Recepción de mineral
La recepción del mineral (tamaño promedio menor de 10”), se inicia en un tolvín de 70 TM de capacidad.
Chancado, transporte y almacenamiento
El mineral proveniente de la tolva de gruesos, se extrae mediante un alimentador de faja (beltfeeder) N° 01 hacia la chancadora de mandíbulas Nordberg C100 de
30”x40”. El mineral chancado es conducido a una tolva pulmón de 1 000 TM mediante la faja transportadora N° 1.
Molienda y clasificación
Los alimentadores de faja N° 2 y 3 extraen el mineral de la tolva pulmón hacia la faja transportadora N° 02, la que abastece de mineral al molino SAG 15,5’x11’; el producto es descargado a una zaranda vibratoria 6’x12’ Sizetec. La fracción gruesa de la zaranda pasa a la faja N° 03 retornando al molino SAG como carga circulante. La pulpa de la fracción fina de la zaranda es bombeada mediante una bomba Warman 8”x6” al cajón de la bomba MillMax 8”x6”, siendo bombeada hacia el ciclón gMax.-15”. El overflow del ciclón (90% malla - 200) es conducido al espesador 70’x16’, mientras el underflow del ciclón alimenta al molino de bolas 12’x16’. La descarga del molino se bombea hacia la zaranda vibratoria 6’x9’. La fracción fina de la zaranda alimenta al concentrador centrífugo Falcon SB 2500, mientras que la fracción gruesa retorna al molino de bolas 12’x16’. Los relaves del concentrador gravimétrico van hacia la caja de bomba MillMax 8”x6” para su bombeo al ciclón D-15. Al Molino SAG se le adiciona lechada de cal para mantener el pH entre 10,5 y 10,8 durante todo el proceso. Se adiciona la solución de cianuro de sodio al 10% al molino de bolas 12’x16’. El consumo de bolas es de aproximadamente 2,26 kg/TM de mineral; las bolas de acero desgastadas (de 1 a 2 cm de diámetro), son depositadas en la cancha de chatarra junto con los desechos metálicos recuperados.
Se procesa el concentrado gravimétrico y pasa a tanques de lixiviación. El concentrado gravimétrico es recepcionado en la planta de lixiviación, donde es muestreado, pesado y acumulado en un tolvín de 6 TM que alimenta al molino de bolas 3’x8’ donde se realiza una molienda en circuito cerrado con un ciclón D-6 hasta obtener una granulometría mayor de 95% malla – 200. La pulpa es depositada en un tanque pachuca de lixiviación de 8” Ø x 24”H; la lixiviación toma 24 horas. Luego la pulpa es filtrada, los sólidos son repulpados con solución pobre (barren) y recirculados hacia el mismo tanque de lixiviación para continuar la extracción de oro y plata. La solución filtrada y clarificada es almacenada en un tanque de solución rica de 100 mP3, para luego ser enviada a la planta de Merrill Crowe. El cicloP (lixiviación-filtración-recirculación) se realiza tres veces. La recuperación en esta etapa es de 98,5 % para el oro y 62,5 % para la plata. Finalmente, el relave de lixiviación se retorna al proceso principal enviando la pulpa repulpada con agua al espesador 70’x16’.
Carbón en lixiviación (CIL) de los finos de la molienda
A consecuencia de la alimentación al espesador 70’x16’ por el rebose del ciclón D- 15, se obtiene en el underflow una pulpa con 43% de sólidos, la cual da inicio a la lixiviación en un tanque de 40’x40’ y 6 tanques de 35’x35’, con un tiempo de residencia total de 72 horas aproximadamente. Para el efecto, se insufla oxígeno de 90% de pureza en los 7 tanques.
Puesto que los tanques están en gradiente, el flujo de pulpa se trasvasa por gravedad de tanque a tanque a través de tamices inter etapas Kemix. La transferencia de carbón de tanque a tanque, se realiza en contracorriente (sentido
contrario al flujo de la pulpa) desde el tanque CIL N° 06 hasta el N° 02. Esto se realiza mediante 6 bombas Bredel SPX 100, instaladas en cada tanque. Diariamente se cosecha 3 000 kg de carbón del tanque CIL N° 02.
Desorción y electrodeposición
Mediante el proceso de desorción se extrae el oro y la plata adsorbidos en el carbón activado con una solución cáustica. Dicha solución contiene los metales preciosos (oro y plata) los mismos que son recuperados por electrodeposición en los cátodos de las celdas electrolíticas.
El carbón cargado del tanque CIL N° 02, es transferido a la tolva de recepción de carbón cargado de 7,3mP3 de capacidad, luego el carbón pasa hacia la torre de desorción (stripper). LaP solución cáustica utilizada para la desorción del carbón se calienta en el intercambiador de calor N° 01 a la temperatura de 125ºC, pasando a través del carbón dentro del stripper y sale por la parte superior, cargada en valores de oro y plata. Luego se procede a enfriar la solución en el intercambiador de calor N° 02 hasta 80°C, para luego ser conducida a las celdas electrolíticas y obtener un precipitado electrolítico con 68% Au y 25% Ag, en promedio. La extracción en celdas es de aproximadamente 91% Au y 93% Ag, en 20 horas de operación.
Proceso Merrill Crowe
La solución rica proveniente de la lixiviación en el tanque Pachuca y el 33% de la solución rica clarificada proveniente del rebose del espesador 70’x16’, son almacenadas en un tanque de 100 mP3 desde donde se alimenta a la planta
Merrill Crowe para la obtención de oro y plataP por precipitación con polvo de zinc. La solución rica que ingresa al proceso es previamente clarificada mediante filtros, siendo luego desoxigenada en el interior de una torre de vacío a fin de reducir el contenido de oxígeno disuelto en la solución. Posteriormente, se adiciona polvo de zinc en la línea de descarga de la torre de vacío, produciéndose una reacción de precipitación del Au/Ag. Por medio de una bomba, la pulpa es bombeada a través de un filtro de precipitados donde se retienen los sólidos suspendidos obteniéndose el “queque” luego de un ciclo de operación.
El precipitado contiene en promedio 52% Au y 13% Ag. La solución pobre del filtro de precipitados se lleva a la poza de solución pobre pasando previamente por unas columnas de carbón activado a fin de retener contenido metálico que pudiera estar presente en la solución.
Por otro lado, la solución rica remanente del rebose del espesador 70’x16’, es pasada a través de columnas de carbón para el proceso de adsorción. La solución pobre de salida de las columnas de adsorción, es llevada a la poza de recirculación; entretanto el carbón cargado con metales preciosos es conducido a la planta de desorción, para la recuperación de Au-Ag.
Fundición
En esta etapa se recupera el oro y plata de los precipitados obtenidos por electro deposición y precipitación con polvo de zinc. Este precipitado pasa a un sistema de recuperación de mercurio que está conformado básicamente por un horno retorta eléctrico con capacidad de 80 kg, donde se seca y se calcina el precipitado a una temperatura de 500 a 700 °C. Los gases y vapores generados son inducidos
a pasar a través de dos condensadores y un filtro de carbón mediante una ligera presión de vacío. Los vapores de mercurio son condensados y recuperados en un tanque receptor donde se almacena el mercurio hasta su cosecha semestral, recuperando 5 kg de mercurio aproximadamente. El proceso de retorta se efectúa cada dos días. Luego de recuperado el mercurio del precipitado, este se mezcla con fundentes tales como bórax, nitrato de sodio y carbonato de sodio, en proporciones que se indican
Esta mezcla se carga al horno de fundición el cual es del tipo basculante para trabajo pesado (alimentado con Diesel 2), cuenta con un crisol de carburo de silicio con 100 kg de capacidad.
El porcentaje de metales preciosos en las barras doré, es superior al 85% (entre oro y plata) con un peso promedio de 31 kg. La recuperación por fundición es de 99,4% Ag y 99,5% Au, las escorias son nuevamente fundidas, las segundas escorias que se obtienen, aún con pequeñas cantidades de oro, son enviadas a un molino para luego pasar por una mesa gravimétrica. El concentrado obtenido se funde, el relave de la mesa es enviado de vuelta al circuito de lixiviación. En esta área se cuenta con un extractor de polvo y gases que alimenta a un ciclón donde se recuperan las partículas del polvo generado, el cual después de un tiempo también volverá a fundirse.
Lavado y regeneración de carbón
Se realiza un lavado ácido para eliminar los carbonatos y otros componentes inorgánicos adsorbidos en el carbón. Luego de la desorción, el carbón es transferido a un tanque de lavado ácido, donde se utiliza una solución al 6,3 % de
ácido clorhídrico; tras 2 horas de lavado se enjuaga con una solución de hidróxido de sodio y anti incrustante. La solución de lavado y enjuague es bombeada hacia la sección de destrucción de cianuro. La reactivación térmica tiene la finalidad de remover los componentes orgánicos adsorbidos en el carbón. Se realiza en un horno rotatorio que utiliza gas licuado de petróleo, a una temperatura de 700ºC. El carbón es enfriado con agua e inmediatamente transferido hacia el tanque CIL N° 06.
Destrucción de cianuro
El agua sobrenadante de la presa es recirculada al proceso, el excedente pasa a un sistema de tratamiento utilizando ácido de Caro (HB2BSOB5B) para destruir el cianuro remanente. El relave de lixiviación tiene una concentración de cianuro total promedio de 350 ppm. Después de permanecer en el reactor de destrucción de cianuro, durante 6,0 minutos (tiempo de residencia), la concentración de cianuro total disminuye a 100 ppm.
Disposición de relaves
Luego de la destrucción del cianuro, el relave es bombeado hacia el depósito de relaves 4, mediante dos bombas Warman 8”x6” de potencia 148 hp cada una (una operativa y otra en stand by), a través de una tubería de aproximadamente 943,73 m de largo. La presa de relaves está recubierta con una geomembrana de polietileno de alta densidad para evitar filtraciones.
La pulpa se decanta y la solución excedente es bombeada hacia la poza de solución pobre para ser reutilizada en el proceso; de este modo, la descarga de
efluentes al ambiente es cero. No obstante, dado el volumen de agua acumulada actualmente en el vaso del depósito de relaves 4, se viene gestionando ante DIGESA que previa destrucción y cumplimiento de las normas pertinentes, esta agua pueda ser descargada al ambiente.
Actualmente se viene ejecutando el recrecimiento del depósito de relaves 4, lo que permitirá incrementar su capacidad de almacenamiento en 2,3 MTM, elevando el dique de contención hasta los 3 811,4 msnm. El recrecimiento fue autorizado mediante Resolución NPo.575-2009-P MEM-DGM/V.