8.8 ˂0.01 6 8.8 1029425 Tramo meteorizado.


1 0.02 14.4 9.0 0.02 14.4 9.0 1029430


65 0.01 42 9.1 0.01 42 9.1 1029460 Tramo no meteorizado.

120 0.07 22.7 9.3 0.07 22.7 9.3 1029445

160 ˂0.01 12.8 8.9 ˂0.01 12.8 8.9 1029442

1250 0.02 11.8 9.3 0.02 11.8 9.3 1029424

1250 0.03 11 9.3 0.03 11 9.3 1029410

2300 ˂0.01 18.8 9.5 ˂0.01 18.8 9.5 1029404

0.10 42.0 9.5

0.01 6.0 8.8

0.04 18.6 9.1

0.03 11.0 0.2

0.010 10.2 8.9

0.020 12.1 9.0

0.020 14.3 9.1

0.050 21.7 9.3

0.076 36.5 9.3

9 14 14

75 ˂0.01 3.9 9.3 ˂0.01 3.9 9.3 1029453 Muestreo en uno solo (zona meteorizada y no meteorizada)


85 ˂0.01 5.4 9.2 ˂0.01 5.4 9.2 1029463 Tramo no meteorizado.

25 0.02 23.2 8.8 0.02 23.2 8.8 1029448

85 0.02 8.8 9.4 0.02 8.8 9.4 1029464

85 ˂0.01 2.8 9.7 ˂0.01 2.8 9.7 1029462

50 ˂0.01 13.9 9.4 ˂0.01 13.9 9.4 1029454

0.02 23.2 9.7

0.02 1.9 8.8

0.02 8.6 9.2

0.00 7.7 0.3

0.020 2.4 8.9

0.020 3.4 9.1

0.020 5.4 9.3

0.020 11.4 9.4

0.020 17.6 9.5

2 7 7


130 ˂0.01 1.8 9.4 ˂0.01 1.8 9.4 1029439 El muestreo se junto con zona no meteorizada (5

m).200 ˂0.01 20.3 9.2 ˂0.01 20.3 9.2 1029436



1 0.03 15.6 9.3 0.03 15.6 9.3 1029414




130 ˂0.01 13.3 8.8 ˂0.01 13.3 8.8 1029415

130 ˂0.01 30.2 8.8 ˂0.01 30.2 8.8 1029416









700 ˂0.01 24.4 9.7 ˂0.01 24.4 9.7 1029405

700 0.02 14.4 9.5 0.02 14.4 9.5 1029406

700 ˂0.01 11.6 9.6 ˂0.01 11.6 9.6 1029407

700 0.08 7.2 9.2 0.08 7.2 9.2 1029408

0.08 30.2 9.7

0.01 1.6 7.9

0.03 9.8 9.2

0.02 8.9 0.4

0.016 1.8 8.7

0.020 3.1 9.1

0.020 5.0 9.3

0.025 15.0 9.5

0.050 23.6 9.6

7 23 23

700 ˂0.01 15.8 9.4 ˂0.01 15.8 9.4 1029409 Muestra cerca del Tajo.

2300 ˂0.01 14.9 9.3 ˂0.01 14.9 9.3 1029403

MAIDANA 200 VAL 0.01 31.4 8.8 0.01 31.4 8.8 1029435

Litologías: AND - Andesita, VFR - Roca Volcanogenética Félsica, VFA - Roca Volcanogenética Félsica Andesítica y VAL - Valentinesita

CODIGO COMENTARIOS

MULERO

URIA

URIA

BALANCE ACIDO BASE (ABA)SECTOR SECCION LITOLOGIA

Desde el 1029405 hasta el 1029408 se debe hacer

un composito.

MAIDANA

MOROCHO

MULERO

URIA

LAS PALMAS

MAIDANA

MOROCHO

Standard Deviation

FOOT WALLZona meteorizada No meteorizada

BALANCE ACIDO BASE (ABA) POR ZONAS

HANGING WALLINTER

LAS PALMAS

Maximo

Minimo

Promedio

Standard Deviation

10 Percentile

25 Percentile

AND

90 Percentile

Count

AND

AND

AND

AND

ES

TA

DIS

TIC

AE

ST

AD

IST

ICA

Maximo

Minimo

Promedio

10 Percentile

25 Percentile

Median

75 Percentile

10 Percentile

25 Percentile

Median

75 Percentile

90 Percentile

Count

Median

75 Percentile

90 Percentile

Count

ES

TA

DIS

TIC

A

Maximo

Minimo

Promedio

Standard Deviation

ES

TA

DIS

TIC

A

Maximo

Minimo

Promedio

Standard Deviation

10 Percentile

25 Percentile

VFR

VFR

VFR

VFR

VFR

VFA

Median

75 Percentile

90 Percentile

Count


Proyecto Valentines

Minera Aratiri

SECTOR NORTE - DESMONTE (N-DES)

Tabla D.2.1 - Balance Acido Base (ABA) del Desmonte Sector Norte

ID MUESTRA pH PastaS

(Total)

S

(Sufuro)

S

(Sulfato)PA NP

C

(Total)CO2 NPCaCO3 NNP NPR Efervescencia

UNIDADES (% peso) (% peso) (% peso)(t CaCO3/

1000t)

(t CaCO3/

1000t)(% peso) (% peso)

(t CaCO3/

1000t)

(t CaCO3/

1000t)Adimencional Adimencional

Límite de Detección 0.1 0.02 0.01 0.01 0.02 0.02

Metodo Calculo Calculo Calculo Calculo

ANDESITA (AND)

1 1029431 7.7 <0.02 <0.01 <0.01 0.16 5.2 0.17 0.41 9.3 5.0 33 None

2 1029432 8.6 0.02 0.02 <0.01 0.63 18.2 0.22 0.54 12.3 17.5 29 None

3 1029461 9.3 0.03 0.03 <0.01 0.94 28.7 0.26 0.66 15.0 27.7 31 Moderate

4 1029446 9.5 0.02 0.02 <0.01 0.63 19.5 0.13 0.34 7.7 18.8 31 Slight

5 1029450 9.1 0.03 0.03 <0.01 0.94 15.3 0.11 0.24 5.5 14.4 16 Slight

6 1029455 9.0 0.03 0.03 <0.01 0.94 21.5 0.19 0.70 15.9 20.5 23 Moderate

7 1029452 9.6 0.03 0.03 <0.01 0.94 25.9 0.27 0.80 18.2 24.9 28 Moderate

Maximo 9.6 0.03 0.03 0.005 0.94 28.7 0.27 0.80 18.19 27.71 33

Minimo 7.7 0.01 0.01 0.005 0.16 5.2 0.11 0.24 5.46 5.01 16

Promedio 9.0 0.02 0.02 0.005 0.74 19.2 0.19 0.53 11.99 18.42 27

Standard Deviation 0.6 0.01 0.01 0.00 0.30 7.7 0.06 0.21 4.67 7.42 6


1 1029453 9.3 <0.02 <0.01 <0.01 0.16 3.9 0.08 0.23 5.2 3.7 25 None

2 1029465 8.9 <0.02 <0.01 <0.01 0.16 1.9 0.03 0.11 2.5 1.7 12 None

3 1029463 9.2 <0.02 <0.01 <0.01 0.16 5.4 0.06 0.22 5.0 5.3 35 None

4 1029448 8.8 0.02 0.02 <0.01 0.63 23.9 0.16 0.75 17.1 23.2 38 Slight

5 1029464 9.4 <0.02 0.02 <0.01 0.63 9.4 0.09 0.19 4.3 8.8 15 None

6 1029462 9.7 <0.02 <0.01 <0.01 0.16 2.8 0.04 0.18 4.1 2.6 18 None

7 1029454 9.4 <0.02 <0.01 <0.01 0.16 13.9 0.16 0.51 11.6 13.8 89 Moderate

Maximo 9.7 0.02 0.02 0.005 0.63 23.9 0.16 0.75 17.10 23.24 89

Minimo 8.8 0.01 0.005 0.005 0.16 1.9 0.03 0.11 2.50 1.73 12

Promedio 9.3 0.01 0.01 0.005 0.29 8.7 0.09 0.31 7.10 8.45 33


Notas:

Para efectos de cálculos estadísticos se ha reemplazado los resultados reportados como menor al límite de detección (˂ LD) por la mitad del valor del LD.

PA = % S (Total) * 31.25

NNP = NP - PA xx No-PAG (no presenta potencial de generación de acidez)

NPCaCO3 = % CO2 * 100.09 * 10 / 44.01 xx I-PAG (su potencial de generación de acidez es incierto)

NPR = NP / PA xx PAG (presenta potencial generador de acidez)

NA: No Analizado

Proyecto:

Compañía:

Referencia:E

sta

dís

tic

aE

sta

dís

tic

a

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Proyecto Valentines

Minera Aratiri


Tabla D.2.2 - Análisis Composicional Completo (WRA) del Desmonte Sector Norte

ID MUESTRA SiO2 Al2O3 Fe2O3 MgO CaO Na2O K2O TiO2 P2O5 MnO Cr2O3 Ba Ni Sr Zr Y Nb Sc Ag As Au B Bi Cd Co Cu Ga Hg La Mo Pb Sb Se Te Th Tl U V W Zn

UNIDAD % % % % % % % % % % % ppm ppm ppm ppm ppm ppm ppm (ppb) (ppm) (ppb) (ppm) (ppm) (ppm) (ppm) (ppm) (ppm) (ppb) (ppm) (ppm) (ppm) (ppm) (ppm) (ppm) (ppm) (ppm) (ppm) (ppm) (ppm) (ppm)

Límite de Detección 0.01 0.01 0.04 0.01 0.01 0.01 0.01 0.01 0.01 0.01 0.002 5 20 2 5 3 5 1 2 0.1 0.2 20 0.02 0.01 0.1 0.01 0.1 5 0.5 0.01 0.01 0.02 0.1 0.02 0.1 0.02 0.1 2 0.1 0.1

Metodo LMF LMF LMF LMF LMF LMF LMF LMF LMF LMF LMF LMF LMF LMF LMF LMF LMF LMF ICP-MS ICP-MS ICP-MS ICP-MS ICP-MS ICP-MS ICP-MS ICP-MS ICP-MS ICP-MS ICP-MS ICP-MS ICP-MS ICP-MS ICP-MS ICP-MS ICP-MS ICP-MS ICP-MS ICP-MS ICP-MS ICP-MS

ANDESITA (AND)

1 1029431 NA NA NA NA NA NA NA NA NA NA NA NA NA NA NA NA NA NA NA NA NA NA NA NA NA NA NA NA NA NA NA NA NA NA NA NA NA NA NA NA


3 1029461 53.71 9.7 15.71 4.63 10.67 1.09 1.64 0.48 0.12 0.34 0.034 492 64 196 100 26 6 16 45 1.6 1.4 <20 0.04 0.23 8.6 21.46 4.5 <5 7.5 5.26 15.22 0.05 0.1 <0.02 1.2 0.03 0.5 33 0.3 36.2



6 1029455 55.23 10.66 13.03 3.08 11.07 2.13 2.29 0.53 0.12 0.37 0.024 526 65 168 166 34 16 17 46 0.7 1.6 <20 0.04 0.16 6.3 43.94 3 <5 47.9 3.47 15.72 0.03 0.1 0.03 45.7 0.03 3.3 27 7.7 28.3

7 1029452 55.23 10.66 13.03 3.08 11.07 2.13 2.29 0.53 0.12 0.37 0.024 526 65 168 166 34 16 17 46 0.7 1.6 <20 0.04 0.16 6.3 43.94 3 <5 47.9 3.47 15.72 0.03 0.1 0.03 45.7 0.03 3.3 27 7.7 28.3

Maximo 55.23 10.66 15.71 4.63 11.07 2.13 2.29 0.53 0.12 0.37 0.034 526.00 65.00 196.00 166.00 34.00 16.00 17.00 46.00 1.60 1.60 0.00 0.04 0.23 8.60 43.94 4.50 0.00 47.90 5.26 15.72 0.05 0.10 0.03 45.70 0.03 3.30 33.00 7.70 36.20

Minimo 53.71 9.70 13.03 3.08 10.67 1.09 1.64 0.48 0.12 0.34 0.024 492.00 64.00 168.00 100.00 26.00 6.00 16.00 45.00 0.70 1.40 0.00 0.04 0.16 6.30 21.46 3.00 0.00 7.50 3.47 15.22 0.03 0.10 0.03 1.20 0.03 0.50 27.00 0.30 28.30

Promedio 54.72 10.34 13.92 3.60 10.94 1.78 2.07 0.51 0.12 0.36 0.027 514.67 64.67 177.33 144.00 31.33 12.67 16.67 45.67 1.00 1.53 NA 0.04 0.18 7.07 36.45 3.50 NA 34.43 4.07 15.55 0.04 0.10 0.03 30.87 0.03 2.37 29.00 5.23 30.93

Standard Deviation 0.88 0.55 1.55 0.89 0.23 0.60 0.38 0.03 0.00 0.02 0.006 19.63 0.58 16.17 38.11 4.62 5.77 0.58 0.58 0.52 0.12 NA 0.00 0.04 1.33 12.98 0.87 NA 23.32 1.03 0.29 0.01 0.00 0.00 25.69 0.00 1.62 3.46 4.27 4.56





4 1029448 68.24 12.41 6.55 1.07 2.33 2.63 4.69 0.2 0.15 0.1 0.014 643 20 189 297 43 14 4 24 0.6 2.5 <20 0.03 0.08 5.4 11.04 4.4 <5 30.5 4.49 21.05 0.14 0.1 ˂0.02 30.2 0.04 14.9 12 0.4 38

5 1029464 68.24 12.41 6.55 1.07 2.33 2.63 4.69 0.2 0.15 0.1 0.014 643 20 189 297 43 14 4 24 0.6 2.5 <20 0.03 0.08 5.4 11.04 4.4 <5 30.5 4.49 21.05 0.14 0.1 ˂0.02 30.2 0.04 14.9 12 0.4 38

6 1029462 68.24 12.41 6.55 1.07 2.33 2.63 4.69 0.2 0.15 0.1 0.014 643 20 189 297 43 14 4 24 0.6 2.5 <20 0.03 0.08 5.4 11.04 4.4 <5 30.5 4.49 21.05 0.14 0.1 ˂0.02 30.2 0.04 14.9 12 0.4 38

7 1029454 67.13 13.33 5.16 0.84 2.79 2.43 6.59 0.22 0.06 0.07 0.026 1354 <20 215 361 17 <5 6 49 0.4 0.8 <20 0.08 0.06 3.2 7.58 3.4 6 36.2 7.67 30.24 0.04 0.2 0.03 50.2 0.02 7.3 24 0.2 19.1

Maximo 68.24 13.33 6.55 1.07 2.79 2.63 6.59 0.22 0.15 0.10 0.026 1354.00 20.00 215.00 361.00 43.00 14.00 6.00 49.00 0.60 2.50 0.00 0.08 0.08 5.40 11.04 4.40 6.00 36.20 7.67 30.24 0.14 0.20 0.03 50.20 0.04 14.90 24.00 0.40 38.00

Minimo 67.13 12.41 5.16 0.84 2.33 2.43 4.69 0.20 0.06 0.07 0.014 643.00 20.00 189.00 297.00 17.00 14.00 4.00 24.00 0.40 0.80 0.00 0.03 0.06 3.20 7.58 3.40 6.00 30.50 4.49 21.05 0.04 0.10 0.03 30.20 0.02 7.30 12.00 0.20 19.10

Promedio 67.96 12.64 6.20 1.01 2.45 2.58 5.17 0.21 0.13 0.09 0.017 820.75 20.00 195.50 313.00 36.50 14.00 4.50 30.25 0.55 2.08 NA 0.04 0.08 4.85 10.18 4.15 6.00 31.93 5.29 23.35 0.12 0.13 0.03 35.20 0.04 13.00 15.00 0.35 33.28

Standard Deviation 0.56 0.46 0.69 0.12 0.23 0.10 0.95 0.01 0.05 0.01 0.006 355.50 0.00 13.00 32.00 13.00 0.00 1.00 12.50 0.10 0.85 NA 0.03 0.01 1.10 1.73 0.50 NA 2.85 1.59 4.60 0.05 0.05 NA 10.00 0.01 3.80 6.00 0.10 9.45

NA: No Analizado

Tabla D.2.2.1 - Determinación de Elementos Anómalos del Desmonte Sector Norte

Si Al Fe Mg Ca Na K Ti P Mn Cr Ba Ni Sr Zr Y Nb Sc Ag As Au B Bi Cd Co Cu Ga Hg La Mo Pb Sb Se Te Th Tl U V W Zn




ANDESITA (AND)

25.58 5.47 4.87 2.17 7.82 0.66 0.86 0.31 0.03 0.28 0.009 515 65 177 144 31 13 17 46 1.0 1.5 <20 0.04 0.18 7.07 36.45 3.5 <5 34.4 4.07 15.55 0.04 0.1 0.03 30.9 0.03 2.4 29 5.2 30.9


31.77 6.69 2.17 0.61 1.75 0.96 2.14 0.12 0.03 0.07 0.006 821 20 196 313 37 14 5 30 0.6 2.1 <20 0.04 0.08 4.85 10.18 4.2 6 31.9 5.29 23.35 0.12 0.1 0.03 35.2 0.04 13.0 15 0.4 33.3

CORTEZA TERRESTRE *

30.35 7.74 3.09 1.35 2.94 2.57 2.87 0.31 0.07 0.05 0.004 668 18.6 316 237 20.7 26 7 55 2 1.8 17 123 0.102 11.6 14.3 14 56 32.3 1.4 17 0.31 0.083 10.3 0.75 2.5 53 1.4 52

* Wedepohl, 1995

Por encima del promedio en la corteza terrestre (˃2 veces)

Significativamente por encima del promedio en la corteza terrestre (˃10 veces)

Promedio

Promedio

Promedio

Proyecto:

Compañía:

Referencia:

Esta

dís

tica

Esta

dís

tica


Proyecto Valentines

Minera Aratiri


Tabla D.2.3 - Lixiviación a Corto Plazo (SPLP) del Desmonte Sector Norte

ID MUESTRAS 1029431 1029432 1029453 1029463

UnidadesLímite de

DetecciónAND AND VFR VFR

pH Final pH Units 0.5 9.66 9.32 9.5 8.45 9.33 8.9

Conductividad µS/cm 0.5 68 68 68 62 67 65

Sulfatos mg/L 1 <1 3 3 1 2 1.5

Acidez (a pH 8.3) mg CaCO3/L 1 NA NA NA NA NA NA

Alcalinidad Total (a pH 4.5) mg CaCO3/L 1 28 27 28 27 26 27

Cloruro mg/L 0.2 0.6 1.4 1.0 0.8 2 1.4

Fluoruro mg/L 0.01 0.2 0.37 0.29 0.06 0.04 0.05

Fósforo Total mg P/L 0.001 0.124 0.031 0.078 0.048 0.021 0.035

Sólidos Totales Disueltos mg/L 10 36 40 38 36 32 34

Metales Disueltos

Dureza (CaCO3) mg/L 0.5 13.2 17.8 15.5 15.9 17.1 16.5

Al mg/L 0.0002 0.368 0.161 0.2645 0.839 1.14 0.9895

Sb mg/L 0.00002 0.00003 0.00028 0.000155 0.00019 0.00038 0.000285

As mg/L 0.00002 0.00044 0.0133 0.00687 0.00121 0.00143 0.00132

Ba mg/L 0.00002 0.00436 0.00653 0.005445 0.0122 0.0349 0.02355

Be mg/L 0.00001 0.00001 0.00001 0.00001 0.00007 0.0002 0.000135

Bi mg/L 0.000005 <0.000005 <0.000005 0 <0.000005 <0.000005 0

B mg/L 0.05 <0.05 <0.05 0 <0.05 <0.05 0

Cd mg/L 0.000005 0.000008 0.000011 0.0000095 0.000006 0.000016 0.000011

Cs mg/L 0.00005 <0.00005 <0.00005 0 <0.00005 <0.00005 0

Cr mg/L 0.0001 0.0006 0.0003 0.00045 0.0002 0.0001 0.00015

Co mg/L 0.000005 0.000099 0.000078 0.0000885 0.000068 0.000113 0.0000905

Cu mg/L 0.00005 0.00057 0.00041 0.00049 0.00331 0.00165 0.00248

Fe mg/L 0.001 0.124 0.183 0.1535 0.157 0.573 0.365

La mg/L 0.00005 <0.00005 <0.00005 0 0.00083 0.00101 0.00092

Pb mg/L 0.000005 0.000138 0.000109 0.0001235 0.00371 0.0112 0.007455

Li mg/L 0.0005 0.00025 0.0039 0.002075 0.0017 0.0016 0.00165

Mn mg/L 0.00005 0.00313 0.00371 0.00342 0.0155 0.0316 0.02355

Mo mg/L 0.00005 0.00049 0.00512 0.002805 0.00467 0.0291 0.016885

Ni mg/L 0.00002 0.00047 0.00321 0.00184 0.00038 0.00028 0.00033

P mg/L 0.002 0.031 0.028 0.0295 0.045 0.025 0.035

Rb mg/L 0.00005 0.00233 0.00439 0.00336 0.00584 0.00841 0.007125

Se mg/L 0.00004 0.0006 0.00136 0.00098 0.00021 0.00002 0.000115

Si mg/L 0.1 5.6 5.6 5.6 4.9 4.9 4.9

Ag mg/L 0.000005 <0.000005 <0.000005 0 0.000028 0.000024 0.000026

Sr mg/L 0.00005 0.0199 0.0344 0.02715 0.0155 0.0191 0.0173

Te mg/L 0.00002 <0.00002 <0.00002 0 <0.00002 <0.00002 0

Tl mg/L 0.000002 0.000006 0.000006 0.000006 0.000014 0.000021 0.0000175

Th mg/L 0.000005 0.000005 0.000011 0.000008 0.000054 0.000245 0.0001495

Sn mg/L 0.00001 0.00001 0.000005 0.0000075 0.00003 0.00007 0.00005

Ti mg/L 0.0005 0.0047 0.0024 0.00355 0.0006 0.0019 0.00125

W mg/L 0.00001 0.00217 0.002 0.002085 0.00372 0.0235 0.01361

U mg/L 0.000002 0.000072 0.000154 0.000113 0.0162 0.0108 0.0135

V mg/L 0.0002 0.0155 0.0045 0.01 0.0009 0.0012 0.00105

Zn mg/L 0.0001 0.0007 0.0016 0.00115 0.002 0.004 0.003

Zr mg/L 0.0001 <0.0001 <0.0001 0 0.0002 0.00005 0.000125

Ca mg/L 0.05 4.28 5.5 4.89 4.52 4.76 4.64

Mg mg/L 0.05 0.62 0.99 0.805 1.12 1.26 1.19

K mg/L 0.05 5.6 3.6 4.6 3.07 3.5 3.285

Na mg/L 0.05 3.82 3.37 3.595 3.88 3.45 3.665

S mg/L 10 <10 <10 0 <10 <10 0

Hg ug/L 0.02 0.007 0.006 0.0065 0.007 0.005 0.006

NA: No Analizado

Promedio

AND

Promedio

VFR

Proyecto:

Compañía:

Referencia:


Proyecto Valentines

Minera Aratiri


Proyecto:

Compañía:

Referencia:

Tabla D.2.3.1 - Determinación de Elementos de Interés Ambiental en el Desmonte Sector Norte

ID MUESTRAS

UnidadesLímite de

DetecciónClase 1 Clase 2a Clase 2b Clase 3

pH Final pH Units 0.5 6.5-8.5 6.5-9 6.5-8.5 6.5-8.5 9.5 8.9

Conductividad µS/cm 0.5 68 65

Sulfatos mg/L 1 3 1.5

Alcalinidad Total (a pH 4.5) mg CaCO3/L 1 28 27

Cloruro mg/L 0.2 1.0 1.4

Fluoruro mg/L 0.01 0.29 0.05


Sólidos Totales Disueltos mg/L 10 38 34

Metales Disueltos

Dureza (CaCO3) mg/L 0.5 15.5 16.5

Al mg/L 0.0002 0.2645 0.9895

Sb mg/L 0.00002 0.000155 0.000285

As mg/L 0.00002 0.005 0.05 0.005 0.005 0.00687 0.00132

Ba mg/L 0.00002 0.005445 0.02355

Be mg/L 0.00001 0.00001 0.000135

Bi mg/L 0.000005 0 0

B mg/L 0.05 0.5 0 0

Cd mg/L 0.000005 0.001 0.001 0.005 0.001 0.0000095 0.000011

Cs mg/L 0.00005 0 0

Cr mg/L 0.0001 0.05 0.005 0.05 0.05 0.00045 0.00015

Co mg/L 0.000005 0.0000885 0.0000905

Cu mg/L 0.00005 0.2 0.2 0.2 0.2 0.00049 0.00248

Fe mg/L 0.001 0.1535 0.365

La mg/L 0.00005 0 0.00092

Pb mg/L 0.000005 0.03 0.03 0.03 0.03 0.0001235 0.007455

Li mg/L 0.0005 0.002075 0.00165

Mn mg/L 0.00005 0.00342 0.02355

Mo mg/L 0.00005 0.002805 0.016885

Ni mg/L 0.00002 0.02 0.002 0.02 0.02 0.00184 0.00033

P mg/L 0.002 0.0295 0.035

Rb mg/L 0.00005 0.00336 0.007125

Se mg/L 0.00004 0.00098 0.000115

Si mg/L 0.1 5.6 4.9

Ag mg/L 0.000005 0 0.000026

Sr mg/L 0.00005 0.02715 0.0173

Te mg/L 0.00002 0 0

Tl mg/L 0.000002 0.000006 0.0000175

Th mg/L 0.000005 0.000008 0.0001495

Sn mg/L 0.00001 0.0000075 0.00005

Ti mg/L 0.0005 0.00355 0.00125

W mg/L 0.00001 0.002085 0.01361

U mg/L 0.000002 0.000113 0.0135

V mg/L 0.0002 0.01 0.00105

Zn mg/L 0.0001 0.03 0.03 0.03 0.03 0.00115 0.003

Zr mg/L 0.0001 0 0.000125

Ca mg/L 0.05 4.89 4.64

Mg mg/L 0.05 0.805 1.19

K mg/L 0.05 4.6 3.285

Na mg/L 0.05 3.595 3.665

S mg/L 10 0 0

Hg ug/L 0.02 0.2 0.2 0.2 0.2 0.0065 0.006

NA: No Analizado

DECRETO 253/79 URUGUAY: Contenido significativo por superar el estandar de calidad para aguas superficiales

Clase 1: Uso poblacional con tratamiento

Clase 2a: Riego de hortalizas y plantas frutícolas

Clase 2b: Uso recreacional por contacto directo

Clase 3: Preservación de peces, flora y fauna hídrica

Promedio

VFR

Clasificación Según su UsoPromedio

AND


Proyecto Valentines

Minera Aratiri

SECTOR SUR - DESMONTE (S-DES)

Tabla D.2.4 - Balance Acido Base (ABA) del Desmonte Sector Sur


(Total)

S

(Sufuro)

S

(Sulfato)PA NP

C



1000t)

(t CaCO3/

1000t)(% peso) (% peso)

(t CaCO3/

1000t)

(t CaCO3/




ANDESITA (AND)

1 1029440 9.1 ˂0.02 ˂0.01 ˂0.01 0.16 9.9 0.03 0.07 1.6 9.8 64 None

2 1029441 9.3 ˂0.02 0.02 ˂0.01 0.63 27.6 0.16 0.37 8.4 27.0 44 Moderate

3 1029459 9.3 ˂0.02 0.05 ˂0.01 1.56 16.0 0.08 0.25 5.7 14.4 10 None

4 1029427 9.0 0.05 0.05 ˂0.01 1.56 42.2 0.47 1.11 25.2 40.6 27 Strong

5 1029425 8.8 ˂0.02 ˂0.01 ˂0.01 0.16 6.0 0.02 0.12 2.7 5.9 39 None

6 1029426 9.0 0.10 0.10 ˂0.01 3.13 17.3 0.16 0.46 10.5 14.2 6 Slight

7 1029430 9.0 0.05 0.02 ˂0.01 0.63 15.1 0.13 0.39 8.9 14.4 24 Slight

8 1029457 8.9 ˂0.02 ˂0.01 0.010 0.16 12.9 0.03 0.10 2.3 12.7 82 None

9 1029460 9.1 ˂0.02 0.01 0.010 0.31 42.3 0.42 0.93 21.2 42.0 135 Moderate

10 1029445 9.3 0.07 0.07 ˂0.01 2.19 24.9 0.27 0.67 15.2 22.7 11 Strong

11 1029442 8.9 ˂0.02 ˂0.01 ˂0.01 0.16 12.8 0.11 0.22 5.0 12.6 82 Slight

12 1029424 9.3 0.03 0.02 ˂0.01 0.63 12.5 0.07 0.28 6.4 11.8 20 None

13 1029410 9.3 0.04 0.03 ˂0.01 0.94 12.0 0.09 0.29 6.6 11.0 13 None

14 1029404 9.5 ˂0.02 ˂0.01 ˂0.01 0.16 18.8 0.09 0.32 7.3 18.6 120 None

Maximo 9.5 0.10 0.10 0.01 3.13 42.3 0.47 1.11 25.24 42.00 135

Minimo 8.8 0.03 0.005 0.005 0.16 6.0 0.02 0.07 1.59 5.89 6

Promedio 9.1 0.06 0.03 0.006 0.88 19.3 0.15 0.40 9.06 18.42 48



1 1029458 9.3 0.01 ˂0.01 ˂0.01 0.16 1.8 0.03 0.05 1.1 1.6 11 None

2 1029439 9.4 0.01 ˂0.01 ˂0.01 0.16 1.8 0.03 0.06 1.4 1.6 11 None

3 1029436 9.2 0.01 ˂0.01 ˂0.01 0.16 20.3 0.19 0.58 13.2 20.2 130 Slight

4 1029428 9.4 0.01 ˂0.01 ˂0.01 0.16 1.8 0.03 0.07 1.6 1.6 11 None

5 1029429 9.0 0.02 0.02 ˂0.01 0.63 18.5 0.20 0.53 12.1 17.8 30 Moderate

6 1029414 9.3 0.04 0.03 ˂0.01 0.94 16.6 0.14 0.39 8.9 15.6 18 Slight

7 1029437 8.7 0.01 ˂0.01 ˂0.01 0.16 1.6 0.02 0.10 2.3 1.5 10 None

8 1029419 8.3 0.01 ˂0.01 ˂0.01 0.16 5.0 0.02 0.06 1.4 4.9 32 None

9 1029438 9.2 0.01 ˂0.01 ˂0.01 0.16 3.8 0.04 0.10 2.3 3.6 24 None

10 1029415 8.8 0.01 ˂0.01 0.01 0.16 13.3 0.16 0.49 11.1 13.1 85 Slight

11 1029416 8.8 0.01 ˂0.01 0.01 0.16 30.2 0.36 1.37 31.2 30.0 193 Strong

12 1029401 9.5 0.01 ˂0.01 ˂0.01 0.16 2.5 <0.02 0.06 1.4 2.4 16 None

13 1029433 9.1 0.01 ˂0.01 ˂0.01 0.16 3.1 <0.02 0.04 0.9 3.0 20 None

14 1029422 9.5 0.01 ˂0.01 ˂0.01 0.16 3.0 <0.02 0.03 0.7 2.9 19 None

15 1029402 9.6 0.01 0.02 ˂0.01 0.63 4.8 0.04 0.15 3.4 4.2 8 None

16 1029434 9.5 0.03 0.01 ˂0.01 0.31 7.0 0.07 0.25 5.7 6.7 22 Slight

17 1029423 9.6 0.03 0.02 ˂0.01 0.63 27.1 0.29 1.10 25.0 26.5 43 Strong

18 1029417 7.9 0.01 ˂0.01 ˂0.01 0.16 3.4 <0.02 0.04 0.9 3.2 22 None

19 1029418 9.1 0.01 ˂0.01 ˂0.01 0.16 4.4 <0.02 0.05 1.1 4.3 28 None

20 1029405 9.7 0.01 ˂0.01 ˂0.01 0.16 24.4 0.27 1.06 24.1 24.2 156 Strong

21 1029406 9.5 0.02 0.02 ˂0.01 0.63 15.1 0.15 0.54 12.3 14.4 24 Slight

22 1029407 9.6 0.01 ˂0.01 ˂0.01 0.16 11.6 0.10 0.38 8.6 11.5 75 Slight

23 1029408 9.2 0.09 0.08 ˂0.01 2.50 9.7 0.07 0.26 5.9 7.2 4 None

Maximo 9.7 0.09 0.08 0.01 2.50 30.2 0.36 1.37 31.16 30.01 193

Minimo 7.9 0.01 0.005 0.005 0.16 1.6 0.02 0.03 0.68 1.48 4

Promedio 9.2 0.02 0.012 0.006 0.38 10.0 0.12 0.34 7.67 9.65 43



1 1029409 9.4 <0.02 <0.01 <0.01 0.16 15.8 0.18 0.73 16.6 15.6 101 Moderate

2 1029403 9.3 <0.02 <0.01 <0.01 0.16 14.9 0.10 0.32 7.3 14.7 95 None

Maximo 9.4 0.01 0.005 0.005 0.16 15.8 0.18 0.73 16.60 15.65 101

Minimo 9.3 0.01 0.005 0.005 0.16 14.9 0.10 0.32 7.28 14.71 95

Promedio 9.4 0.01 0.005 0.005 0.16 15.3 0.14 0.53 11.94 15.18 98

Standard Deviation 0.06 0.00 0.00 NA 0.00 0.7 0.06 0.29 6.59 0.67 4

VALENTINESITA (VAL)

1 1029435 8.8 <0.02 0.01 <0.01 0.31 31.7 0.34 0.97 22.1 31.4 101 Moderate

Maximo 8.8 0.01 0.01 0.005 0.31 31.7 0.34 0.97 22.06 31.36 101

Minimo 8.8 0.01 0.01 0.005 0.31 31.7 0.34 0.97 22.06 31.36 101

Promedio 8.8 0.01 0.01 0.005 0.31 31.7 0.34 0.97 22.06 31.36 101

Standard Deviation NA NA NA NA NA NA NA NA NA NA NA

Notas:


PA = % S (Total) * 31.25




NA: No Analizado

Es

tad

ísti

ca

Es

tad

ísti

ca

Proyecto:

Compañía:

Referencia:

Es

tad

ísti

ca

Es

tad

ísti

ca


Proyecto Valentines

Minera Aratiri


Tabla D.2.5 - Análisis Composicional Completo (WRA) del Desmonte Sector Sur





ANDESITA (AND)







7 1029430 63.34 11.93 8.13 1.97 6.75 2.13 3.8 0.35 0.1 0.27 0.028 693 37 191 188 30 12 10 48 12.9 0.7 <20 0.08 0.19 7 17.53 3.5 <5 24.9 43.6 15.02 0.03 0.3 0.05 10.5 0.16 1.4 11 1.2 48.1





5 1029424 59.36 12.47 10.66 4.85 5.69 2.53 1.99 0.54 0.11 0.15 0.038 517 97 241 158 41 17 22 32 1.9 3.1 <20 0.04 0.06 16.7 32.48 5.5 <5 16.5 4.67 11.6 <0.02 <0.1 <0.02 8.6 0.1 1.1 66 0.2 47.7

6 1029410 59.36 12.47 10.66 4.85 5.69 2.53 1.99 0.54 0.11 0.15 0.038 517 97 241 158 41 17 22 32 1.9 3.1 <20 0.04 0.06 16.7 32.48 5.5 <5 16.5 4.67 11.6 <0.02 <0.1 <0.02 8.6 0.1 1.1 66 0.2 47.7


Maximo 63.34 12.47 10.66 4.85 6.75 2.53 3.80 0.54 0.11 0.27 0.038 693.00 97.00 241.00 188.00 41.00 17.00 22.00 48.00 12.90 3.10 0.00 0.08 0.19 16.70 32.48 5.50 0.00 24.90 43.60 15.02 0.03 0.30 0.05 10.50 0.16 1.40 66.00 1.20 48.10

Minimo 59.36 11.93 8.13 1.97 5.69 2.13 1.99 0.35 0.10 0.15 0.028 517.00 37.00 191.00 158.00 30.00 12.00 10.00 32.00 1.90 0.70 0.00 0.04 0.06 7.00 17.53 3.50 0.00 16.50 4.67 11.60 0.03 0.30 0.05 8.60 0.10 1.10 11.00 0.20 47.70

Promedio 60.69 12.29 9.82 3.89 6.04 2.40 2.59 0.48 0.11 0.19 0.035 575.67 77.00 224.33 168.00 37.33 15.33 18.00 37.33 5.57 2.30 NA 0.05 0.10 13.47 27.50 4.83 NA 19.30 17.65 12.74 0.03 0.30 0.05 9.23 0.12 1.20 47.67 0.53 47.83

Standard Deviation 2.30 0.31 1.46 1.66 0.61 0.23 1.05 0.11 0.01 0.07 0.006 101.61 34.64 28.87 17.32 6.35 2.89 6.93 9.24 6.35 1.39 NA 0.02 0.08 5.60 8.63 1.15 NA 4.85 22.48 1.97 NA NA NA 1.10 0.03 0.17 31.75 0.58 0.23







6 1029414 64.01 11.11 9.83 2 6.15 2.09 3.04 0.32 0.09 0.21 0.03 684 31 180 193 40 14 8 69 7 2.5 <20 0.08 0.14 5.5 14.48 4.9 <5 30.6 8.67 20.13 0.05 0.3 0.04 12.1 0.19 1.4 19 0.4 37.9



9 1029438 72.42 13.59 2.87 0.31 1.03 3.23 5.04 0.14 0.03 0.03 0.033 1092 <20 221 174 6 <5 2 17 0.3 0.7 <20 <0.02 0.02 3 4.43 2 9 33.3 9.52 22.35 0.03 <0.1 0.05 20 0.03 1.2 9 <0.1 17.7






15 1029402 68.92 14.23 2.65 1.29 2.86 4.24 3.51 0.23 0.07 0.06 0.02 947 23 378 119 8 10 3 27 1.3 0.3 <20 <0.02 0.03 4.4 6.43 3.1 <5 12.5 3.69 25.47 <0.02 <0.1 <0.02 7.3 0.02 2.8 13 0.2 25.7

16 1029434 68.92 14.23 2.65 1.29 2.86 4.24 3.51 0.23 0.07 0.06 0.02 947 23 378 119 8 10 3 27 1.3 0.3 <20 <0.02 0.03 4.4 6.43 3.1 <5 12.5 3.69 25.47 <0.02 <0.1 <0.02 7.3 0.02 2.8 13 0.2 25.7

17 1029423 68.92 14.23 2.65 1.29 2.86 4.24 3.51 0.23 0.07 0.06 0.02 947 23 378 119 8 10 3 27 1.3 0.3 <20 <0.02 0.03 4.4 6.43 3.1 <5 12.5 3.69 25.47 <0.02 <0.1 <0.02 7.3 0.02 2.8 13 0.2 25.7



20 1029405 68.7 13.49 3.58 1.38 2.11 2.38 5.38 0.34 0.09 0.06 0.029 1124 42 263 225 14 14 4 42 2.1 0.7 <20 0.02 0.11 6.9 11.34 4.9 <5 43.1 7.3 19.71 0.02 <0.1 <0.02 14.6 0.16 1.6 18 0.9 59.3

21 1029406 67.52 11.96 8.59 1.26 1.95 2.54 4.38 0.24 0.1 0.06 0.018 738 <20 198 190 18 9 4 32 8 0.4 <20 0.03 0.06 5.6 9.81 3.9 <5 29.3 3.51 24.18 0.03 0.4 <0.02 20.3 0.14 2.9 14 0.3 41.3

22 1029407 67.52 11.96 8.59 1.26 1.95 2.54 4.38 0.24 0.1 0.06 0.018 738 <20 198 190 18 9 4 32 8 0.4 <20 0.03 0.06 5.6 9.81 3.9 <5 29.3 3.51 24.18 0.03 0.4 <0.02 20.3 0.14 2.9 14 0.3 41.3

23 1029408 67.52 11.96 8.59 1.26 1.95 2.54 4.38 0.24 0.1 0.06 0.018 738 <20 198 190 18 9 4 32 8 0.4 <20 0.03 0.06 5.6 9.81 3.9 <5 29.3 3.51 24.18 0.03 0.4 <0.02 20.3 0.14 2.9 14 0.3 41.3

Maximo 72.42 14.23 9.83 2.00 6.15 4.24 5.38 0.34 0.10 0.21 0.033 1124.00 42.00 378.00 225.00 40.00 14.00 8.00 69.00 8.00 2.50 0.00 0.08 0.14 6.90 14.48 4.90 9.00 43.10 9.52 25.47 0.05 0.40 0.05 20.30 0.19 2.90 19.00 0.90 59.30

Minimo 64.01 11.11 2.65 0.31 1.03 2.09 3.04 0.14 0.03 0.03 0.018 684.00 23.00 180.00 119.00 6.00 9.00 2.00 17.00 0.30 0.30 0.00 0.02 0.02 3.00 4.43 2.00 9.00 12.50 3.51 19.71 0.02 0.30 0.04 7.30 0.02 1.20 9.00 0.20 17.70

Promedio 68.27 12.97 5.56 1.26 2.64 3.12 4.13 0.25 0.08 0.07 0.023 883.89 28.40 265.78 168.78 15.33 10.63 3.89 33.89 4.14 0.67 NA 0.04 0.06 5.04 8.77 3.64 9.00 25.82 5.23 23.46 0.03 0.38 0.05 14.39 0.10 2.37 14.11 0.35 35.10

Standard Deviation 2.19 1.22 3.21 0.43 1.45 0.89 0.78 0.06 0.02 0.05 0.006 164.59 8.35 87.27 39.62 10.49 2.13 1.69 14.73 3.46 0.71 NA 0.02 0.04 1.12 3.12 0.93 NA 10.87 2.51 2.24 0.01 0.05 0.01 6.05 0.07 0.73 2.93 0.23 12.63


1 1029409 71.61 13.29 2.22 1.49 1.36 3.4 4.62 0.1 0.04 0.04 0.039 256 33 67 268 7 <5 5 20 0.5 1.7 <20 0.07 0.03 6.2 3.72 4.4 <5 5.8 7.28 38.77 0.02 0.3 <0.02 9.1 0.04 3.5 16 <0.1 43.6


Maximo 71.61 13.29 2.22 1.49 1.36 3.40 4.62 0.10 0.04 0.04 0.039 256.00 33.00 67.00 268.00 7.00 0.00 5.00 20.00 0.50 1.70 0.00 0.07 0.03 6.20 3.72 4.40 0.00 5.80 7.28 38.77 0.02 0.30 0.00 9.10 0.04 3.50 16.00 0.00 43.60

Minimo 71.61 13.29 2.22 1.49 1.36 3.40 4.62 0.10 0.04 0.04 0.039 256.00 33.00 67.00 268.00 7.00 0.00 5.00 20.00 0.50 1.70 0.00 0.07 0.03 6.20 3.72 4.40 0.00 5.80 7.28 38.77 0.02 0.30 0.00 9.10 0.04 3.50 16.00 0.00 43.60

Promedio 71.61 13.29 2.22 1.49 1.36 3.40 4.62 0.10 0.04 0.04 0.039 256.00 33.00 67.00 268.00 7.00 NA 5.00 20.00 0.50 1.70 NA 0.07 0.03 6.20 3.72 4.40 NA 5.80 7.28 38.77 0.02 0.30 NA 9.10 0.04 3.50 16.00 NA 43.60

Standard Deviation NA NA NA NA NA NA NA NA NA NA NA NA NA NA NA NA NA NA NA NA NA NA NA NA NA NA NA NA NA NA NA NA NA NA NA NA NA NA NA NA

VALENTINESITA (VAL)

1 1029435 47.59 3.48 40.05 1.63 3.65 0.49 1.26 0.19 0.13 0.12 0.031 348 29 98 43 13 <5 6 29 1.3 1.6 <20 <0.02 0.11 5.9 18.04 3.2 <5 8.8 6.56 5.37 0.04 0.5 0.04 2.3 <0.02 2 17 2.9 25.9

Maximo 47.59 3.48 40.05 1.63 3.65 0.49 1.26 0.19 0.13 0.12 0.031 348.00 29.00 98.00 43.00 13.00 0.00 6.00 29.00 1.30 1.60 0.00 0.00 0.11 5.90 18.04 3.20 0.00 8.80 6.56 5.37 0.04 0.50 0.04 2.30 0.00 2.00 17.00 2.90 25.90

Minimo 47.59 3.48 40.05 1.63 3.65 0.49 1.26 0.19 0.13 0.12 0.031 348.00 29.00 98.00 43.00 13.00 0.00 6.00 29.00 1.30 1.60 0.00 0.00 0.11 5.90 18.04 3.20 0.00 8.80 6.56 5.37 0.04 0.50 0.04 2.30 0.00 2.00 17.00 2.90 25.90

Promedio 47.59 3.48 40.05 1.63 3.65 0.49 1.26 0.19 0.13 0.12 0.031 348.00 29.00 98.00 43.00 13.00 NA 6.00 29.00 1.30 1.60 NA NA 0.11 5.90 18.04 3.20 NA 8.80 6.56 5.37 0.04 0.50 0.04 2.30 NA 2.00 17.00 2.90 25.90


NA: No Analizado

Tabla D.2.5.1 - Determinación de Elementos Anómalos del Desmonte Sector Sur





ANDESITA (AND)

28.37 6.50 3.43 2.35 4.32 0.89 1.08 0.29 0.02 0.15 0.012 576 77 224 168 37 15 18 37 5.6 2.3 <20 0.05 0.10 13.47 27.50 4.8 <5 19.3 17.65 12.74 0.03 0.3 0.05 9.2 0.12 1.2 48 0.5 47.8


31.91 6.87 1.94 0.76 1.88 1.16 1.71 0.15 0.02 0.06 0.008 884 28 266 169 15 11 4 34 4.1 0.7 <20 0.04 0.06 5.04 8.77 3.6 9 25.8 5.23 23.46 0.03 0.4 0.05 14.4 0.10 2.4 14 0.4 35.1


33.48 7.03 0.78 0.90 0.97 1.26 1.92 0.06 0.01 0.03 0.013 256 33 67 268 7 <5 5 20 0.5 1.7 <20 0.07 0.03 6.20 3.72 4.4 <5 5.8 7.28 38.77 0.02 0.3 NA 9.1 0.04 3.5 16 <0.1 43.6

VALENTINESITA (VAL)

22.25 1.84 14.01 0.98 2.61 0.18 0.52 0.11 0.03 0.09 0.011 348 29 98 43 13 <5 6 29 1.3 1.6 <20 <0.02 0.11 5.90 18.04 3.2 <5 8.8 6.56 5.37 0.04 0.5 0.04 2.3 <0.02 2.0 17 2.9 25.9

CORTEZA TERRESTRE *

30.35 7.74 3.09 1.35 2.94 2.57 2.87 0.31 0.07 0.05 0.004 668 18.6 316 237 20.7 26 7 55 2 1.8 17 123 0.102 11.6 14.3 14 56 32.3 1.4 17 0.31 0.083 10.3 0.75 2.5 53 1.4 52

* Wedepohl, 1995



Proyecto:

Compañía:

Referencia:

Promedio

Promedio

Promedio

Promedio

Esta

dís

tica

Esta

dís

tica

Esta

dís

tica

Esta

dís

tica

Promedio


Proyecto Valentines

Minera Aratiri


Tabla D.2.6 - Lixiviación a Corto Plazo (SPLP) del Desmonte Sector Sur

ID MUESTRAS 1029441 1029427 1029437 1029438 1029401

UnidadesLímite de

DetecciónAND AND VFR VFR VFR

pH Final pH Units 0.5 8.0 9.9 9.0 7.7 9.3 7.4 8.2

Conductividad µS/cm 0.5 118 82 100 57 58 31 48.7

Sulfatos mg/L 1 1 3 2 2 2 1 2

Acidez (a pH 8.3) mg CaCO3/L 1 1 NA 1 1 NA 2 2

Alcalinidad Total (a pH 4.5) mg CaCO3/L 1 54 30 42 20 23 14 19

Cloruro mg/L 0.2 1.2 3.2 2.2 2.9 4.1 2.8 3.3

Fluoruro mg/L 0.01 0.82 0.14 0.48 0.2 0.06 0.12 0.13

Fósforo Total mg P/L 0.001 0.019 0.01 0.015 0.106 0.134 0.124 0.121

Sólidos Totales Disueltos mg/L 10 72 42 57 46 66 48 53

Metales Disueltos

Dureza (CaCO3) mg/L 0.5 50.5 15.8 33.2 11.2 14 3 9.4

Al mg/L 0.0002 0.0134 0.215 0.1142 0.437 0.937 0.435 0.603

Sb mg/L 0.00002 0.00002 0.00074 0.00038 0.00006 0.00004 0.00008 0.00006

As mg/L 0.00002 0.00022 0.00127 0.000745 0.00132 0.0006 0.00173 0.00122

Ba mg/L 0.00002 0.00817 0.00821 0.00819 0.171 0.101 0.0105 0.09417

Be mg/L 0.00001 <0.00001 <0.00001 0 0.0001 0.00006 0.00004 7E-05

Bi mg/L 0.000005 <0.000005 <0.000005 0 <0.000005 0.000007 <0.000005 0

B mg/L 0.05 0.08 0.025 0.08 <0.05 <0.05 <0.05 0

Cd mg/L 0.000005 0.000009 0.0000025 0.000009 0.0000025 0.000012 0.0000025 6E-06

Cs mg/L 0.00005 <0.00005 <0.00005 0 <0.00005 <0.00005 <0.00005 0

Cr mg/L 0.0001 0.0044 0.0003 0.00235 0.0002 0.0003 0.0002 0.0002

Co mg/L 0.000005 0.0000025 0.000013 0.00000775 0.000185 0.000231 0.000355 0.00026

Cu mg/L 0.00005 0.00039 0.00027 0.00033 0.00857 0.00117 0.00229 0.00401

Fe mg/L 0.001 0.004 0.011 0.0075 0.072 0.264 0.199 0.178

La mg/L 0.00005 <0.00005 <0.00005 0 0.00523 0.00176 0.00075 0.00258

Pb mg/L 0.000005 0.000014 0.000022 0.000018 0.00258 0.00424 0.00181 0.00288

Li mg/L 0.0005 0.0042 0.001 0.0026 0.0011 0.0008 0.0007 0.0009

Mn mg/L 0.00005 0.0001 0.00055 0.000325 0.0118 0.0348 0.0183 0.0216

Mo mg/L 0.00005 0.0101 0.00102 0.00556 0.00061 0.00064 0.00027 0.00051

Ni mg/L 0.00002 0.00009 0.00096 0.000525 0.0052 0.00066 0.0023 0.002720

P mg/L 0.002 0.015 0.004 0.010 0.096 0.055 0.087 0.079

Rb mg/L 0.00005 0.00117 0.0101 0.00564 0.00199 0.00099 0.00021 0.00106

Se mg/L 0.00004 0.00002 0.00035 0.00019 0.00005 0.00002 0.00002 0.00003

Si mg/L 0.1 4.2 6.9 5.6 5.2 5 4.7 5.0

Ag mg/L 0.000005 <0.000005 <0.000005 0 0.000023 0.000006 0.000005 1E-05

Sr mg/L 0.00005 0.0776 0.0459 0.06175 0.0391 0.0381 0.00743 0.02821

Te mg/L 0.00002 <0.00002 <0.00002 0 <0.00002 <0.00002 <0.00002 0

Tl mg/L 0.000002 0.000003 0.000008 0.0000055 0.000005 0.000004 0.000001 3E-06

Th mg/L 0.000005 0.000024 0.0000025 0.000024 0.000239 0.000367 0.000195 0.00027

Sn mg/L 0.00001 0.000005 0.00004 0.0000225 0.00001 0.00002 0.00001 1.3E-05

Ti mg/L 0.0005 <0.0005 <0.0005 0 0.0013 0.006 0.0027 0.0033

W mg/L 0.00001 0.00487 0.007 0.005935 0.0115 0.00164 0.00051 0.00455

U mg/L 0.000002 0.000065 0.000023 0.000044 0.000317 0.000859 0.000344 0.000507

V mg/L 0.0002 0.0002 0.0076 0.0039 0.0077 0.0032 0.0043 0.005066667

Zn mg/L 0.0001 <0.0001 <0.0001 0 0.003 0.0029 0.0013 0.0024

Zr mg/L 0.0001 <0.0001 <0.0001 0 0.0003 0.0002 0.0003 0.0003

Ca mg/L 0.05 16.4 5.06 10.73 3.05 4.29 0.78 2.71

Mg mg/L 0.05 2.31 0.76 1.54 0.87 0.79 0.25 0.64

K mg/L 0.05 0.82 4.77 2.80 3.17 3.49 0.61 2.42

Na mg/L 0.05 2.42 5.52 3.97 3.89 3.23 4.38 3.83

S mg/L 10 <10 <10 0 <10 <10 <10 0

Hg ug/L 0.02 0.007 0.006 0.007 0.008 0.008 0.006 0.007

NA: No Analizado

Promedio

ANDPromedio VFR

Proyecto:

Compañía:

Referencia:


Proyecto Valentines

Minera Aratiri


Proyecto:

Compañía:

Referencia:

Tabla D.2.6.1 - Determinación de Elementos de Interés Ambiental en el Desmonte Sector Sur

ID MUESTRAS

UnidadesLímite de

DetecciónClase 1 Clase 2a Clase 2b Clase 3

pH Final pH Units 0.5 6.5-8.5 6.5-9 6.5-8.5 6.5-8.5 9.0 8.2

Conductividad µS/cm 0.5 100 48.7

Sulfatos mg/L 1 2 2

Acidez (a pH 8.3) mg CaCO3/L 1 1 2

Alcalinidad Total (a pH 4.5) mg CaCO3/L 1 42 19

Cloruro mg/L 0.2 2.2 3.3

Fluoruro mg/L 0.01 0.48 0.13


Sólidos Totales Disueltos mg/L 10 57 53

Metales Disueltos

Dureza (CaCO3) mg/L 0.5 33.2 9.4

Al mg/L 0.0002 0.1142 0.603

Sb mg/L 0.00002 0.00038 0.00006

As mg/L 0.00002 0.005 0.05 0.005 0.005 0.000745 0.00122

Ba mg/L 0.00002 0.00819 0.09417

Be mg/L 0.00001 0 7E-05

Bi mg/L 0.000005 0 0

B mg/L 0.05 0.5 0.08 0

Cd mg/L 0.000005 0.001 0.001 0.005 0.001 0.000009 6E-06

Cs mg/L 0.00005 0 0

Cr mg/L 0.0001 0.05 0.005 0.05 0.05 0.00235 0.0002

Co mg/L 0.000005 0.00000775 0.00026

Cu mg/L 0.00005 0.2 0.2 0.2 0.2 0.00033 0.00401

Fe mg/L 0.001 0.0075 0.178

La mg/L 0.00005 0 0.00258

Pb mg/L 0.000005 0.03 0.03 0.03 0.03 0.000018 0.00288

Li mg/L 0.0005 0.0026 0.0009

Mn mg/L 0.00005 0.000325 0.0216

Mo mg/L 0.00005 0.00556 0.00051

Ni mg/L 0.00002 0.02 0.002 0.02 0.02 0.000525 0.002720

P mg/L 0.002 0.010 0.079

Rb mg/L 0.00005 0.00564 0.00106

Se mg/L 0.00004 0.00019 0.00003

Si mg/L 0.1 5.6 5.0

Ag mg/L 0.000005 0 1E-05

Sr mg/L 0.00005 0.06175 0.02821

Te mg/L 0.00002 0 0

Tl mg/L 0.000002 0.0000055 3E-06

Th mg/L 0.000005 0.000024 0.00027

Sn mg/L 0.00001 0.0000225 1.3E-05

Ti mg/L 0.0005 0 0.0033

W mg/L 0.00001 0.005935 0.00455

U mg/L 0.000002 0.000044 0.000507

V mg/L 0.0002 0.0039 0.005066667

Zn mg/L 0.0001 0.03 0.03 0.03 0.03 0 0.0024

Zr mg/L 0.0001 0 0.0003

Ca mg/L 0.05 10.73 2.71

Mg mg/L 0.05 1.54 0.64

K mg/L 0.05 2.80 2.42

Na mg/L 0.05 3.97 3.83

S mg/L 10 0 0

Hg ug/L 0.02 0.2 0.2 0.2 0.2 0.007 0.007

NA: No Analizado






Promedio

VFR

Clasificación Según su UsoPromedio

AND


Proyecto Valentines

Minera Aratiri

SECTOR NORTE - PARED FINAL DE LA CANTERA (N-PFC)

Tabla D.2.7 - Balance Acido Base (ABA) de la Pared Final de la Cantera Sector Norte


(Total)

S

(Sufuro)

S

(Sulfato)PA NP

C



1000t)

(t CaCO3/

1000t)(% peso) (% peso)

(t CaCO3/

1000t)

(t CaCO3/




ANDESITA (AND)

1 1029444 9.5 0.12 0.11 <0.01 3.44 22.1 0.19 0.69 15.7 18.7 6 Moderate

2 1029451 9.3 0.08 0.07 <0.01 2.19 28.1 0.30 1.07 24.3 25.9 13 Strong

3 1029449 9.5 0.07 0.05 <0.01 1.56 12.3 0.10 0.35 8.0 10.7 8 Slight

Maximo 9.5 0.12 0.11 0.005 3.44 28.1 0.30 1.07 24.33 25.91 13

Minimo 9.3 0.07 0.05 0.005 1.56 12.3 0.10 0.35 7.96 10.74 6

Promedio 9.5 0.09 0.08 0.005 2.40 20.8 0.20 0.70 16.00 18.44 9

Standard Deviation 0.1 0.03 0.03 0.00 0.95 8.0 0.10 0.36 8.19 7.59 3.4


1 1029447 9.8 <0.02 <0.01 <0.01 0.16 9.0 0.09 0.30 6.8 8.8 58 Slight

Maximo 9.8 0.01 0.005 0.005 0.16 9.0 0.09 0.30 6.82 8.84 58

Minimo 9.8 0.01 0.005 0.005 0.16 9.0 0.09 0.30 6.82 8.84 58

Promedio 9.8 0.01 0.005 0.005 0.16 9.0 0.09 0.30 6.82 8.84 58


Notas:


PA = % S (Total) * 31.25




NA: No Analizado

Es

tad

ísti

ca

Proyecto:

Compañía:

Referencia:

Es

tad

ísti

ca


Proyecto Valentines

Minera Aratiri

SECTOR SUR - PARED FINAL DE LA CANTERA (S-PFC)

Tabla D.2.8 - Balance Acido Base (ABA) de la Pared Final de la Cantera Sector Sur


(Total)

S

(Sufuro)

S

(Sulfato)PA NP

C



1000t)

(t CaCO3/

1000t)(% peso) (% peso)

(t CaCO3/

1000t)

(t CaCO3/




ANDESITA (AND)

1 1029456 9.9 0.02 0.01 0.01 0.31 13.2 0.05 0.14 3.2 12.9 42 None

2 1029411 9.7 ˂0.02 0.01 ˂0.01 0.31 17.3 0.10 0.36 8.2 17.0 55 Slight

Maximo 9.9 0.02 0.01 0.01 0.31 17.3 0.10 0.36 8.19 16.99 55

Minimo 9.7 0.01 0.01 0.005 0.31 13.2 0.05 0.14 3.18 12.89 42

Promedio 9.8 0.015 0.01 0.008 0.31 15.3 0.08 0.25 5.69 14.94 49



1 1029420 9.52 ˂0.02 ˂0.01 ˂0.01 0.16 14.0 0.12 0.44 10.0 13.8 90 Slight

2 1029421 9.6 ˂0.02 0.01 ˂0.01 0.31 8.8 0.03 0.08 1.8 8.5 28 None

3 1029443 9.8 ˂0.02 0.01 ˂0.01 0.31 8.0 0.02 0.07 1.6 7.7 26 None

Maximo 9.8 0.01 0.01 0.005 0.31 14.0 0.12 0.44 10.01 13.84 90

Minimo 9.5 0.01 0.005 0.005 0.16 8.0 0.02 0.07 1.59 7.69 26

Promedio 9.6 0.01 0.008 0.005 0.26 10.3 0.06 0.20 4.47 10.01 48


Notas:


PA = % S (Total) * 31.25




NA: No Analizado

Es

tad

ísti

ca

Proyecto:

Compañía:

Referencia:

Es

tad

ísti

ca


Proyecto Valentines

Minera Aratiri

RELAVE

Tabla D.2.9 - Balance Acido Base (ABA) del Relave


(Total)

S

(Sufuro)

S

(Sulfato)PA NP

C



1000t)

(t CaCO3/

1000t)(% peso) (% peso)

(t CaCO3/

1000t)

(t CaCO3/




RELAVE

1 A12978 8.8 0.08 0.07 0.01 2.19 18.6 0.32 0.78 17.7 16.4 9 Slight

Maximo 8.8 0.08 0.07 0.01 2.19 18.6 0.32 0.78 17.74 16.41 9

Minimo 8.8 0.08 0.07 0.01 2.19 18.6 0.32 0.78 17.74 16.41 9

Promedio 8.8 0.08 0.07 0.01 2.19 18.6 0.32 0.78 17.74 16.41 9


Notas:


PA = % S (Total) * 31.25




NA: No Analizado

Proyecto:

Compañía:

Referencia:

Es

tad

ísti

ca


Proyecto Valentines

Minera Aratiri

RELAVE

Tabla D.2.10 - Análisis Composicional Completo (WRA) del Relave


UNIDADES % % % % % % % % % % % ppm ppm ppm ppm ppm ppm ppm (ppb) (ppm) (ppb) (ppm) (ppm) (ppm) (ppm) (ppm) (ppm) (ppb) (ppm) (ppm) (ppm) (ppm) (ppm) (ppm) (ppm) (ppm) (ppm) (ppm) (ppm) (ppm)




1 A12978 67.67 5.62 13.93 3.31 4.47 0.88 2.09 0.22 0.21 0.14 0.02 687 37 177 82 20 <5 7 37 2.7 1 ˂20 0.02 0.08 5.8 21.4 3 ˂5 14.7 5.53 7.94 0.23 ˂0.1 ˂0.02 5.8 0.03 0.7 13 2.6 28

Maximo 67.67 5.62 13.93 3.31 4.47 0.88 2.09 0.22 0.21 0.14 0.020 687.00 37.00 177.00 82.00 20.00 0.00 7.00 37.00 2.70 1.00 0.00 0.02 0.08 5.80 21.40 3.00 0.00 14.70 5.53 7.94 0.23 0.00 0.00 5.80 0.03 0.70 13.00 2.60 28.00

Minimo 67.67 5.62 13.93 3.31 4.47 0.88 2.09 0.22 0.21 0.14 0.020 687.00 37.00 177.00 82.00 20.00 0.00 7.00 37.00 2.70 1.00 0.00 0.02 0.08 5.80 21.40 3.00 0.00 14.70 5.53 7.94 0.23 0.00 0.00 5.80 0.03 0.70 13.00 2.60 28.00

Promedio 67.67 5.62 13.93 3.31 4.47 0.88 2.09 0.22 0.21 0.14 0.020 687.00 37.00 177.00 82.00 20.00 NA 7.00 37.00 2.70 1.00 NA 0.02 0.08 5.80 21.40 3.00 NA 14.70 5.53 7.94 0.23 NA NA 5.80 0.03 0.70 13.00 2.60 28.00


NA: No Analizado

Tabla D.2.10.1 - Determinación de Elementos Anómalos del Relave





ANDESITA (AND)

31.63 2.97 4.87 2.00 3.19 0.33 0.87 0.13 0.05 0.11 0.01 687 37 177 82 20 <5 7 37 2.7 1.0 ˂20 0.02 0.08 5.80 21.40 3.0 ˂5 14.7 5.53 7.94 0.23 ˂0.1 ˂0.02 5.8 0.03 0.7 13 2.6 28.0

CORTEZA TERRESTRE *

30.35 7.74 3.09 1.35 2.94 2.57 2.87 0.31 0.07 0.05 0.004 668 18.6 316 237 20.7 26 7 55 2 1.8 17 123 0.102 11.6 14.3 14 56 32.3 1.4 17 0.31 0.083 10.3 0.75 2.5 53 1.4 52

* Wedepohl, 1995



Promedio

Proyecto:

Compañía:

Referencia:

Esta

dís

tica

Promedio


Proyecto Valentines

Minera Aratiri

RELAVE

Tabla D.2.11 - Determinación de Elementos de Interés Ambiental en el Relave

ID MUESTRAS

UnidadesLímite de

DetecciónClase 1 Clase 2a Clase 2b Clase 3 Sem 0 Sem 1 Sem 2 Sem 3 Sem 4

pH Final pH Units 0.5 6.5-8.5 6.5-9 6.5-8.5 6.5-8.5 7.9 8.7 8.5 8.7 8.5

Conductividad µS/cm 0.5 672 209 155 113 115

Sulfatos mg/L 1 14 17 9 7

Acidez (a pH 8.3) mg CaCO3/L 1 2

Alcalinidad Total (a pH 4.5) mg CaCO3/L 1 53 57 54 46 47

Metales Disueltos

Dureza (CaCO3) mg/L 0.5 71 30 38 37

Al mg/L 0.0002 0.036 0.043 0.051 0.0581

Sb mg/L 0.00002 0.0013 0.00151 0.0013 0.00097

As mg/L 0.00002 0.005 0.05 0.005 0.005 0.0581 0.116 0.108 0.0716

Ba mg/L 0.00002 0.0457 0.0488 0.094 0.102

Be mg/L 0.00001 <0.00005 <0.00001 <0.00005 <0.00001

Bi mg/L 0.000005 <0.00003 <0.000005 <0.00003 <0.000005

B mg/L 0.05 0.5 <0.3 0.09 <0.3 <0.05

Cd mg/L 0.000005 0.001 0.001 0.005 0.001 <0.00003 0.000008 <0.00003 0.000005

Cs mg/L 0.00005 <0.0003 <0.00005 <0.0003 <0.00005

Cr mg/L 0.0001 0.05 0.005 0.05 0.05 <0.0005 0.0004 <0.0005 0.0001

Co mg/L 0.000005 0.00004 0.00002 <0.00003 0.000027

Cu mg/L 0.00005 0.2 0.2 0.2 0.2 0.004 0.00241 0.0022 0.00104

Fe mg/L 0.001 0.03 0.036 0.042 0.042

La mg/L 0.00005 <0.0003 <0.00005 <0.0003 <0.00005

Pb mg/L 0.000005 0.03 0.03 0.03 0.03 0.00012 0.000267 0.00021 0.000303

Li mg/L 0.0005 0.011 0.0048 0.005 0.0038

Mn mg/L 0.00005 0.0196 0.00969 0.0139 0.0091

Mo mg/L 0.00005 0.0063 0.00292 0.0018 0.00067

Ni mg/L 0.00002 0.02 0.002 0.02 0.02 0.0021 0.00084 0.0004 0.00027

P mg/L 0.002 0.025 0.025 0.025 0.025 0.010 0.016 <0.01 0.019

Rb mg/L 0.00005 0.01550 0.01070 0.01260 0.01220

Se mg/L 0.00004 0.00200 0.00096 0.00060 0.00076

Si mg/L 0.1 5.0 6.8 7.0 5.4

Ag mg/L 0.000005 <0.00003 <0.000005 <0.00003 <0.000005

Sr mg/L 0.00005 0.125 0.0559 0.0762 0.0766

Te mg/L 0.00002 <0.0001 <0.00002 <0.0001 <0.00002

Tl mg/L 0.000002 0.00003 0.000016 <0.00001 0.000024

Th mg/L 0.000005 <0.00003 0.00001 <0.00003 <0.000005

Sn mg/L 0.00001 0.00906 0.00618 0.00502 0.00472

Ti mg/L 0.0005 <0.003 <0.0005 0.004 0.0006

W mg/L 0.00001 0.148 0.145 0.0801 0.0356

U mg/L 0.000002 0.00161 0.00108 0.00136 0.00107

V mg/L 0.0002 <0.001 0.0022 0.002 0.0017

Zn mg/L 0.0001 0.03 0.03 0.03 0.03 0.0013 0.001 <0.0005 0.0006

Zr mg/L 0.0001 <0.0005 0.0001 <0.0005 <0.0001

Ca mg/L 0.05 16.8 7.72 9.7 10

Mg mg/L 0.05 7.10 2.61 3.30 2.89

K mg/L 0.05 13.40 7.30 7.60 6.06

Na mg/L 0.05 84.5 22.7 12.4 4.22

Hg ug/L 0.02 0.2 0.2 0.2 0.2 0.007 <0.002 0.002 <0.002

NA: No Analizado






Clasificación Según su Uso Lixiviado Semanal HC

Proyecto:

Compañía:

Referencia:


Resumen de Resultados del Programa de Ensayos Estáticos del Desmonte

Muestras ABA(1)

Compuestos Minerales (2)

Elementos Mayores y

Menores(3)

(metales

anómalos)

Resultados en el Lixiviado

SPLP (elementos de

interés)

pH pasta = 9.0 Cuarzo 14% pH del lixiviado = 9.5

%S (4)

= 0.03 K-Feldespato 10%

NP (TCaCO3/1,000T) = 19.2 Aluminosilicatos (Fe, Ca, Na y Mg) 57%

Se considera como

elementos de interés (5)

:


Calcita 2% As (0.00687 mg/L)

Almandino 0.8%

Magnetita 3.4%


%S (4)



Se considera como


:


Calcita 0.8%

Almandino 1.1%

Hematita 3.6%


%S (4)


NP (TCaCO3/1,000T) = 19.3 Aluminosilicatos (Fe, Ca, Na y Mg) 50%Mo (17.65 mg/kg)

NNP (TCaCO3/1,000T) = 18.4 Actinolita 9.6%

Calcita 0.3%

Almandino 0.8%

Magnetita 3.3%


%S (4)


NP (TCaCO3/1,000T) = 10 Aluminosilicatos (Fe, Ca, Na y Mg) 46.3%

Se considera como


:


Calcita 1.6%

pH pasta = 9.4 Cuarzo 33.4% pH del lixiviado = 9.4

%S (4)

˂ 0.01 K-Feldespato 24%


Se considera como


:

NNP (TCaCO3/1,000T) = 15.2 Calcita 1.5% P (0.046 mg/L)

Hematita 0.2%

pH pasta = 8.8

%S (4)

= 0.01

NP (TCaCO3/1,000T) = 31.7 NA

NNP (TCaCO3/1,000T) = 31.4 NA

Notas:

(1) Valores promedios obtenidos por litología.

(2) Análisis mineralógico por difracción de rayos X (Rietveld XRD).

(3) Elementos mayores calculados a partir del valor medido como su respectivo óxido equivalente (WRA) y los elementos menores medidos por ICP-MS.

(4) %S = Porcentaje de azufre como sulfuro.

(5) Niveles comparados referencialmente con el estándar de calidad de agua superficial del Uruguay, Decreto 253/79.

(6) Cuando su composición promedio se encuentra por encima del promedio en la corteza terrestre.

(7) Corresponde al lixiviado de la Semana 0 de la celda de humedad HC5.

NA: No analizado.

En su composición no se

encontraron elementos cuya

concentración estuviera

significativamente por encima

del promedio en la corteza

terrestre.

VALENTINESITA (VAL)

Se analizaron 1 muestras

de esta litología.






terrestre.

SE

RC

TO

R S

UR

(U

ria

, M

ule

ro, M

aid

an

a y

Mo

roch

o)

ANDESITA (AND)


de esta litología, además se

elaboró un compósito para


Se considera como elemento

anómalo (6)

:

En la composición del

lixiviado no encontraron

elementos cuya

concentración supere los

estándares de calidad de

agua.











terrestre.






SE

CT

OR

NO

RT

E (

La

s P

alm

as)

ANDESITA (AND)










terrestre.











terrestre.


Resumen de Resultados del Programa de Ensayos Estáticos de la Pared Final de las Canteras

Muestras ABA(1)

pH pasta = 9.5

%S (2)

= 0.08

NP (TCaCO3/1,000T) = 20.8

NNP (TCaCO3/1,000T) = 18.4

pH pasta = 9.8

%S (2)

= ˂0.01

NP (TCaCO3/1,000T) = 9.0

NNP (TCaCO3/1,000T) = 8.8

pH pasta = 9.8

%S (2)

= 0.01

NP (TCaCO3/1,000T) = 15.3

NNP (TCaCO3/1,000T) = 14.9

pH pasta = 9.6

%S (2)

= 0.01

NP (TCaCO3/1,000T) = 10.3

NNP (TCaCO3/1,000T) = 10.0

Notas:



SE

RC

TO

R S

UR

(U

ria

, M

ule

ro,

Ma

ida

na

y M

oro

ch

o)

ANDESITA (AND)

Se analizaron 2 muestras de

esta litología.



esta litología.

SE

CT

OR

NO

RT

E (

La

s P

alm

as) ANDESITA (AND)


esta litología.


Se analizaró 1 muestras de esta

litología.

Rev: 0

Fecha: Abril 2011

J10.82.13.01: Proyecto Valentines – Extracción y beneficiamiento de mineral de hierro, mineroducto y terminal portuaria

Resumen de Resultados del Programa de Ensayos Estáticos del Relave

Muestras ABA(1)

Compuestos Minerales (2)

Elementos Mayores y

Menores(3)

(metales

anómalos)

Resultados en el Lixiviado

HC(4)

(elementos de

interés)


%S (5)



Se considera como


:

NNP (TCaCO3/1,000T) = 16.4 Actinolita 7.9% As (0.0581 mg/L)

Calcita 1.1%

Hematita 3.4%

Magnetita 6.6%

Notas:


(2) Análisis mineralógico por difracción de rayos X (Rietveld XRD).

(3) Elementos mayores calculados a partir del valor medido como su respectivo óxido equivalente (WRA) y los elementos menores medidos por ICP-MS.

(4) Corresponde al lixiviado de la Semana 0 de la celda de humedad HC5.


(6) Niveles comparados referencialmente con el estándar de calidad de agua superficial del Uruguay, Decreto 253/79.






terrestre.

Se analizó 1 muestra de

esta litología, además se




Tabla D.4.1 - Resultados HC1 a la Semana 15

Fecha de Muestreo 8-Nov-10 15-Nov-10 22-Nov-10 29-Nov-10 6-Dec-10 13-Dec-10 20-Dec-10 27-Dec-10 3-Jan-11 10-Jan-11 17-Jan-11 24-Jan-11 31-Jan-11 7-Feb-11 14-Feb-11 21-Feb-11

Semana Unidades LD 0 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15

Volúmen Agregado L 0.005 0.75 0.5 0.5 0.5 0.5 0.5 0.5 0.5 0.5 0.5 0.5 0.5 0.5 0.5 0.5 0.5

Volúmen Recolectado L 0.005 0.71 0.485 0.485 0.49 0.495 0.485 0.48 0.49 0.47 0.485 0.49 0.485 0.495 0.5 0.495 0.485

pH Unidades de pH 0.01 9.51 9.29 9.18 9.10 8.92 8.99 8.96 8.71 8.61 8.85 8.85 8.64 8.76 8.78 8.78 8.92

CE uS/cm 1 64 65 49 41 39 35 36 34 31 32 33 31 34 32 32 31

Sulfato mg/L 1 1 4 2 2 2 2 1 1 1 2 1 1 2 3 2 0.5

Acidez a pH 4,5 mg CaCO3/L 1 #N/A #N/A #N/A #N/A #N/A #N/A #N/A #N/A #N/A #N/A #N/A #N/A #N/A #N/A #N/A #N/A

Acidez a pH 8,3 mg CaCO3/L 1 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0

Alcalinidad total a pH 4,5 mg CaCO3/L 1 25 26 22 21 19 18 17 17 15 16 16 16 16 16 16 15

Dureza (Ca, Mg) mg CaCO3/L 1 11 11 9 10 11 11 12 11 12 13 12 12 15 13 14 12

Al mg/L 0.0002 0.145 0.10500 0.09280 0.09290 0.0869 0.09070 0.08790 0.08000 0.0851 0.08650 0.08740 0.08450 0.0871 0.0763 0.0774 0.0781

As mg/L 0.00002 0.00066 0.00 0.00 0.00 0.00037 0.00 0.0 0.0 0.00025 0.00 0.00 0.00 0.00018 0.00 0.00022 0.00022

P mg/L 0.002 0.006 0.001 0.0080 0.001 0.001 0.001 0.001 0.001 0.002 0.001 0.001 0.001 0.001 0.001 0.001 0.009

Ca mg/L 0.05 4.33 4.34 3.44 3.8 4.04 4.22 4.76 4.30 4.4 4.79 4.77 4.62 5.6 4.94 5.22 4.71

Mg mg/L 0.05 0.1 0.12 0.10 0.10 0.12 0.11 0.130 0.130 0.11 0.12 0.120 0.12 0.14 0.13 0.14 0.12

K mg/L 0.1 0.45 0.3400 0.2600 0.2300 0.22 0.1700 0.1600 0.1400 0.24 0.1200 0.1200 0.1100 0.11 0.1200 0.11 0.1

Na mg/L 0.05 7.55 8.2900 5.170 3.900 2.98 2.240 1.85 1.31 1.13 0.910 0.790 0.640 0.58 0.470 0.44 0.41

% S-Sulfuro % 0.03

NP TCaCO3 /1000T 19.2

Peso de la Muestra Kg 1

GENERACION DE ACIDEZ

Ratio de Generación de Acidez mg CaCO3/Kg/Semana 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00

Ratio de Generación de Sulfato mg/Kg/Semana 0.71 1.94 0.97 0.98 0.99 0.97 0.48 0.49 0.47 0.97 0.49 0.49 0.99 1.50 0.99 0.24

Generación de Sulfato Acumulada mg/Kg 0.71 2.65 3.62 4.60 5.59 6.56 7.04 7.53 8.00 8.97 9.46 9.95 10.94 12.44 13.43 13.67

S-Sulfuro Remanente % del Original 99.92 99.71 99.60 99.49 99.38 99.27 99.22 99.16 99.11 99.00 98.95 98.89 98.78 98.62 98.51 98.48

RATIO MOLAR NP

Ratio Molar de Carbonato 27.10 7.15 9.88 9.01 8.33 7.72 15.98 13.73 13.64 7.00 13.70 13.02 7.66 4.49 7.06 25.48

NEUTRALIZACION Y CONSUMO DEL POTENCIAL DEL NEUTRALIZACION (NP)

Ratio de Producción de la Alcalinidad mg CaCO3/Kg/Semana 17.75 12.61 10.67 10.29 9.41 8.73 8.16 8.33 7.05 7.76 7.84 7.76 7.92 8.00 7.92 7.28

Ratio del Consumo de NP mg CaCO3/Kg/Semana 20.05 14.46 9.99 9.20 8.59 7.80 7.99 7.01 6.68 7.08 7.00 6.58 7.90 7.02 7.28 6.44

Consumo Teorico de NP a pH 6 mg CaCO3/Kg/Semana 0.74 2.02 1.01 1.02 1.03 1.01 0.50 0.51 0.49 1.01 0.51 0.51 1.03 1.56 1.03 0.25

Consumo Empirico de NP (sistema abierto) a pH circun-neutral mg CaCO3/Kg/Semana 18.49 14.63 11.68 11.31 10.44 9.74 8.66 8.84 7.54 8.77 8.35 8.27 8.95 9.56 8.95 7.53

Consumo Teorico de NP (sistema cerrado) por encima de pH 6.5 mg CaCO3/Kg/Semana 1.48 4.04 2.02 2.04 2.06 2.02 1.00 1.02 0.98 2.02 1.02 1.01 2.06 3.13 2.06 0.51

Ratio de Consumo de NP Acumulado mg CaCO3/Kg 20.05 34.51 44.49 53.70 62.29 70.09 78.08 85.09 91.77 98.84 105.84 112.42 120.32 127.35 134.63 141.07

NP Remanente % del Original 99.90 99.82 99.77 99.72 99.68 99.63 99.59 99.56 99.52 99.49 99.45 99.41 99.37 99.34 99.30 99.27

RATIO DE LIXIVIACIÓN DE ELEMENTOS DE INTERES

Ratio de Lixiviación del Aluminio

AlInicial mg/Kg 56416

Al mg/Kg/Semana 0.1030 0.0509 0.0450 0.0455 0.0430 0.0440 0.0422 0.0392 0.0400 0.0420 0.0428 0.0410 0.0431 0.0382 0.0383 0.0379

AlLavado final mg/Kg/Semana 0.0000 0.0000 0.0000 0.0000 0.0000 0.0000 0.0000 0.0000 0.0000 0.0000 0.0000 0.0000 0.0000 0.0000 0.0000 0.0000

Al + AlLavado final mg/Kg/Semana 0.1030 0.0509 0.0450 0.0455 0.0430 0.0440 0.0422 0.0392 0.0400 0.0420 0.0428 0.0410 0.0431 0.0382 0.0383 0.0379

AlAcumulado mg/Kg 0.1030 0.1539 0.1989 0.2444 0.2874 0.3314 0.3736 0.4128 0.4528 0.4948 0.5376 0.5786 0.6217 0.6598 0.6981 0.7360

AlRemanente % del Original 99.99982 99.99973 99.99965 99.99957 99.99949 99.99941 99.99934 99.99927 99.99920 99.99912 99.99905 99.99897 99.99890 99.99883 99.99876 99.99870

Ratio de Lixiviación del Arsénico

AsInicial mg/Kg 0.70

As mg/Kg/Semana 0.0005 0.0003 0.0002 0.0002 0.0002 0.0001 0.0001 0.0002 0.0001 0.0001 0.0001 0.0003 0.0001 0.0001 0.0001 0.0001

AsLavado final mg/Kg/Semana 0.0000 0.0000 0.0000 0.0000 0.0000 0.0000 0.0000 0.0000 0.0000 0.0000 0.0000 0.0000 0.0000 0.0000 0.0000 0.0000

As + AsLavado final mg/Kg/Semana 0.0005 0.0003 0.0002 0.0002 0.0002 0.0001 0.0001 0.0002 0.0001 0.0001 0.0001 0.0003 0.0001 0.0001 0.0001 0.0001

AsAcumulado mg/Kg 0.0005 0.0008 0.0010 0.0012 0.0014 0.0015 0.0017 0.0019 0.0020 0.0022 0.0023 0.0026 0.0027 0.0028 0.0029 0.0030

AsRemanente % del Original 99.93 99.89 99.86 99.83 99.80 99.78 99.76 99.72 99.71 99.69 99.67 99.63 99.62 99.61 99.59 99.57

Ratio de Lixiviación del Fósforo

PInicial mg/Kg 300

P mg/Kg/Semana 0.0043 0.0005 0.0039 0.0005 0.0005 0.0005 0.0005 0.0005 0.0009 0.0005 0.0005 0.0005 0.0005 0.0005 0.0005 0.0044

PLavado final mg/Kg/Semana 0.000 0.000 0.000 0.000 0.000 0.000 0.000 0.000 0.000 0.000 0.000 0.000 0.000 0.000 0.000 0.000

P + PLavado final mg/Kg/Semana 0.004 0.000 0.004 0.000 0.000 0.000 0.000 0.000 0.001 0.000 0.000 0.000 0.000 0.001 0.000 0.004

PAcumulado mg/Kg 0.004 0.005 0.009 0.009 0.010 0.010 0.011 0.011 0.012 0.012 0.013 0.013 0.014 0.014 0.015 0.019

PRemanente % del Original 99.9986 99.9984 99.9971 99.9970 99.9968 99.9966 99.9965 99.9963 99.9960 99.9958 99.9957 99.9955 99.9953 99.9952 99.9950 99.9936







pH Unidades de pH 0.01 9.34 8.95 8.80 8.74 8.65 8.68 8.67 8.74 8.40 8.63 8.49 8.48 8.26 8.52 8.46 8.55

CE uS/cm 1 67 59 54 46 46 44 43 37 41 41 40 37 39 36 35 36

Sulfato mg/L 1 2 5 2 2 2 1 2 2 2 2 1 1 2 2 2 0.5





Al mg/L 0.0002 0.101 0.07160 0.05660 0.07500 0.0655 0.07290 0.07390 0.06980 0.0575 0.07240 0.07420 0.07820 0.0763 0.0679 0.0715 0.0629

As mg/L 0.00002 0.00106 0.00114 0.00094 0.00112 0.00079 0.00076 0.00072 0.00057 0.00071 0.00065 0.00055 0.00052 0.00047 0.00047 0.00041 0.00041

P mg/L 0.002 0.007 0.003 0.0080 0.001 0.001 0.001 0.001 0.001 0.003 0.001 0.001 0.006 0.003 0.001 0.001 0.01

Ca mg/L 0.05 5.17 4.97 5.22 4.8 5.2 5.25 5.13 4.51 5.33 4.69 4.71 4.97 5.39 4.96 4.84 4.94

Mg mg/L 0.05 0.88 0.680 0.630 0.640 0.7 0.70 0.670 0.600 0.67 0.68 0.630 0.68 0.61 0.59 0.62 0.61

K mg/L 0.1 1.2 1.1 1.0 0.9 0.9 0.8 0.8 0.7 0.8 0.7 0.7 0.7 0.6 0.7 0.6 0.6

Na mg/L 0.05 4.07 4.72 3.39 2.54 1.96 1.54 1.20 0.85 0.87 0.71 0.58 0.55 0.45 0.37 0.35 0.34

% S-Sulfuro % 0.02

NP TCaCO3 /1000T 24.1







RATIO MOLAR NP













Al mg/Kg/Semana 0.0626 0.0344 0.0283 0.0356 0.0324 0.0365 0.0358 0.0346 0.0282 0.0355 0.0356 0.0371 0.0370 0.0336 0.0347 0.0305






AsInicial mg/Kg 0.60

As mg/Kg/Semana 0.0007 0.0005 0.0005 0.0005 0.0004 0.0004 0.0003 0.0003 0.0003 0.0003 0.0003 0.0002 0.0002 0.0002 0.0002 0.0002






PInicial mg/Kg 327

P mg/Kg/Semana 0.0043 0.0014 0.0040 0.0005 0.0005 0.0005 0.0005 0.0005 0.0015 0.0005 0.0005 0.0029 0.0015 0.0005 0.0005 0.0049



PAcumulado mg/Kg 0.004 0.006 0.010 0.010 0.011 0.011 0.012 0.012 0.014 0.014 0.015 0.018 0.019 0.019 0.020 0.025








pH Unidades de pH 0.01 9.30 8.85 8.70 8.69 8.46 8.52 8.55 8.51 8.36 8.39 8.49 8.38 8.34 8.38 8.34 8.51

CE uS/cm 1 64 71 65 57 63 53 54 50 50 51 53 51 53 49 44 50

Sulfato mg/L 1 3 4 2 2 1 2 0.5 1 2 1 1 0.5 2 2 2 0.5





Al mg/L 0.0002 0.0948 0.10800 0.08000 0.10100 0.0922 0.09480 0.11700 0.11400 0.0889 0.10800 0.10200 0.13100 0.121 0.1170 0.0924 0.11

As mg/L 0.00002 0.00094 0.00138 0.00143 0.00162 0.00166 0.00146 0.00147 0.00136 0.00138 0.00113 0.00103 0.00143 0.00107 0.00106 0.00090 0.00103

P mg/L 0.002 0.006 0.008 0.0110 0.003 0.004 0.001 0.001 0.001 0.003 0.001 0.001 0.003 0.003 0.001 0.001 0.01

Ca mg/L 0.05 4.76 6.24 5.98 6.1 6.93 6.41 6.53 6.59 6.73 6.12 6.26 7.21 7.4 6.55 6.27 6.45

Mg mg/L 0.05 0.54 1.450 1.350 1.410 1.54 1.41 1.390 1.300 1.34 1.25 1.220 1.28 1.16 1.11 1.05 1.08

K mg/L 0.1 1.2 1.1 1.0 0.9 1.0 0.7 0.7 0.7 0.7 0.6 0.6 0.6 0.6 0.6 0.5 0.5

Na mg/L 0.05 5.09 4.63 3.40 2.44 1.88 1.25 1.02 0.70 0.72 0.57 0.49 0.49 0.40 0.36 0.31 0.32

% S-Sulfuro % 0.02

NP TCaCO3 /1000T 13







RATIO MOLAR NP













Al mg/Kg/Semana 0.0630 0.0540 0.0400 0.0480 0.0461 0.0469 0.0550 0.0564 0.0436 0.0529 0.0490 0.0635 0.0605 0.0579 0.0457 0.0539






AsInicial mg/Kg 1.3

As mg/Kg/Semana 0.0006 0.0007 0.0007 0.0008 0.0008 0.0007 0.0007 0.0007 0.0007 0.0006 0.0005 0.0007 0.0005 0.0005 0.0004 0.0005






PInicial mg/Kg 153

P mg/Kg/Semana 0.0040 0.0040 0.0055 0.0014 0.0020 0.0005 0.0005 0.0005 0.0015 0.0005 0.0005 0.0015 0.0015 0.0005 0.0005 0.0049



PAcumulado mg/Kg 0.004 0.008 0.013 0.015 0.017 0.017 0.018 0.018 0.020 0.020 0.021 0.022 0.024 0.024 0.025 0.030








pH Unidades de pH 0.01 9.31 8.96 8.81 8.75 8.62 8.69 8.58 8.35 8.23 8.48 8.30 8.37 8.17 8.24 8.33 8.44

CE uS/cm 1 56 56 51 46 44 40 39 35 37 38 36 34 36 33 33 31

Sulfato mg/L 1 1 4 2 2 1 2 2 1 2 1 1 0.5 2 3 2 0.5





Al mg/L 0.0002 0.0895 0.07550 0.06810 0.07450 0.0713 0.07810 0.07540 0.07420 0.0732 0.08330 0.08120 0.09130 0.0841 0.0839 0.0782 0.0831

As mg/L 0.00002 0.00066 0.00101 0.00112 0.00160 0.00135 0.00122 0.00116 0.00106 0.00124 0.00111 0.00113 0.00115 0.00107 0.00103 0.00100 0.00102

P mg/L 0.002 0.011 0.011 0.0100 0.002 0.001 0.001 0.001 0.001 0.001 0.001 0.001 0.001 0.001 0.001 0.001 0.012

Ca mg/L 0.05 4.76 6.24 5.98 6.1 6.93 6.41 6.53 6.59 6.73 6.12 6.26 7.21 7.4 6.55 6.27 6.45

Mg mg/L 0.05 0.54 1.450 1.350 1.410 1.54 1.41 1.390 1.300 1.34 1.25 1.220 1.28 1.16 1.11 1.05 1.08

K mg/L 0.1 1.7 1.7 1.4 1.4 1.4 1.1 1.0 1.0 1.1 1.0 0.9 1.0 0.9 0.9 0.9 0.8

Na mg/L 0.05 3.60 3.66 2.37 1.90 1.34 1.00 0.78 0.59 0.58 0.49 0.40 0.40 0.32 0.26 0.26 0.24

% S-Sulfuro % 0.025

NP TCaCO3 /1000T 12.3







RATIO MOLAR NP













Al mg/Kg/Semana 0.0618 0.0366 0.0334 0.0365 0.0357 0.0387 0.0369 0.0364 0.0359 0.0400 0.0398 0.0434 0.0408 0.0411 0.0391 0.0395






AsInicial mg/Kg 1.9

As mg/Kg/Semana 0.0005 0.0005 0.0005 0.0008 0.0007 0.0006 0.0006 0.0005 0.0006 0.0005 0.0006 0.0005 0.0005 0.0005 0.0005 0.0005






PInicial mg/Kg 240

P mg/Kg/Semana 0.0076 0.0053 0.0049 0.0010 0.0005 0.0005 0.0005 0.0005 0.0005 0.0005 0.0005 0.0005 0.0005 0.0005 0.0005 0.0057



PAcumulado mg/Kg 0.008 0.013 0.018 0.019 0.019 0.020 0.020 0.021 0.021 0.022 0.022 0.023 0.023 0.024 0.024 0.030








pH Unidades de pH 0.01 9.35 8.93 8.90 8.85 8.77 8.81 8.75 8.65 8.57 8.87 8.70 8.58 8.63 8.57 8.60 8.67

CE uS/cm 1 51 52 45 41 41 36 37 34 35 38 39 34 35 34 33 32

Sulfato mg/L 1 1 2 2 1 1 2 1 1 1 1 1 0.5 2 3 1 0.5





Al mg/L 0.0002 0.0964 0.09480 0.06450 0.07190 0.0731 0.08600 0.08590 0.08320 0.0724 0.10700 0.09200 0.09960 0.0918 0.0855 0.082 0.0764

As mg/L 0.00002 0.00044 0.00072 0.00064 0.00062 0.00055 0.00050 0.00048 0.00050 0.00041 0.00035 0.00040 0.00049 0.00024 0.00024 0.00026 0.00020

P mg/L 0.01 0.046 0.035 0.0340 0.022 0.017 0.013 0.011 0.014 0.014 0.010 0.005 0.012 0.008 0.008 0.008 0.016

Ca mg/L 0.05 3.75 4.78 4.13 4.3 4.62 4.75 4.17 4.20 4.41 4.67 4.90 4.75 4.83 4.79 4.15 4.21

Mg mg/L 0.05 0.63 1.010 0.900 0.950 1.02 1.00 0.920 0.860 0.87 0.91 0.800 0.82 0.77 0.72 0.74 0.67

K mg/L 0.1 1.3 1.2 0.9 0.9 0.8 0.7 0.6 0.6 0.6 0.6 0.5 0.5 0.4 0.4 0.4 0.4

Na mg/L 0.05 3.23 3.41 2.08 1.46 1.05 0.79 0.60 0.42 0.40 0.36 0.15 0.26 0.23 0.19 0.18 0.16

% S-Sulfuro % 0.005

NP TCaCO3 /1000T 15.8







RATIO MOLAR NP













Al mg/Kg/Semana 0.0641 0.0469 0.0316 0.0352 0.0362 0.0426 0.0412 0.0412 0.0348 0.0508 0.0460 0.0488 0.0450 0.0423 0.0410 0.0374






AsInicial mg/Kg 0.5

As mg/Kg/Semana 0.0003 0.0004 0.0003 0.0003 0.0003 0.0002 0.0002 0.0002 0.0002 0.0002 0.0002 0.0002 0.0001 0.0001 0.0001 0.0001






PInicial mg/Kg 87

P mg/Kg/Semana 0.0306 0.0173 0.0167 0.0108 0.0084 0.0064 0.0053 0.0069 0.0067 0.0048 0.0025 0.0059 0.0039 0.0040 0.0040 0.0078



PAcumulado mg/Kg 0.031 0.048 0.065 0.075 0.084 0.090 0.095 0.102 0.109 0.114 0.116 0.122 0.126 0.130 0.134 0.142




Fecha de Muestreo 10-Jan-11 17-Jan-11 24-Jan-11 31-Jan-11 7-Feb-11 14-Feb-11 21-Feb-11

Semana Unidades LD 0 1 2 3 4 5 6

Volúmen Agregado L 0.005 0.75 0.5 0.5 0.5 0.5 0.5 0.5

Volúmen Recolectado L 0.005 0.39 0.495 0.475 0.5 0.485 0.5 0.5

pH Unidades de pH 0.01 7.89 8.65 8.51 8.74 8.49 8.46 8.47

CE uS/cm 1 672 209 155 113 115 112 112

Sulfato mg/L 1 77 17 9 7 8 6 2

Acidez a pH 4,5 mg CaCO3/L 1 #N/A #N/A #N/A #N/A #N/A #N/A #N/A

Acidez a pH 8,3 mg CaCO3/L 1 2 0 0 0 0 0 0

Alcalinidad total a pH 4,5 mg CaCO3/L 1 53 57 54 46 47 47 46

Dureza (Ca, Mg) mg CaCO3/L 1 71 30 38 37 37 36 41

Al mg/L 0.0002 0.036 0.04300 0.05100 0.05810 0.0481 0.05520 0.05720

As mg/L 0.00002 0.05810 0.11600 0.10800 0.07160 0.09880 0.07220 0.06450

P mg/L 0.01 0.01 0.016 0.005 0.019 0.004 0.001 0.017

Ca mg/L 0.05 16.80 7.72 9.70 10.00 9.66 9.39 11.30

Mg mg/L 0.05 7.10 2.61 3.30 2.89 3.09 3.04 2.99

K mg/L 0.1 13.4 7.3 7.6 6.1 7.0 6.2 5.8

Na mg/L 0.05 84.50 22.70 12.40 4.22 3.87 2.47 1.81

% S-Sulfuro % 0.07

NP TCaCO3 /1000T 18.6



Ratio de Generación de Acidez mg CaCO3/Kg/Semana 0.78 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00

Ratio de Generación de Sulfato mg/Kg/Semana 30.03 8.42 4.28 3.50 3.88 3.00 1.00

Generación de Sulfato Acumulada mg/Kg 30.03 38.45 42.72 46.22 50.10 53.10 54.10

S-Sulfuro Remanente % del Original 98.57 98.17 97.96 97.80 97.61 97.47 97.42

RATIO MOLAR NP

Ratio Molar de Carbonato 3.39 5.01 7.95 7.38 6.51 7.88 24.92


Ratio de Producción de la Alcalinidad mg CaCO3/Kg/Semana 20.67 28.22 25.65 23.00 22.80 23.50 23.00

Ratio del Consumo de NP mg CaCO3/Kg/Semana 106.19 43.95 35.40 26.91 26.31 24.63 25.97

Consumo Teorico de NP a pH 6 mg CaCO3/Kg/Semana 31.29 8.77 4.45 3.65 4.04 3.13 1.04

Consumo Empirico de NP (sistema abierto) a pH circun-neutral mg CaCO3/Kg/Semana 51.18 36.98 30.10 26.65 26.84 26.63 24.04

Consumo Teorico de NP (sistema cerrado) por encima de pH 6.5 mg CaCO3/Kg/Semana 61.80 17.54 8.91 7.29 8.09 6.25 2.08

Ratio de Consumo de NP Acumulado mg CaCO3/Kg 106.19 150.14 185.54 212.44 238.76 263.38 289.35

NP Remanente % del Original 99.43 99.19 99.00 98.86 98.72 98.58 98.44




Al mg/Kg/Semana 0.0140 0.0213 0.0242 0.0291 0.0233 0.0276 0.0286

AlLavado final mg/Kg/Semana 0.0000 0.0000 0.0000 0.0000 0.0000 0.0000 0.0000

Al + AlLavado final mg/Kg/Semana 0.0140 0.0213 0.0242 0.0291 0.0233 0.0276 0.0286

AlAcumulado mg/Kg 0.0140 0.0353 0.0596 0.0886 0.1119 0.1395 0.1681

AlRemanente % del Original 99.99995 99.99988 99.99980 99.99970 99.99962 99.99953 99.99943


AsInicial mg/Kg 2.7

As mg/Kg/Semana 0.0227 0.0574 0.0513 0.0358 0.0479 0.0361 0.0323

AsLavado final mg/Kg/Semana 0.0000 0.0000 0.0000 0.0000 0.0000 0.0000 0.0000

As + AsLavado final mg/Kg/Semana 0.0227 0.0574 0.0513 0.0358 0.0479 0.0361 0.0323

AsAcumulado mg/Kg 0.0227 0.0801 0.1314 0.1672 0.2151 0.2512 0.2834

AsRemanente % del Original 99.16 97.03 95.13 93.81 92.03 90.70 89.50


PInicial mg/Kg 458

P mg/Kg/Semana 0.0039 0.0079 0.0024 0.0095 0.0019 0.0005 0.0085

PLavado final mg/Kg/Semana 0.000 0.000 0.000 0.000 0.000 0.000 0.000

P + PLavado final mg/Kg/Semana 0.004 0.008 0.002 0.010 0.002 0.001 0.009

PAcumulado mg/Kg 0.004 0.012 0.014 0.024 0.026 0.026 0.035

PRemanente % del Original 99.9991 99.9974 99.9969 99.9948 99.9944 99.9943 99.9924


Anexo E Figuras

Rev: 0 Fecha: Abril 2011 J10.82.13.01: Proyecto Valentines – Extracción y beneficiamiento de mineral de hierro, mineroducto y terminal portuaria

1- Determinación del Potencial de Generación de Acidez

Figura 1.1: Determinación del Potencial de Acidez del Desmonte – Sector Norte

Figura 1.2: Determinación del Potencial de Acidez del Desmonte – Sector Sur


Figura 1.3: Determinación del Potencial de Acidez de la Pared Final de la Cantera – Sector Norte

Figura 1.4: Determinación del Potencial de Acidez de la Pared Final de la Cantera – Sector Sur


Figura1.5: Determinación del Potencial de Acidez del Relave


2- Análisis Composicional del Extracto Obtenido en el Ensayo de Lixiviación - SPLP

Figura 2.1: Extracto SPLP del Desmonte – Sector Norte


Figura 2.2: Extracto SPLP del Desmonte – Sector Sur


3- Análisis de los Lixiviados Semanales – Celdas de Humedad

SEMANA pH

RATIO (mg/kg/sem)

Producción de Sulfato

Consumo de NP

0 9.5 0.71 20.05

1 9.3 1.94 14.46

2 9.2 0.97 9.99

3 9.1 0.98 9.20

4 8.9 0.99 8.59

5 9.0 0.97 7.80

6 9.0 0.48 7.99

7 8.7 0.49 7.01

8 8.6 0.47 6.68

9 8.9 0.97 7.08

10 8.9 0.49 7.00

11 8.6 0.49 6.58

12 8.8 0.99 7.90

13 8.8 1.50 7.02

14 8.8 0.99 7.28

15 8.9 0.24 6.44

Figura 3.1: Producción de Sulfato y Consumo de NP del Desmonte AND del Sector Norte (HC1)


SEMANA pH Lixiviación

(mg/Kg/sem)

Al

0 9.5 0.1030

1 9.3 0.0509

2 9.2 0.0450

3 9.1 0.0455

4 8.9 0.0430

5 9.0 0.0440

6 9.0 0.0422

7 8.7 0.0392

8 8.6 0.0400

9 8.9 0.0420

10 8.9 0.0428

11 8.6 0.0410

12 8.8 0.0431

13 8.8 0.0382

14 8.8 0.0383

15 8.9 0.0379

Figura 3.2 - Lixiviación de Aluminio del Desmonte AND del Sector Norte (HC1)


SEMANA pH Lixiviación (mg/Kg/sem)

As P

0 9.5 0.00047 0.00426

1 9.3 0.00030 0.00049

2 9.2 0.00024 0.00388

3 9.1 0.00021 0.00049

4 8.9 0.00018 0.00050

5 9.0 0.00015 0.00049

6 9.0 0.00014 0.00048

7 8.7 0.00025 0.00049

8 8.6 0.00012 0.00094

9 8.9 0.00012 0.00049

10 8.9 0.00012 0.00049

11 8.6 0.00029 0.00049

12 8.8 0.00009 0.00050

13 8.8 0.00010 0.00050

14 8.8 0.00011 0.00050

15 8.9 0.00011 0.00437

Figura 3.3 - Lixiviación de Arsénico y Fósforo del Desmonte AND del Sector Norte (HC1)


SEMANA pH

RATIO (mg/kg/sem)


Consumo de NP

0 9.3 1.24 16.70

1 9.0 2.40 12.88

2 8.8 1.00 12.12

3 8.7 0.95 10.10

4 8.7 0.99 10.56

5 8.7 0.50 10.20

6 8.7 0.97 9.31

7 8.7 0.99 8.14

8 8.4 0.98 9.30

9 8.6 0.98 8.33

10 8.5 0.48 7.90

11 8.5 0.48 8.22

12 8.3 0.97 8.62

13 8.5 0.99 8.15

14 8.5 0.97 7.85

15 8.6 0.24 7.92

Figura 3.4 - Producción de Sulfato y Consumo de NP del Desmonte VFR del Sector Norte (HC2)



(mg/Kg/sem)

Al

0 9.3 0.0626

1 9.0 0.0344

2 8.8 0.0283

3 8.7 0.0356

4 8.7 0.0324

5 8.7 0.0365

6 8.7 0.0358

7 8.7 0.0346

8 8.4 0.0282

9 8.6 0.0355

10 8.5 0.0356

11 8.5 0.0371

12 8.3 0.0370

13 8.5 0.0336

14 8.5 0.0347

15 8.6 0.0305

Figura 3.5 - Lixiviación de Aluminio del Desmonte VFR del Sector Norte (HC2)



As P

0 9.3 0.00066 0.00434

1 9.0 0.00055 0.00144

2 8.8 0.00047 0.00400

3 8.7 0.00053 0.00048

4 8.7 0.00039 0.00050

5 8.7 0.00038 0.00050

6 8.7 0.00035 0.00049

7 8.7 0.00028 0.00050

8 8.4 0.00035 0.00147

9 8.6 0.00032 0.00049

10 8.5 0.00026 0.00048

11 8.5 0.00025 0.00285

12 8.3 0.00023 0.00146

13 8.5 0.00023 0.00050

14 8.5 0.00020 0.00049

15 8.6 0.00020 0.00485

Figura 3.6 - Lixiviación de Arsénico y Fósforo del Desmonte VFR del Sector Norte (HC2)


SEMANA pH

RATIO (mg/kg/sem)


Consumo de NP

0 9.3 2.00 17.76

1 8.9 2.00 16.53

2 8.7 1.00 14.55

3 8.7 0.95 13.12

4 8.5 0.50 14.48

5 8.5 0.99 12.61

6 8.6 0.24 11.83

7 8.5 0.50 11.96

8 8.4 0.98 12.12

9 8.4 0.49 11.00

10 8.5 0.48 10.78

11 8.4 0.24 12.19

12 8.3 1.00 12.42

13 8.4 0.99 11.13

14 8.3 0.99 10.53

15 8.5 0.25 10.72

Figura 3.7 - Producción de Sulfato y Consumo de NP del Desmonte VFR del Sector Sur (HC3)



(mg/Kg/sem)

Al

0 9.3 0.0630

1 8.9 0.0540

2 8.7 0.0400

3 8.7 0.0480

4 8.5 0.0461

5 8.5 0.0469

6 8.6 0.0550

7 8.5 0.0564

8 8.4 0.0436

9 8.4 0.0529

10 8.5 0.0490

11 8.4 0.0635

12 8.3 0.0605

13 8.4 0.0579

14 8.3 0.0457

15 8.5 0.0539

Figura 3.8 - Lixiviación de Aluminio del Desmonte VFR del Sector Sur (HC3)



As P

0 9.3 0.00063 0.00399

1 8.9 0.00069 0.00400

2 8.7 0.00072 0.00550

3 8.7 0.00077 0.00143

4 8.5 0.00083 0.00200

5 8.5 0.00072 0.00050

6 8.6 0.00069 0.00047

7 8.5 0.00067 0.00050

8 8.4 0.00068 0.00147

9 8.4 0.00055 0.00049

10 8.5 0.00049 0.00048

11 8.4 0.00069 0.00146

12 8.3 0.00054 0.00150

13 8.4 0.00052 0.00050

14 8.3 0.00045 0.00050

15 8.5 0.00050 0.00490

Figura 3.9 - Lixiviación de Arsénico y Fósforo del Desmonte VFR del Sector Sur (HC3)


SEMANA pH

RATIO (mg/kg/sem)


Consumo de NP

0 9.3 0.69 16.67

1 9.0 1.94 15.38

2 8.8 0.98 13.46

3 8.8 0.98 13.28

4 8.6 0.50 14.15

5 8.7 0.99 12.60

6 8.6 0.98 12.27

7 8.4 0.49 11.94

8 8.2 0.98 12.22

9 8.5 0.48 10.94

10 8.3 0.49 11.13

11 8.4 0.24 12.07

12 8.2 0.97 12.18

13 8.2 1.47 11.09

14 8.3 1.00 10.84

15 8.4 0.24 10.50

Figura 3.10 - Producción de Sulfato y Consumo de NP del Desmonte AND del Sector Sur (HC4)



(mg/Kg/sem)

Al

0 9.3 0.0618

1 9.0 0.0366

2 8.8 0.0334

3 8.8 0.0365

4 8.6 0.0357

5 8.7 0.0387

6 8.6 0.0369

7 8.4 0.0364

8 8.2 0.0359

9 8.5 0.0400

10 8.3 0.0398

11 8.4 0.0434

12 8.2 0.0408

13 8.2 0.0411

14 8.3 0.0391

15 8.4 0.0395

Figura 3.11 - Lixiviación de Aluminio del Desmonte AND del Sector Sur (HC4)



As P

0 9.3 0.00046 0.00759

1 9.0 0.00049 0.00534

2 8.8 0.00055 0.00490

3 8.8 0.00078 0.00098

4 8.6 0.00068 0.00050

5 8.7 0.00060 0.00050

6 8.6 0.00057 0.00049

7 8.4 0.00052 0.00049

8 8.2 0.00061 0.00049

9 8.5 0.00053 0.00048

10 8.3 0.00055 0.00049

11 8.4 0.00055 0.00048

12 8.2 0.00052 0.00049

13 8.2 0.00050 0.00049

14 8.3 0.00050 0.00050

15 8.4 0.00048 0.00570

Figura 3.12 - Lixiviación de Arsénico y Fósforo del Desmonte AND del Sector Sur (HC4)


SEMANA pH

RATIO (mg/kg/sem)


Consumo de NP

0 9.4 0.67 13.74

1 8.9 0.99 12.40

2 8.9 0.98 9.66

3 8.9 0.49 9.27

4 8.8 0.50 9.45

5 8.8 0.99 9.21

6 8.8 0.48 7.82

7 8.7 0.50 7.76

8 8.6 0.48 7.76

9 8.9 0.48 8.03

10 8.7 0.50 8.25

11 8.6 0.25 8.04

12 8.6 0.98 7.98

13 8.6 1.49 7.87

14 8.6 0.50 7.15

15 8.7 0.25 6.89

Figura 3.13 - Producción de Sulfato y Consumo de NP del Desmonte VFA del Sector Sur (HC5)



(mg/Kg/sem)

Al

0 9.4 0.0641

1 8.9 0.0469

2 8.9 0.0316

3 8.9 0.0352

4 8.8 0.0362

5 8.8 0.0426

6 8.8 0.0412

7 8.7 0.0412

8 8.6 0.0348

9 8.9 0.0508

10 8.7 0.0460

11 8.6 0.0488

12 8.6 0.0450

13 8.6 0.0423

14 8.6 0.0410

15 8.7 0.0374

Figura 3.14 - Lixiviación de Aluminio del Desmonte VFA del Sector Sur (HC5)



As P

0 9.4 0.00029 0.03059

1 8.9 0.00036 0.01733

2 8.9 0.00031 0.01666

3 8.9 0.00030 0.01078

4 8.8 0.00027 0.00842

5 8.8 0.00025 0.00644

6 8.8 0.00023 0.00528

7 8.7 0.00025 0.00693

8 8.6 0.00020 0.00672

9 8.9 0.00017 0.00475

10 8.7 0.00020 0.00250

11 8.6 0.00024 0.00588

12 8.6 0.00012 0.00392

13 8.6 0.00012 0.00396

14 8.6 0.00013 0.00400

15 8.7 0.00010 0.00784

Figura 3.15 - Lixiviación de Arsénico y Fósforo del Desmonte VFA del Sector Sur (HC5)


SEMANA pH

RATIO (mg/kg/sem)


Consumo de NP

0 7.9 30.03 106.19

1 8.7 8.42 43.95

2 8.5 4.28 35.40

3 8.7 3.50 26.91

4 8.5 3.88 26.31

5 8.5 3.00 24.63

6 8.5 1.00 25.97

7

8

9

10

11

12

13

14

15

Figura 3.16 - Producción de Sulfato y Consumo de NP del Relave (HC6)



(mg/Kg/sem)

Al

0 7.9 0.0140

1 8.7 0.0213

2 8.5 0.0242

3 8.7 0.0291

4 8.5 0.0233

5 8.5 0.0276

6 8.5 0.0286

7

8

9

10

11

12

13

14

15

Figura 3.17 - Lixiviación de Aluminio del Relave (HC6)



As P

0 7.9 0.02266 0.00390

1 8.7 0.05742 0.00792

2 8.5 0.05130 0.00238

3 8.7 0.03580 0.00950

4 8.5 0.04792 0.00194

5 8.5 0.03610 0.00050

6 8.5 0.03225 0.00850

7

8

9

10

11

12

13

14

15

Figura 3.18 - Lixiviación de Arsénico y Fósforo del Relave (HC6)

Planos

MINERA ARATIRÍPROYECTO VALENTINESESTUDIO DE CARACTERIZACIÓN GEOQUÍMICA

WGS84

C.HUAMANT.SANFORD

JC.TORREST.MCGINNES31/03/2011

UTM, ZONA 21SDATUM:

FECHA:

APROBADO:REVISADO:DISEÑADO:DIBUJADO:

PROYECCIÓN:

E

D

C

B

A

1 2 3 4 5 6 7

E

D

C

B

A

"

"

RÍO DELA PLATA

URUGUAY

BRASIL

ARGE

NTINA

OCÉANOATLÁNTICO

MONTEVIDEO

VALENTINES

"

"

"

"

"

"

"

"

"

LAS CAÑAS

LAS PALMAS

VALENTINES

CERRO CHATO

ARROYO MONZÓN

PUNTAS DE MALBAJAR

CAPILLA DE FARRUCO

PUEBLO DE LOS MOROCHOS

PASO DEL MEDIO LAS PALMAS

230

160

150

220

180 260

190

170

200

210

250

240

140

270

130

290

280

120

160

250

230

230

210

160

130

230

200

170

220

200240

170

230

200

130

260

190

240

140

170

180

260

190

220220

200

210

170

220

250

180

150

190

190

160

170

210

180

180

170

260

190

210

150

210

240

Sauce

Malba

jar

Del Difunto

De las Rengas

De las Palmas

648000

648000

660000

660000

672000

672000

684000

684000

632300

0

632300

0

633500

0

633500

0

634700

0

634700

0

LEYENDA

UBICACIÓN GENERAL

" POBLADOS

CURVAS DE NIVEL

HIDROGRAFÍA

CAMINOS

LAGUNAS

CANTERAS

GEOLOGÍA REGIONAL

FORMACIÓN CERREZUELO

SIENITA DE MALBAJAR

CIZALLAS Y TRANSCURRENCIAS

GRANITOS NEOPROTEROZOICOS

BATOLITO DE ILLESCAS

FORMACIÓN VALENTINES

ÁREA DE LA LÁMINA

CANTERA URIA

GEOLOGÍA REGIONAL

1:175,000REV. FECHA DESCRIPCIÓN DIBUJADO DISEÑADO REVISADO PROBADO FIGURA No. REFERENCIA DE FIGURAS

CLIENTE:

TITULO:

Ausenco VectorCalle Esquilache 371Piso 6, San IsidroLima 27 PeruTFW

+51 1 203 4600+51 1 203 4630www.ausenco.com

FUENTE:ESCALA: PROYECTO No: TAMAÑO: LÁMINA No: REV:

10.82.13.01 A3 01 A

NOTA:1. LA BASE TOPOGRÁFICA FUE PROPORCIONADA POR EL SERVICIO GEOGRÁFICO MILITAR DE URUGUAY.

2000 0 2000 4000 6000

(EN METROS)

CONFIDENCIAL:ESTE PLANO HA SIDO PREPARADO POR AUSENCO VECTOR PARA USO EXCLUSIVO DEL CLIENTEMENCIONADO EN EL MEMBRETE. AUSENCO VECTOR NO SE RESPONSABILIZA POR EL USO DE ESTE PLANOEN OTRO PROYECTO O PARA CUALQUIER OTRO PROPÓSITO.

NOTA:LAS DIMENSIONES ESTÁN EN MILÍMETROS A MENOS QUE SE INDIQUE LO CONTRARIO EN EL PLANO.

RUTA ARCHIVO GIS: U:\GIS_PROJECTS\ARATIRI\LAMINAS

CANTERA MOROCHOS

CANTERA MULERO

CANTERA MAIDANA

CANTERA LAS PALMAS


WGS84

C.HUAMANT.SANFORD


UTM, ZONA 21SDATUM:

FECHA:


PROYECCIÓN:

E

D

C

B

A

1 2 3 4 5 6 7

E

D

C

B

A

")

")

")

")

!(

!(

!(

!(

!(

!(

!(

!(

!(

!(

!(

'A'A

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'A

'A'A

'A

'A

'A

'A

'A

'A

'A

'A

'A

'A

'A

'ALPM105DD100

LPM105DD085

LPM085DD098

LPM085DD055

LPM085DD012LPM080DD011

LPM075DD052


LPM050DD130



LPM025DD120


LPM020DD068


De las Palmas

650500

650500

651000

651000

651500

651500

652000

652000

635220

0

635220

0

635270

0

635270

0

635320

0

635320

0

LEYENDA'A TALADROS

!( PROGRAMA DE MUESTREO DE DESMONTE

") PROGRAMA DE MUESTREO DE LA PARED FINAL DE LA CANTERA

CURVAS DE NIVEL

HIDROGRAFÍA

CAMINOS

LAGUNAS

GEOLOGÍA REGIONAL - FORMACIÓN VALENTINES

GEOLOGÍA LOCAL

ANDESITICA, AND

METACHERTS, CHT

VALENTINESITA, VAL

ROCA VOLCANOGENÉTICA FÉLSICA, VFR

PARA PIREXONITA, PPX

MAR

PROGRAMA DE MUESTREO DELDEL DESMONTE Y CANTERA LAS PALMAS


CLIENTE:

TITULO:


+51 1 203 4600+51 1 203 4630www.ausenco.com


10.82.13.01 A3 02 A





50 0 50 100 150 200

(EN METROS)

PROGRAMA DE MUESTREO DESMONTE

PROGRAMA DE MUESTREO PARA LA SUPERFICIE FINAL DE CANTERA

AND 0 41.5 41.5 1029431AND 41.5 66 24.5 1029432

LPM020DD068 AND 120 151 31.0 1029455LPM025DD067 VFR 128 165 37.0 1029448LPM050DD006 AND 136.5 194.7 58.2 1029461LPM050DD038 VFR 252 263.6 11.6 1029454LPM075DD027 VFR 0 68 68.0 1029453LPM075DD052 AND 270 299 29.0 1029452

VFR 0 37.5 37.5 1029465VFR 37.5 45 7.5 1029463VFR 209 246 37.0 1029464AND 240 250 10.0AND 270 290 20.0

LPM085DD055 VFR 205 214 9.0 1029462AND 60 64 4.0AND 110 120 10.0AND 160 168 8.0

Zona Meteorizada Zona no MeteorizadaSECCION TALADRO

85

105

LPM020DD047

LPM080DD011

LPM085DD012

LPM105DD085

LITOLOGIA INTER FOOT WALL CODIGO

25

50

75

PROFUNDIDADES (m.)HANGING WALL

1029446

1029450

SECCION TALADRO LITOLOGIA25 LPM020DD124 AND

LPM070DD010 VFRLPM075DD052 AND

85 LPM085DD012 AND

75

174321304319

176323306321

2.02.02.02.0

1029444102944710294511029449

CODIGOPROFUNDIDADES (m.)


WGS84

C.HUAMANT.SANFORD


UTM, ZONA 21SDATUM:

FECHA:


PROYECCIÓN:

E

D

C

B

A

1 2 3 4 5 6 7

E

D

C

B

A

")

")")

!(!(

!(!(

!(

!(

!(

!(

!(

!(

'A'A

'A'A

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'A'A

'A

'A

'A

'A

'A

'A

'A

'A

'A

'ALISDD006

ISBDD017

ISBDD013

ISBDD009

ISBDD003

ISBDD002

ISBDD001

AURDD022

AURDD016

AURDD012

AURDD006

AURDD004

APRDD041

APRDD034

APRDD026APRDD020

APRDD009

APRDD004APRDD003

AURDD005

AURDD003AURDD002

AURDD001

APRDD002APRDD001

180

230

Valentín

662250

662250

663000

663000

663750

663750

664500

664500

632000

0

632000

0

632075

0

632075

0

632150

0

632150

0

632225

0

632225

0

LEYENDA

'A TALADROS



CURVAS DE NIVEL

HIDROGRAFÍA

GEOLOGÍA LOCAL

ANDESITICA, AND

VALENTINESITA, VAL


PROGRAMA DE MUESTREO DELDESMONTE Y CANTERA URIA


CLIENTE:

TITULO:


+51 1 203 4600+51 1 203 4630www.ausenco.com


10.82.13.01 A3 03 A





100 0 100 200 300 400

(EN METROS)


PROGRAMA DE MUESTREO PARA LA SUPERFICIE FINAL DE CANTERA

VFA 230 245 15.0 1029403AND 245 255 10.0 1029404VFR 0 24 24.0 1029401VFR 24 125 101.0 1029402VFR 0 18 18.0 1029433VFR 18 31 13.0 1029434VFR 0 23 23.0 1029422VFR 23 115 92.0 1029423AND 21 25 4.0AND 53 85 32.0AND 50 80 30.0AND 100 123 23.0AND 140 155 15.0AND 197 202 5.0VFR 28 46 18.0 1029417VFR 46 70 24.0 1029418

700 ISBDD003 VFA 175 200 25.0 1029409VFR 50 60 10.0 1029405VFR 75 100 25.0 1029406VFR 135 192 57.0 1029407VFR 245 270 25.0 1029408


Zona Meteorizada Zona no MeteorizadaSECCION TALADRO LITOLOGIA FOOT WALL

2300

1800

1250

400

LISBDD006700

1029410

1029424

APRDD003

APRDD004

APRDD020

APRDD041

AURDD004

AURDD022

ISBDD002

CODIGOINTER

SECCION TALADRO LITOLOGIA1800 APRDD041 VFR1250 AURDD004 VFR1250 AURDD022 AND 254 256 2.0 1029411

PROFUNDIDADES (m.) CODIGO297 299 2.0 1029421

180.5 182.5 2.0 1029443


WGS84

C.HUAMANT.SANFORD


UTM, ZONA 21SDATUM:

FECHA:


PROYECCIÓN:

E

D

C

B

A

1 2 3 4 5 6 7

E

D

C

B

A

")

!(

!(

!('A

'A

'A

'AMAIDD001

MAI200DD004

MAI140DD003

MAI130DD002

180

160

170

Yí

Yí660750

660750

661500

661500

662250

662250

632375

0

632375

0

632450

0

632450

0

632525

0

632525

0

LEYENDA'A TALADROS



CURVAS DE NIVEL

HIDROGRAFÍA

CAMINOS

LAGUNAS

GEOLOGÍA LOCAL

ANDESITICA, AND

VALENTINESITA, VAL


PROGRAMA DE MUESTREO DELDESMONTE Y CANTERA MAIDANA


CLIENTE:

TITULO:


+51 1 203 4600+51 1 203 4630www.ausenco.com


10.82.13.01 A3 04 A





80 0 80 160 240 320

(EN METROS)


VFR 0 67 67.0 1029458AND 200 218 18.0 1029459VAL 16 28 12.0VAL 32 56 24.0VFR 56 70 14.0 1029436VFR 0 58 58.0 1029439AND 58 64 6.0 1029440AND 64 98 34.0VFR 98 103 5.0AND 190 207 17.0

SECCION TALADRO LITOLOGIA INTER


Zona Meteorizada Zona no Meteorizada FOOT WALL CODIGO

140

200

130

MAI140DD003

MAI200DD004

MAIDD001

1029435

1029441


WGS84

C.HUAMANT.SANFORD


UTM, ZONA 21SDATUM:

FECHA:


PROYECCIÓN:

E

D

C

B

A

1 2 3 4 5 6 7

E

D

C

B

A

")

")

!(

!(

!(

!(

!(

'A

'A

'A 'A'A

'A

'A

'A

'A

'A

'A

'A

MULDD051

MULDD005

MULDD002

MULDD001

MUL065DD005

MUL160DD039

MUL145DD049

MUL145DD027MUL130DD042

MUL120DD057

MUL120DD001

Valentín

MUL145DD021

674000

674000

674500

674500

675000

675000

631870

0

631870

0

631920

0

631920

0

631970

0

631970

0

632020

0

632020

0

LEYENDA

'A TALADROS



CURVAS DE NIVEL

HIDROGRAFÍA

CAMINOS

LAGUNAS

GEOLOGÍA LOCAL

ANDESITICA, AND

METACHERTS, CHT

VALENTINESITA, VAL


PROGRAMA DE MUESTREO DELDESMONTE Y CANTERA MULEROS


CLIENTE:

TITULO:


+51 1 203 4600+51 1 203 4630www.ausenco.com


10.82.13.01 A3 05 A





80 0 80 160

(EN METROS)


PROGRAMA DE MUESTREO PARA LA SUPERFICIE FINAL DE CANTERASECCION TALADRO LITOLOGIA

65 MUL065DD005 AND160 MULDD002 VFR 97 99 2.0 1029447

CODIGOPROFUNDIDADES (m.)40 42 2.0 1029444

AND 9 15 6.0 1029457AND 15 24 9.0 1029460VFR 10 21 11.0 1029437VFR 21 65.5 44.5 1029438AND 177 206 29.0 1029445

160 MULDD001 VFR 20 34 14.0 1029419160 MULDD002 AND 84 89 5.0 1029442

VFR 34 40 6.0VFR 42 60 18.0VFR 130 150 20.0 1029416


Zona Meteorizada Zona no MeteorizadaSECCION TALADRO LITOLOGIA CODIGOINTER FOOT WALL

65

120

130

MUL065DD005

MUL120DD001

MULDD005 1029415


WGS84

C.HUAMANT.SANFORD


UTM, ZONA 21SDATUM:

FECHA:


PROYECCIÓN:

E

D

C

B

A

1 2 3 4 5 6 7

E

D

C

B

A

!(

!(

!(

!(

!(

'A

'A

'A

'A

'A

'A

'A

'A

'A'A

'AMORDD012

MORDD010MORDD009

MORDD008

MORDD006

MORDD004

MORDD002MOR055DD030

MOR050DD028

MOR040DD027

MOR035DD018

Valentín

667500

667500

667750

667750

668000

668000

668250

668250

632025

0

632025

0

632050

0

632050

0

632075

0

632075

0

632100

0

632100

0

LEYENDA'A TALADROS


CURVAS DE NIVEL

HIDROGRAFÍA

GEOLOGÍA LOCAL

ANDESITICA, AND

VALENTINESITA, VAL


PROGRAMA DE MUESTREO DELDESMONTE Y CANTERA MOROCHOS


CLIENTE:

TITULO:


+51 1 203 4600+51 1 203 4630www.ausenco.com


10.82.13.01 A3 06 A






AND 10 21 11.0 1029425AND 55 67 12.0AND 76 82 6.0AND 87 98 11.0AND 103 133 30.0

MOR040DD027 AND 39 126 87.0 1029427VFR 10 23 13.0VFR 23 50 27.0VFR 175 193.15 18.2 1029429VFR 78 90 12.0VFR 104 172 68.0AND 66 118 52.0AND 128 165 37.0

HANGING WALLZona Meteorizada Zona no Meteorizada

SECCION TALADRO LITOLOGIA

MOR035DD018

MOR055DD030

MORDD002

MORDD008

CODIGOINTER FOOT WALL

4

2

1

1029426

1029428

1029414

1029430

PROFUNDIDADES (m.)

40 0 40 80 120 160

(EN METROS)

Proyecto Valentines - Estudio de Impacto AmbientalMinera Aratirí – Roca Mineralícela y Colas...

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