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UNIVERSIDAD NACIONAL DEL CENTRO DEL PERÙ

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UNIVERSIDAD NACIONAL DEL CENTRO DEL PERÙ

FACULTAD DE INGENIERÍA METALÚRGICA Y DE MATERIALES

“IMPLEMENTACIÓN DEL MÉTODO DE DESTRUCCIÓN DE CIANURO CON OXIDACIÓN AVANZADA EN EL TRATAMIENTO DE EFLUENTES DE

LA PLANTA MINERA IRLSA – UNIDAD CORIHUARMI”

TESIS

PRESENTADA POR:

GUTIÉRREZ PASCUAL CALEB JOEL

PARA OPTAR EL TÍTULO PROFESIONAL DE:

INGENIERO METALURGISTA Y DE MATERIALES HUANCAYO – PERÚ

2021

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2 ASESOR

Ing. HÉCTOR LUIS GILBONIO ZARATE

II

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3 DEDICATORIA

Al creador y mis padres por su invalorable apoyo al logro de mis máximas aspiraciones.

III

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4 AGRADECIMIENTO

A la Universidad Nacional del Centro del Perú que hizo posible nuestra formación académica.

A los ingenieros y trabajadores de la MINERA IRL SA - UNIDAD CORIHUARMI por haber compartido la información y su valioso tiempo.

IV

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5 RESUMEN

En este trabajo de investigación se calculó, la degradación de cianuro de la solución barren de la planta de detoxificación de la minera IRL SA – Unidad Corihuarmi Junín –Lima utilizando el método de destrucción de cianuro con oxidación avanzada. Este método consiste en oxidar al cianuro libre y cianuro wad usando peróxido de hidrogeno y sulfato de cobre penta hidratado como catalizador, se tomaron muestras de solución barren que viene de la planta de procesos el mes de enero de 2017 hasta febrero de 2017, fueron sometidos a 3 tratamientos variando la cantidad añadida de “peróxido de hidrogeno y manteniendo la dosificación de sulfato de cobre penta hidratado y también el pH, obteniendo una máxima remoción de 92% a un pH 11.6, 10 ml de peróxido de hidrogeno y 4 ml sulfato de cobre penta hidratado. La curva de determinación de cinéticas muestra coeficientes de 240 minutos y 0.269 mol CN- *10-3. Se bajó la concentración de cianuro libre y cianuro wad de 56 ppm CN- a 1 ppm CN- cumpliendo los Límites Máximos Permisibles para la descarga de efluentes líquidos de actividades Minero – Metalúrgicas. Se concluye que la implementación del método de destrucción de cianuro con oxidación avanzada ofrece propiedades que permiten eliminar compuestos de cianuro disueltos en agua”.

Palabras Clave: degradación, oxidación avanzada, compuestos de cianuro, remoción.

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6 INTRODUCCIÓN

La “cinética del proceso de oxidación de cianuro a cianato por peróxido de hidrogeno se ve influenciada por la adición de iones cobre a la solución en concentraciones mínimas desde 10 mg/L, sin embargo, algunos investigadores afirman que la adición depende de la concentración de cianuro presente en la solución. El periodo de reacción necesario varía desde aproximadamente 20 minutos hasta 4 horas dependiendo de la relación de cobre cianuro de los contenidos de cianuro y de la cantidad de peróxido de hidrogeno utilizada. La velocidad de la reacción aumenta bruscamente cuando se incrementa la concentración de cobre. Sin embargo, al aumentar la concentración de cobre aumentan también las eventuales dificultades inherentes a la eliminación del metal de la disolución”. “Como se ha señalado la conversión de cianuro libre en cianuro complejo de hierro estable hace aumentar espectacularmente el lapso de tiempo necesario para la degradación natural del cianuro. Hay otros dos inconvenientes derivados de este por eso. El primero es la acumulación de cianuro de hierro en cantidades y concentraciones suficientes para hacer de los sólidos o de los estériles un residuo peligroso. En segundo lugar, los cianuros precipitados son de naturaleza acida y pueden provocar la generación de agua acida de mina si se evacuan junto con los materiales capaces de formar ácidos (por ejemplo sulfuros). Estos materiales suelen depositarse en presencia de cantidades elevadas de cal a fin de obtener un grado de basicidad que mantenga el pH por encima de 10. Este estado químico puede dar como resultado la resolubilizacion del cianuro precipitado, por lo tanto, la aplicación de este proceso debe evaluarse por su compatibilidad con otros procesos”. (Mamani 2007)

VI

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7 El proceso de oxidación con peróxido de hidrógeno y sulfato de cobre como catalizador, oxida el cianuro libre, cianato y también oxida el cianuro combinado con cadmio, cobre, niquel y cinc (las formas de cianuros metálicos complejos disociables por acido débil), los metales que quedan libres durante la oxidación se precipitan en forma de hidróxidos hasta alcanzar una concentración final que depende de pH del proceso. El pH óptimo para la eliminación de metales después de la destrucción del cianuro es de 9.0 – 9.5, si bien el proceso funciona en un amplio intervalo de valores del pH. (Smith, Mudder 2001).

El objetivo general de esta investigación es demostrar la implementación del método de destrucción de cianuro con oxidación avanzada en el tratamiento de efluentes de la MINERA IRL SA – Unidad Corihuarmi.

Como objetivos específicos tenemos comprobar la implementación del método de destrucción de cianuro con oxidación avanzada en el tratamiento de efluentes de la MINERA IRL SA – Unidad Corihuarmi, demostrar la influencia del sulfato de cobre en la implementación del método de destrucción de cianuro con oxidación avanzada en el tratamiento de efluentes de la MINERA IRL SA – Unidad Corihuarmi y evaluar la influencia que tendrá el tiempo de residencia en la implementación del método de destrucción de cianuro con oxidación avanzada en el tratamiento de efluentes de la MINERA IRL SA – Unidad Corihuarmi.

VII

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8 ÍNDICE

CAPÍTULO I ... 11

GENERALIDADES ... 11

1.1. Ubicación ... 11

1.2. Accesibilidad ... 11

1.3. Geología y geomorfología ... 12

1.3.1 Geología ... 12

1.3.2 Geomorfología ... 12

1.3.3 Chancado del mineral ... 13

1.3.4 Construcción de la pila del mineral ... 14

1.3.5 Lixiviación del mineral ... 15

1.3.6 Adsorción con carbón activado ... 18

1.3.7 Desorción a presión y electrodeposición ... 19

1.3.8 Cosecha y fundición ... 21

1.3.9 Reactivación del carbón activado ... 22

1.3.10 Pozas de solución ... 23

CAPÍTULO II ... 26

PLANTEAMIENTO Y FORMULACIÓN DEL PROBLEMA ... 26

2.1. Identificación del problema ... 26

2.1. Formulación del problema ... 28

2.3.1 Problema general ... 28

2.3.2 Problemas específicos ... 28

CAPÍTULO III ... 29

MARCO TEÓRICO ... 29

3.1. Antecedentes de la investigación ... 29

3.2. Bases teóricas ... 33

3.2.1 Teoría de la lixiviación ... 33

3.2.2 Lixiviación del oro y la plata ... 33

VIII

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9

3.2.3 Compuestos de cianuro ... 34

3.2.4 Mecanismos de reacción en la detoxificacion ... 36

3.2.5 Tratamiento de efluentes mineros ... 38

3.2.6 Destrucción de cianuro con peróxido de hidrogeno y sulfato de cobre ... 39

3.3. Operacionalización de las variables ... 40

3.4. Objetivos ... 40

3.4.1 Objetivo general ... 40

3.4.3 Objetivo específicos ... 41

3.5. Justificación ... 41

3.5.1 Justificación teórica - científica ... 41

3.5.2 Justificación práctica - empírica ... 41

3.5.3 Justificación metodológica ... 42

3.6. Hipótesis ... 42

3.6.1 Hipótesis general ... 42

3.6.2 Hipótesis específicos... 42

3.6.3 Definición de variables ... 42

3.7. Metodología ... 43

3.7.1 tipo investigación ... 43

3.7.2 Nivel de investigación ... 43

3.7.3 Métodos de investigación ... 43

3.7.4 Diseño de investigación ... 44

3.7.5 Población de estudio ... 44

3.7.6. Muestra ... 44

3.7.7 técnicas de recolección de datos ... 44

3.7.8 Instrumentos de recolección de datos ... 45

3.7.9 Parte experimental ... 45

CAPÍTULO IV ... 52

RESULTADOS DE LA INVESTIGACIÓN ... 52

4.1. Análisis de los resultados de investigación y contrastación de las sub hipótesis y la hipótesis ... 52

4.2. Estadística de Prueba – t de student ... 53

4.3. Estadístico de Prueba t-Student para dos muestras o escenarios de estudio ... 56

4.4. Discusión de los resultados ... 60

RECOMENDACIONES ... 63

IX

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10 REFERENCIA BIBLIOGRÁFICA ... 64 ANEXOS ... 65

X

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CAPÍTULO I GENERALIDADES

1.1. Ubicación

La Unidad Minera Corihuarmi se ubica en los distritos de Chongos Alto y Huantán, provincia de Huancayo y Yauyos, departamento de Junín y Lima respectivamente, aproximadamente a una altitud 4,800 msnm.

1.2. Accesibilidad

El acceso a la Unidad Minera Corihuarmi desde lima, se realiza a través de la carretera central asfaltada hasta la ciudad de Huancayo, donde se toma la carretera afirmada y trocha carrozable hacia la mina. El recorrido de Lima a Huancayo es de aproximadamente de 6 a 7 horas y de Huancayo a la mina es

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12 de 4 a 5 horas. Otro camino de acceso es la carretera asfaltada Lima-Cañete- Lunahuaná, tomando la carretera afirmada y trocha carrozable Lunahuaná - Laraos – San Valentín - Mina Corihuarmi. El recorrido de Lima a Lunahuaná es de 3 horas y de Lunahuaná a la mina es de 8 horas.

1.3. Geología y geomorfología 1.3.1 Geología

En el área de estudio las rocas predominantes son principalmente de edad terciaria. También se encuentran amplias zonas cubiertas por depósitos modernos del Cuaternario reciente y en menor proporción se tienen rocas sedimentarias de edad cretácica. En Corihuarmi las zonas mineralizadas: Susan, Diana, Scree Slope y Cayhua corresponden a un modelo epitermal de alta sulfurización, cuyo sistema actuaba en rocas volcánicas y sedimentarias terciarias, que fueron instruidas por dacitas y latitas porfídicas en el Terciario Tardío.

1.3.2

Geomorfología

La Mina Corihuarmi está ubicada en la divisoria continental de la unidad morfo estructural Cordillera Occidental en los Andes Centrales del Perú, entre 4 600 y 5 000 msnm. Es una región alto andino montañosa, donde las altillanuras son frecuentes en estas zonas de cumbre, donde además se presentan numerosos sectores colinosos de pendientes y magnitudes de escasa amplitud. Los desniveles altitudinales, medidos entre cumbres y los fondos de valle de las laderas de esta zona, varían de 50 a 100 m en las colinas y de 100 a 300 m en los cerros. Las pendientes predominantes en las colinas están comprendidas entre 8% y 30%, en cuanto que en los cerros predominan pendientes entre 30%

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13 y 100%. Aun así, ocurren en la región escarpes rocosos compactos de muy fuerte pendientes y casi verticales, extensas llanuras y bofedales.

1.3.3 Chancado del mineral

el mineral procedente de mina con una humedad promedia de 4% a 5% y a una granulometría en promedio de 10” a 15” es transportado en volquetes de 17 m3 de capacidad hacia la chancadora marca sandvik, modelo JM120HD-CJ412, potencia 150 HP y capacidad de 450 TN/hr, siendo el mineral descargado en la tolva de alimentación, que consta de un alimentador vibratorio, el cual alimenta a la chancadora de quijadas, donde el material es reducido de tamaño a 4”, además de adicionársele la cal, la cual le proporciona al mineral la alcalinidad necesaria para la lixiviación con cianuro de sodio.

Figura11.1. Área de chancado Fuente: Propias del investigador

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14

1.3.4 Construcción de la pila del mineral

El mineral apilado en el área chancado con una granulometría de 80% -4% es transportado en volquetes de 17 m3 de capacidad hacia el Pad de lixiviación que está completamente impermeabilizado con geomenbrana y over liner.

De acuerdo a la voladura en los tajos el mineral ingresa directamente al PAD, ya que presentan una granulometría ideal.

El área total del Pad está conformado por las fases actuales 1 y 2 con un área de 14 hectáreas y la nueva Fase 3 con un área de 6.9 hectáreas dando un área total del Pad de 20.9 hectáreas, para cumplir con las necesidades de riego de mineral, y la producción de 6000 toneladas de mineral por día.

“Para formar la celda de lixiviación; primero se construye una rampa de acceso

en uno de los extremos del pad hasta alcanzar una altura de 8m, el material utilizado es desmonte en la parte externa y mineral en la parte interna del” pad.

“Los volquetes cargados de mineral se posesionan sobre la capa

impermeabilizada y se estacionan a unos metros del borde de la celda para iniciar la descarga”.

“Durante la descarga se forma un apilado. Posteriormente este mineral apilado

es empujado por un tractor de orugas (CAT D6/Cargador frontal) formando la pendiente del talud que corresponde al ángulo de reposo del mineral. La descarga sucesiva permite que la pila se extienda hacia adentro y al centro del Pad hasta que la capa impermeabilizada esté totalmente cubierta con mineral”.

“Cada celda consta de un área promedio de 3000 m2, equivalente a 40 000TM de mineral”.

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15 Figura21.2. Construcción de pila de mineral

Fuente: Propias del investigador

1.3.5 Lixiviación del mineral

“Una vez que se ha realizado el depósito el mineral en la extensión promedio de

3 000m2 se procede a realizar la remoción en la parte superior de la celda, debido a que esta ha sido compactada por el tránsito de los vehículos durante el acarreo del mineral. Para esta etapa se empleamos el tractor de orugas”.

“Posteriormente, se procede a instalar la red primaria de tuberías de riego cuya matriz primaria es una línea de 12” Ø de HDPE que parte del tanque barren de 3.75”Ø hacia el PAD por intermedio de una bomba N° 1 de 300 HP”, bomba N°

37°

9.40 metros 90 días Ph

Angulo de reposo Distancia de banqueta Tiempo de lixiviación

3000 m² 8 metros 10 lt-hr/m²

6 * 6 etros CNNa/CaO

10.5

PARAMETROS DE OPERACIÓN EN EL PAD DE LIXIVIACIÓN Area

Altura FLOW Rate Marco de riego Reactivos

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16 2 de 300HP con capacidad de 320 m3/hr y 300 m3/hr , estas líneas primaria se encuentra sobre un canal completamente impermeabilizado, la línea primaria termina en un Manifolds de fierro SCH 40 que cuenta con 08 salidas con reducciones 4”“Ø donde están conectadas las tuberías secundarias de Lay Flat de 4”Ø que se dirigen hacia las celdas de lixiviación.

Sistemas de riego; para la lixiviación se emplea sistemas de riego, Riego por aspersión.

Sistemas de riego por Aspersión; Son instalados con tuberías PVC de alta densidad, las matrices son de 3 pulg Ø y las tuberías segundarias son tuberías de 2 pulg de Ø, el marco de riego de este sistema es de 6 x 6 m. los aspersores son de Angulo medio y de entrada de ¾ pulg los cuales nos permiten llegar a una taza de riego de 10 lt-hr/m2.

La segunda bomba de 300 HP (N°2) con 250 m3/hr, el cual también está conectada al tanque barren con una línea independiente de 12”Ø de HDPE la cual termina en un manifold de fierro SCH 40 que cuenta con 4 salidas con reducciones 4”Ø y desde ahí se realiza la distribución de solución cianurada hacia las celdas de lixiviación. Esta línea también está sobre el mismo canal impermeabilizado.

La lixiviación se lleva a cabo con solución alcalina de cianuro de sodio (manteniendo el pH entre 10.0 y 10.5 con la adición de cal) para evitar pérdidas de cianuro por descomposición en gas cianhídrico (HCN). La concentración de cianuro total en la solución lixiviante es de 60 ppm con un consumo promedio de 0.025kg/TM de mineral.

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17 Se riega con un caudal promedio de 500m3/h de solución lixiviante a una taza de riego de 10Lt-hr/m2 de área transversal.

La solución que percola a través de la pila de mineral con una velocidad de percolación de 2.6 m/día es colectada por un sistema de tuberías de drenaje construido sobre la geomembrana de polietileno que cubre todo el piso de la plataforma de lixiviación; la solución colectada llega hacia el sumidero y por intermedio de dos tuberías de HDPE descarga en la poza PLS de solución rica (Pregnant) de donde se bombea a los circuitos de adsorción. La solución pobre que sale de los circuitos de adsorción descarga en el tanque barren de 60 m3 de capacidad, donde se bombea a la pila de lixiviación previa corrección de la concentración de cianuro de sodio y de alcalinidad protectora cerrando así el ciclo en circuito cerrado, que garantiza un proceso con efluente líquido cero. El ciclo completo de Lixiviación es de 60 a 90 días. Para evitar la formación de incrustación de carbonatos en las tuberías y el carbón activado se utiliza anti incrustante a una concentración de 5 ppm que vuelven solubles a los compuestos de calcio y magnesio.

Durante la época de lluvias, el agua captada en el pad, diluye la solución pregnant, esta agua después de pasar por el proceso de adsorción, es derivada hacia la poza de grandes eventos, esta agua será reutilizada durante la época de estiaje, y así poder cubrir las pérdidas de agua por evaporación y por humedecimiento del mineral. El agua que faltase en el proceso será utilizada del sistema de captación de agua, pero la cantidad no es tan alta en comparación con la acumulada en la poza de grandes eventos.

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18 Figura31.3. Lixiviación del mineral

Fuente: Propias del investigador

1.3.6 Adsorción con carbón activado

La capacidad en los 2 circuitos de Adsorción es de 500 m3/hr, el 1er circuito con una capacidad de tratamiento de 250 m3/hr de solución pregnant y el 2do circuito con 250 m3/hr. El segundo circuito, al igual que el primero tiene una bomba sumergible Tsurumi de 60HP la cual envía la solución desde la poza PLS hacia la planta a través de una tubería de HDPE de 10” “Ø que se encuentra sobre un canal totalmente impermeabilizado, esta solución rica en complejos de oro y plata principalmente, es procesada en los 02 circuitos de adsorción (método CIC), el primero consta de una batería de 5 columnas de 2.10m.Ø x 2.70m. de altura, el segundo consta de una batería de 5 columnas de 2.10m.Ø x 3.00m.

de altura; cargadas con 2,000kg de carbón activado de malla 6 x 12 en cada columna. Adicionalmente, cuando sea necesario, se bombea solución de la poza de mayores eventos, retenida de la época de lluvias 50m3/hr, para satisfacer las necesidades de riego”.

“El carbón activado tiene la propiedad de adsorber los complejos cianurados de oro, plata y otros metales en solución; debido a su estructura porosa. La solución más rica ingresa a la columna con mayor carga de oro, donde es adsorbido una mayor cantidad de oro, luego pasa a la segunda y así sucesivamente hasta la

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19 última columna que contiene carbón más activo y una menor carga para luego salir hacia el tanque barren. La eficiencia promedio del proceso de adsorción es de 95% con una carga promedio de 8Kg. de Au/TM de carbón. Cuando el carbón ha completado su carga es enviado a la etapa de desorción”.

Figura41.4. Columnas de adsorción Fuente: Propias del Investigador

1.3.7 Desorción a presión y electrodeposición

“Una vez completado el periodo de carga, el carbón activado de una de las

columnas del circuito de adsorción, rico con las especies valiosas, será descargado y cargado al reactor de desorción de 2,000 Kg de capacidad.

Se preparará 75 Kg. de soda cáustica con agua, luego esta solución preparada se trasvasará hacia el tanque strip completando el volumen con agua, se recirculará esta solución a un flujo de 10 m3/hr, entre el segundo intercambiador de calor, el primer intercambiador de calor y el tanque de solución strip, previamente se prende el caldero eléctrico de agua calentando la solución y recirculando el agua entre el caldero y el primer intercambiador de calor, una vez que se llega a la temperatura de 130 a 135ºC se desviará la solución eluente hacia el reactor a una presión de 60 PSI desorbiendo el carbón, la solución rica en complejos de oro y plata principalmente sale por la parte superior del reactor

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20 pasando por los filtros de carbón, luego por el segundo intercambiador para seguir por el tercer intercambiador de calor reduciendo su temperatura hasta 65ºC para alimentar a las celdas electrolíticas de 18 cátodos y 19 ánodos donde precipita las especies valiosas en los cátodos de malla de acero inoxidable, la solución pobre que sale de la celda electrolítica retorna hacia el tanque de solución strip para recircular por el segundo, el primer intercambiador de calor y el reactor de desorción y la celda electrolítica”.

El tiempo que demora la desorción es:

Tiempo para llegar a 130°C de 2 a 3 horas.

Tiempo que dura la electrodeposición de 10 a 12 horas.

Tiempo para enfriar la desorción 2 horas.

Tiempo total de desorción de 14 a 16 horas.

Figura51.5. Reactor de desorción del carbón activo Fuente: Propias del investigador

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21

1.3.8 Cosecha y fundición

“Los cátodos electrolíticos saturados con cemento en la celda electrolítica son

lavados con agua a presión, luego son filtrados; obteniendo el cemento de oro y plata principalmente”.

“Después del lavado y filtrado el cemento se coloca en la retorta para quitar el

mercurio que hubiera en el cemento, luego se funde en un horno basculante a petróleo en un crisol de carburo de silicio con capacidad de 100 kg. Para esta última etapa se adicionan los fundentes bórax, carbonato de sodio, sílice y nitrato de potasio, el cemento se funde a una temperatura de 1300 ºC, para luego realizar la colada y obtener las barras de Bullón de 70% Au y 25% de Ag”.

“Los gases producto de la fundición son conducidos vía una campana y un

extractor hacia una torre de lavado (scrubber) donde se recupera estos polvos que han sido arrastrados juntamente con los gases durante la fundición, pasado cuatro meses este producto se funde junto a una colada normal de producción para recuperar el oro y la plata. Los gases completamente fríos y limpios de sólidos van a la atmósfera libre de todo contaminante”.

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22 Figura61.6. Sistema de cosecha y fundición

Fuente: Propias del investigador

1.3.9 Reactivación del carbón activado

El carbón activado en el proceso de adsorción pierde su actividad o su capacidad de adsorción probablemente por una pasivacion generada por carbonatos e impurezas orgánicas, por tal razón se le tiene que devolver su actividad por medios químicos y térmicos.

Reactivación química

La reactivación química del carbón se realiza con la finalidad de eliminar la deposición de carbonatos que precipitan en el área superficial del carbón que disminuyen la capacidad de adsorción de oro y plata, este proceso se lleva a cabo en un reactor de fibra de vidrio, donde después de terminar la desorción se descarga los 2000kg de carbón en el reactor de fibra de vidrio.

Luego se adiciona HCl llegando hasta un pH de 3, el tiempo que demorará el lavado acido es de 4 horas. La solución final de la reactivación química es neutralizada con una solución de hidróxido de sodio y luego conducida a la poza. El consumo de ácido clorhídrico es de 50 kg por cada tonelada de carbón y 5 kg de hidróxido de sodio para neutralizar la solución de reactivación.

Reactivación térmica

La reactivación térmica elimina fundamentalmente los compuestos organicos adsorbidos por el carbón, se realiza en un horno eléctrico vertical de marca Minfun de una capacidad de 1 TM de carbón / 24 horas, este circulo cuenta con una tolva de alimentación y descarga asi como un secador vibratorio y

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23 el banco de calentamiento todo esto funciona automáticamente y esta provisto de alarmas para la seguridad del equipo y del trabajador.

El proceso consiste en pasar el carbón proveniente de la reactivación química a través del horno que esta a una temperatura de 700°C a 375 voltios y 52 amperios, cuando mas impurezas tenga el carbón será mayor el tiempo de retención en el horno conforme va saliendo el carbón del horno va cayendo en una tolva con agua lo que provoca un enfriamiento violento del carbón.

Una vez reactivado un lote de carbón 2000 kg. Se pasara mediante un eductor hacia una zaranda vibratoria circular de malla N°20 a fin de clasificar el carbón, el carbón de malla +20 retorna al proceso de adsorción y el carbón de malla -20 ser retira del proceso y se almacena para un tratamiento futuro.

Figura71.7. Reactivación del carbón activo Fuente: Propias del investigador

1.3.10 Pozas de solución

 Poza de solución Pregnant

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24 La poza de PLS de forma de tronco pirámide invertida está ubicada al sur oeste del Pad de lixiviación. Esta poza tiene una capacidad de 14108 m3, y almacena los flujos provenientes del Pad de lixiviación. La poza de PLS tiene taludes internos de 2.5H: 1V, y cuenta con un sistema de subdrenaje que tiene por finalidad captar los flujos de agua subterránea que se originen dentro de los límites de la cimentación de la zona de las pozas, para derivarlos por debajo del sistema de revestimiento hacia fuera de los límites mencionados. Las tuberías colectan el agua del subdrenaje y descargan a una poza de monitoreo de subdrenaje, localizada al noroeste de las pozas.

El sistema de revestimiento de la poza está construido de una capa de suelo de baja permeabilidad de 300 mm de espesor, que actúa como una base para el sistema de doble revestimiento consistente en un revestimiento secundario de geomembrana de HDPE lisa de 1.5 mm, un sistema de colección y recuperación de fugas (geonet) y un revestimiento primario de geomembrana de HDPE lisa de 1.5 mm El geonet ha sido instalado entre las dos geomembranas y ha sido conectado al pozo de detección de fugas. El fondo de la poza tiene 1% de pendiente dirigida al pozo de detección de fugas.

 Poza de grandes eventos

La poza de mayores eventos está ubicada al noroeste de la poza de PLS y tiene una capacidad de 64500 m3, y tiene una berma de seguridad de 500 mm a lo largo del perímetro de la poza. La poza de mayores eventos tiene taludes de 2.5H: 1V en todas sus caras y, al igual que en el caso de la poza de PLS, su plataforma de fondo tiene una inclinación de 1% hacia la poza de colección, donde se colectarán los excesos de aguas de lluvia del Pad.

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25 El sistema de subdrenaje de la poza de mayores eventos es del mismo tipo que el utilizado para la poza de PLS, incluyendo el arreglo general, diámetros. La poza de mayores eventos tiene un sistema de revestimiento simple consistente en una geomembrana lisa de HDPE de 1.5 mm, colocada sobre una capa compactada de suelo de baja permeabilidad, de 300 mm de espesor.

La zona de las pozas de procesos tiene una serie de accesos perimetrales sobre los cuales transitarán vehículos livianos que sirven de inspección o control de operaciones.

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26

CAPÍTULO II

PLANTEAMIENTO Y FORMULACIÓN DEL PROBLEMA

2.1.

Identificación del problema

Actualmente la Minera IRL SA ha generado un desbalance hídrico en la operación por el aumento de las lluvias y el área incrementada de riego en el Pad de lixiviación, desde el año 2016 la Minera IRL SA viene haciendo el tratamiento de solución barren con peróxido de hidrogeno sin utilizar un catalizador que acelere la cinética de destrucción de cianuro, debido a esto es que se tiene que utilizar un catalizador que acelere el tratamiento de la solución barren para tratar las soluciones excedentes sin necesidad de incrementar la capacidad de la planta de destrucción de cianuro. El cianuro tiene una toxicidad elevada en “las aguas residuales de explotaciones mineras, la química de los

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27 cianuros es compleja y existen muchas formas de cianuro en las disoluciones procedentes de explotaciones mineras y hay cuatro categorías principales”.

Cianuro libre, cianuro “de hierro, cianuros disociables en acido débil y compuestos relacionados con el cianuro”. “Además de la concentración de cianuro total en una disolución hay otros factores relacionados con la química del sistema receptor que influyen en la toxicidad del cianuro y de los metales presentes en sus complejos. Por ejemplo, una saturación de oxígeno inferior al 100 por ciento generalmente hace aumentar la toxicidad del cianuro, y los efectos varían de un organismo a otro. El agotamiento de oxígeno podría significar un inconveniente en descargas desde balsas de retención o desde embalses de estériles durante los meses de invierno”. “En general, la toxicidad aumenta al elevarse la temperatura sin embargo este factor depende una vez más del organismo de que se trate. Las especies de trucha y salmón son sumamente sensibles a las temperaturas elevadas del agua, otro factor importante es el pH del agua residual que se descarga y de las aguas del sistema receptor. Para un pH inferior a 8 aproximadamente el 95% del cianuro presente está en forma libre”. “El análisis de los datos conocidos indica que la toxicidad del anión cianuro es de aproximadamente 0.4 veces la toxicidad del ácido (HCN) libre. El pH influye también sobre la solubilidad y la disociación de los complejos cianurados metálicos. Hay otros parámetros que influyen sobre la toxicidad del cianuro entre ellos el metal con el que forma cianuro complejo, la presencia de amoniaco, cianato y tiocianato y la concentración de materias solidas disueltas o en suspensión, por ejemplo, la aplicación de la extracción de oro mediante precipitación con polvo de cinc puede aumentar la concentración de este metal en el agua residual del orden de 10 a 100 veces”.

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28 Por tal motivo se vio la necesidad de optimizar el tratamiento de “destrucción de cianuro en los efluentes de la planta”, con la finalidad de tratar mayores cantidades y cumplir con la normativa ambiental de vertimiento de aguas. Para ello se ha realizado pruebas de laboratorio con la meta de optimizar la cinética de destrucción de cianuro con reactivos como el “peróxido de hidrógeno como oxidante y el sulfato de cobre como catalizador”, variables que en conjunto pueden afectar directamente en la velocidad de oxidación química del cianuro y así poder tratar las soluciones excedentes sin necesidad de incrementar la capacidad de la planta de destrucción de cianuro.

2.1. Formulación del problema 2.3.1 Problema general

- ¿Qué efecto tendrá la implementación del método de destrucción de cianuro con oxidación avanzada en el tratamiento de efluentes de la MINERA IRL SA – Unidad Corihuarmi?

2.3.2 Problemas específicos

- ¿Cómo contribuye la implementación del método de destrucción de cianuro con oxidación avanzada en el tratamiento de efluentes de la MINERA IRL SA – Unidad Corihuarmi?

- ¿Cuánta influencia tendrá la implementación del método de destrucción de cianuro con oxidación avanzada en el tratamiento de efluentes de la MINERA IRL SA – Unidad Corihuarmi?

- ¿Cuánta influencia tendrá el sulfato de cobre en la implementación del método de destrucción de cianuro con oxidación avanzada en el tratamiento de efluentes de la MINERA IRL SA – Unidad Corihuarmi?

(29)

29

CAPÍTULO III MARCO TEÓRICO

3.1. Antecedentes de la investigación

Smith, Mudder (2001) indica que el proceso de oxidación con peróxido de hidrógeno y sulfato de cobre como catalizador, oxida el cianuro libre, cianato y también oxida el cianuro combinado con cadmio, cobre, niquel y cinc (las formas de cianuros metálicos complejos disociables por acido débil), como especifican los autores:

“Los metales que quedan libres durante la oxidación se precipitan en

forma de hidróxidos hasta alcanzar una concentración final que depende de pH del proceso. El pH óptimo para la eliminación de metales después de la destrucción del cianuro es de 9.0 – 9.5, si bien el proceso funciona en un amplio intervalo de valores del pH. Un pH inferior a 9.0 es óptimo

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30 para la precipitación de cianuros de hierro, pero dado que la eliminación de metales tiene generalmente mayor importancia que la eliminación de cianuro de hierro, es preferible un pH más elevado en el proceso. El método de someter el cianuro a cloración se utilizó ampliamente en el pasado antes de desarrollarse los procedimientos de cianuro disociable por acido débil. En esencia los dos métodos miden las mismas especies de cianuro, pero el método de someter el cianuro a cloración consume más tiempo dado que exige dos determinaciones de cianuro total (es decir una antes y otra después de una fase de cloración). Además, el método está sujeto a interferencias que llevan a resultados inseguros. En los últimos años el método de cianuro disociable por acido débil ha llegado a ser ampliamente aceptado por compañías mineras y por muchos organismos oficiales tanto para fines de seguimiento como para cumplimiento de requisitos legales debido al reconocimiento de los problemas inherentes al método de cianuro conducible a cloración. Por desgracia en los permisos de descarga la USEPA solo reconoce todavía el método de cianuro conducible a cloración, aunque en alguna ocasión ha sido sustituido por el método de cianuro disociable en acido débil.

Actualmente la USEPA está evaluando todos los métodos de análisis de cianuros con la intención de definir los procedimientos de más garantía.

(Smith y Mudder, 2001, pp 87-89)”

Mamani (2007) identifica la cinética del proceso de oxidación de cianuro a cianato por peróxido de hidrogeno se ve influenciada por la adición de iones cobre a la solución en concentraciones mínimas desde 10 mg/L.

(31)

31

“Sin embargo, algunos investigadores afirman que la adición depende de

la concentración de cianuro presente en la solución. El periodo de reacción necesario varía desde aproximadamente 20 minutos hasta 4 horas dependiendo de la relación de cobre cianuro de los contenidos de cianuro y de la cantidad de peróxido de hidrogeno utilizada. La velocidad de la reacción aumenta bruscamente cuando se incrementa la concentración de cobre. Sin embargo, al aumentar la concentración de cobre aumentan también las eventuales dificultades inherentes a la eliminación del metal de la disolución. Como se ha señalado la conversión de cianuro libre en cianuro complejo de hierro estable hace aumentar espectacularmente el lapso de tiempo necesario para la degradación natural del cianuro. Hay otros dos inconvenientes derivados de este por eso. El primero es la acumulación de cianuro de hierro en cantidades y concentraciones suficientes para hacer de los sólidos o de los estériles un residuo peligroso. En segundo lugar, los cianuros precipitados son de naturaleza acida y pueden provocar la generación de agua acida de mina si se evacuan junto con los materiales capaces de formar ácidos (por ejemplo, sulfuros). Estos materiales suelen depositarse en presencia de cantidades elevadas de cal a fin de obtener un grado de basicidad que mantenga el pH por encima de 10. Este estado químico puede dar como resultado la resolubilizacion del cianuro precipitado, por lo tanto, la aplicación de este proceso debe evaluarse por su compatibilidad con otros procesos (Mamani, 2007, pp 27-29).”

(32)

32 Días, Condori (2008) sin embargo, se han desarrollado dos procesos los cuales utilizan el peróxido de hidrogeno para la destrucción oxidante del cianuro libre y los complejos del cianuro:

“El primer proceso conocido como proceso kastone fue originalmente

propuesto por la Dupont, 1974 y por Mathre y Devries en 1981. Este proceso utiliza una solución de peróxido de hidrogeno al 41% con unos pocos mg/L de formaldehido y cobre. El segundo proceso desarrollado por degusa corporation empleando una solución de peróxido de hidrogeno y sulfato de cobre a varias concentraciones, aunque es recomendable no emplear las ales de cobre debido a la presencia de este metal dentro de los minerales tratados. El peróxido de hidrogeno en presencia de cobre oxida el cianuro libre a cianato, el cianuro combinado con cadmio, cobre, níquel y zinc se oxida también a cianato durante el proceso. Los metales que quedan libres durante la oxidación se precipitan en forma de hidróxidos hasta alcanzar una concentración final que depende del pH del proceso. Los compuestos de cianuro ferroso se combinan con el cobre libre en disolución para formar un complejo insoluble. El pH óptimo para la eliminación de metales después de la destrucción del cianuro está en el rango de 9 – 9.5 sin embargo el proceso funciona en un amplio intervalo de valores de pH, un pH inferior a 9 es óptimo para la precipitación de cianuros de hierro pero dado que la eliminación de metales tiene generalmente mayor importancia que la eliminación de cianuro de hierro, es preferible un pH más elevado en el proceso. Generalmente no hace falta un ajuste de pH como ocurre en otros procesos de tratamiento químico. Las concentraciones de cobre residual resultantes dependen de

(33)

33 la concentración inicial de cianuro disociable en ácido débil. En general en las aplicaciones a escala industrial se utiliza un exceso de peróxido de hidrogeno de 200 a 450 por ciento del valor teórico+-. El periodo de reacción necesario varía aproximadamente de 20 minutos a 4 horas dependiendo de la relación de cobre a cianuro, de los contenidos de cianuro y de la cantidad de peróxido de hidrogeno utilizada (Días y Condori, 2008, pp, 93-95).”

3.2. Bases teóricas

3.2.1 Teoría de la lixiviación

Es la disolución selectiva de metales presentes en las especies mineralógicas de cualquier naturaleza desde los sólidos que los contienen mediante una solución disolvente acuoso.

3.2.2 Lixiviación del oro y la plata

Los cianuros de potasio, sodio y calcio en medio alcalino disuelven al oro formando complejos de cianuro. Sin embargo industrialmente se prefiere usar el cianuro de sodio (NaCN) por su mayor contenido de CN- activo por unidad de peso: 53% vs 40% en el caso de KCN, lo que influye en los precios de comercialización y transporte. El cianuro de calcio, Ca(CN)2, no es tan utilizado a pesar de presentar un buen porcentaje de ion CN- activo, 56,5% dado que suele comercializarse con un mayor contenido de impurezas que en los otros dos casos.

La reacción de disolución que tiene lugar durante la lixiviación de estos elementos con soluciones de NaCN, son de tipo electroquímico.

4Au+ + 8CN- + O2 = 4Au(CN)-2 + 4OH-

(34)

34

3.2.3 Compuestos de cianuro - Cianuro total

“Se denomina así a todos los compuestos de cianuro existentes en una

solución acuosa. Este es un término que se emplea en los procedimientos analíticos. El cianuro total incluye el cianuro libre, los cianuros simples y todos los cianuros complejos, que incluyen los cianuros fácilmente disociables en ácido débil (cianuros WAD, en sus siglas en inglés)”.

- Cianuro libre

“Es el término utilizado para describir tanto al ion cianuro (CN)- que se

disuelve en el agua del proceso como cualquier cianuro de hidrógeno (HCN) que se forma en la solución. Por ejemplo, las briquetas de cianuro de sodio se disuelven en el agua para formar el ion sodio y el anión cianuro; este último se combina luego con el ion hidrógeno para formar el HCN donde la concentración del ion hidrógeno en el agua del proceso dependerá del pH existente en la solución, (véase la figura 2.1.1.2). Las soluciones ácidas favorecen la presencia de HCN y a valores de pH menores a 7 casi todo el cianuro libre está presente como HCN. A un pH de 9,24, las concentraciones de HCN y CN- son iguales”.

“El cianuro de hidrógeno puede oxidarse a cianógeno o ácido ciánico

(cianato). El cianógeno es un gas soluble en agua con una presión de vapor de 5 atm a 20°C. Debido a que este es altamente reactivo en solución, no permanece sin cambiar por largo tiempo en el ambiente. Algunos resultados de laboratorio indican que, bajo condiciones aeróbicas, el ion cianato es relativamente estable en agua en un rango de pH de 6,8 a 7,2 y de 4,2 a 5,5 por 10 días de experimento a temperatura ambiente”.

(35)

35

“El cianuro libre ocurre raramente en la naturaleza debido a la alta reactividad

de la molécula. A bajas concentraciones en el ambiente, el cianuro podría reaccionar con varias formas de azufre de piritas u otros constituyentes de minerales, acomplejarse con trazas de iones metálicos, liberarse a la atmósfera y dispersarse, metabolizarse por microorganismos, oxidarse a cianato y degradarse químicamente a amonio y dióxido de carbono, reaccionar con materia orgánica y/o hidrolizarse a amonio y formiato”.

- Cianuro disociable en acido débil (CN

WAD

)

Es un término analítico utilizado para designar a los compuestos de cianuro que se disocian bajo reflujo con un ácido débil, normalmente a pH 4,5.

- Cianuro complejos fuertes

Cianuros de hierro, ferrocianuros, en los cuales el hierro tiene un estado de oxidación de +2 y el ferricianuro, donde el hierro se ha oxidado a +3. El ferrocianuro es la forma usual en solución a potenciales rédox, pero rápidamente se puede oxidar a ferricianuro. Los cianuros de hierro desde el punto de vista ambiental requieren especial atención debido a su gran estabilidad en ausencia de luz y su tendencia a disociarse en su presencia.

Aunque esos complejos resisten la degradación natural hasta la disipación total del cianuro libre y los complejos de cianuro metálicos son más rápidamente degradables. Los ferricianuros son capaces de desprender niveles tóxicos de ácido cianhídricos cuando se exponen a intensa radiación ultravioleta.

- Otros compuestos derivados del cianuro

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36

Tiocianato:

la presencia del ion tiocianato SCN-, en efluentes resulta de la reacción del cianuro con iones sulfuros desprendidos de los sulfuros metálicos durante la lixiviación.

Cianato:

la oxidación del cianuro se puede realizar con oxidantes tales como el cloro, ozono, oxígeno y peróxido de hidrogeno para convertirlo a cianato.

3.2.4 Mecanismos de reacción en la detoxificacion Mecanismo de la oxidación del cianuro

El mecanismo de detoxificación de cianuro como es aplicado en plantas de cianuración puede ser comparado a la oxidación natural de cianuro en suelos para producir cianato:

CN-(ac) + 1/2 O2(g)  OCN-(ac)

Sin embargo, esta oxidación es sólo uno de una serie de reacciones, el cual finalmente puede convertir el cianuro a dióxido de carbono y nitrógeno, según lo mostrado en el esquema.

(37)

37 La principal ventaja del peróxido de oxígeno en el tratamiento de aguas residuales es que es un producto químico limpio en el sentido que ninguna sustancia es introducida con el agente oxidante que podría deteriorar la calidad del agua. La reacción entre cianuro y el peróxido de hidrogeno solo toma un paso, sin la formación de toxico intermedian. El producto de la reacción es cianato, lo cual subsiguientemente hidrolizan lentamente para darle amonio e iones carbonato:

Los cálculos descritos anteriormente no tienen en cuenta tales reacciones como la perdida de cianuro de hidrogeno a la atmosfera, el ataque bacteriano al cianuro y la precipitación y la adsorción de compuesto de cianuro, todo de cual tienda a reducir la concentración de cianuro bajo las condiciones naturales.

16 14

12 10 8

6 4

2 0 2.0

1.5

1.0

0.5

0.0

-0.5

-1.0

-1.5

-2.0

C - N - H2O - System at 25.00 C

C:\HSC6\EpH\CN25.iep pH

Eh (Volts)

HCN(g)

CN(-a) CNO(-a)

ELEMENTS Molality Pressure

C 1.000E+00 1.000E+00 N 1.000E+00 1.000E+00

(38)

38

3.2.5 Tratamiento de efluentes mineros

“El incremento de la actividad minera, combinado con una mayor preocupación

por sus efectos ambientales, ha generado un renovado interés por el desarrollo de nuevos procesos para el tratamiento de disoluciones metalúrgicas y otras aguas de mina. Actualmente existe una gran variedad de procesos de tratamientos químicos, físicos y biológicos para la eliminación o recuperación de metales, cianuros y otros subproductos de los procesos y tratamientos metalúrgicos”.

“El desarrollo de un proceso viable para el tratamiento de un efluente metalúrgico

exige el conocimiento pleno de los procesos metalúrgicos, de la geoquímica de los minerales, de la hidrología del lugar y de las posibles fuentes de agua residual y sus características. Cada uno de las facetas de la explotación minera influye sobre la cantidad y calidad de efluentes producida y sobre la selección de las alternativas de tratamiento. El proceso o procesos elegidos deben ser lo bastante seguros y flexibles para mantener una calidad del efluente suficientemente alta a todo lo largo de la vida de la mina, y en muchos casos mucho después de terminarse la explotación minera. A fin de reducir al mínimo los costes de tratamiento deben tomarse toda clase de medidas para reducir lo más posible el consumo de agua y aumentar al máximo el reciclado y reutilización del agua.

Además, debe mantenerse en un mínimo el consumo de reactivos (por ejemplo, el cianuro). La geoquímica de la mena es también muy importante para determinar las opciones de tratamiento actuales y futuras. Por ejemplo, durante las etapas iniciales de una explotación minera el tratamiento de minerales oxidados determina una composición química del efluente muy diferente del efluente que se produce cuando se explotan y tratan menas reducidas con

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39 elevados contenidos de sulfuros”. Las plantas de lixiviación de minerales de oro con soluciones cianuradas, generan volúmenes importantes de residuos normalmente con valores de pH elevados. Los efluentes líquidos de estos procesos, contienen elementos tales como cianuro de sodio, compuesto de cianuro de alta solubilidad, cianatos thiocianatos y cianuro acomplejado con metales pesados, que son potencialmente tóxicos y presentan diversos grados de estabilidad y tratabilidad.

3.2.6 Destrucción de cianuro con peróxido de hidrogeno y sulfato de cobre

La aplicación de destrucción de cianuro con Peróxido de Hidrogeno actualmente se viene utilizando en efluentes (solución barren) en lugar de slurry debido al consumo alto de Peróxido de Hidrogeno en las aplicaciones del slurry. El proceso del Peróxido de Hidrogeno es eficaz para el tratamiento de soluciones para oxidación de Cianuro libre y Cianuro Wad, la reaccion del Peróxido de Hidrogeno con el cianuro forma cianto y agua que a su vez se hidrolizan para formar iones carbonatos y amonio.

“La reacción se lleva a cabo típicamente a partir de un pH de aproximadamente

9.0 a 9.5 para la remoción óptima de cianuro y metales pesados como cobre, níquel, cinc, manganeso, hierro, arsénico entre otros. Como indicado antes el cobre (Cu+2) se requiere como un catalizador soluble que normalmente se agrega como una solución de sulfato de cobre (CuSO4.5H2O) para proporcionar una concentración de cobre en el rango de aproximadamente 10% a 20% de la concentración de Peróxido de Hidrogeno en peso a utilizar”.

“Es así que las reacciones serian como siguen”:

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40

“CN- + H2O2 = CNO- + H2O”

“M(CN)42- + 4 H2O2 + 2OH- = M(OH)2(s) + 4 CNO- + 4 H2O”

“CNO- + 2 H2O = NH4+ + CO32-

3.3. Operacionalización de las variables

Tabla13.1. Operacionalización de las variables

SINOPSIS DE LAS VARIABLES

VARIABLES INDICADORES INSTRUMENTO FUENTE

Variable

independiente:

X: Método de destrucción de cianuro con oxidación avanzada

X1: Oxidación de cianuro libre y cianuro WAD.

X2: Consumo de sulfato de cobre.

X3: pH óptimo para la remoción de cianuro y metales pesados.

 Muestreo.

 Herramientas y hojas de cálculo.

 Guía de entrevista.

 Fuente primaria.

 Fuente secundaria.

 Registros de información.

Variable Dependiente:

Y: Tratamiento de efluentes

Y1: ECA para agua.

Y2: LMP de efluentes mineros.

 Muestreo.

 Herramientas y hojas de cálculo.

 Guía de entrevista.

 Fuente primaria.

 Fuente Secundaria.

 Registros de información.

Fuente: Elaboración propia

3.4. Objetivos

3.4.1 Objetivo general

Demostrar la implementación del método de destrucción de cianuro con oxidación avanzada en el tratamiento de efluentes de la MINERA IRL SA – Unidad Corihuarmi.

(41)

41

3.4.3 Objetivo específicos

- Comprobar la implementación del método de destrucción de cianuro con oxidación avanzada en el tratamiento de efluentes de la MINERA IRL SA – Unidad Corihuarmi.

- Demostrar la influencia del sulfato de cobre en la implementación del método de destrucción de cianuro con oxidación avanzada en el tratamiento de efluentes de la MINERA IRL SA – Unidad Corihuarmi.

- Evaluar la Influencia que tendrá el tiempo de residencia en la implementación del método de destrucción de cianuro con oxidación avanzada en el tratamiento de efluentes de la MINERA IRL SA – Unidad Corihuarmi.

3.5. Justificación

3.5.1 Justificación teórica - científica

El presente trabajo de investigación basa su justificación en la importancia que tiene realizar un correcto tratamiento de la solución barren, debido a que normalmente los métodos de DX sin la adición de sulfato de cobre no cuentan con una oxidación avanzada. Este trabajo tiene fin de ofrecer modelos prácticos y utilitarios a las necesidades de la planta de destrucción de cianuro.

3.5.2 Justificación práctica - empírica

En lo particular a la práctica; la investigación orientará pragmáticamente a las leyes corregidas que nos da la destrucción de cianuro con oxidación avanzada, que permita atender a las necesidades de la solución barren.

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42

3.5.3 Justificación metodológica

La trascendencia relativa a la metodología, radica en que servirá como modelo para demostrar procedimentalmente, los aportes en la mejora continua del tratamiento de efluentes; “el tratamiento al problema se justifica en la búsqueda de información técnica y oportuna” que mejoren y garanticen un óptimo desempeño de la planta de DX con oxidación avanzada.

3.6. Hipótesis

3.6.1 Hipótesis general

La implementación del método de destrucción de cianuro con oxidación avanzada mejora la calidad de los efluentes de la minera IRL SA – Unidad Corihuarmi.

3.6.2 Hipótesis específicos

- La implementación del método de destrucción de cianuro con oxidación avanzada contribuye la calidad de los efluentes de la minera IRL SA – Unidad Corihuarmi.

- La implementación del método de destrucción de cianuro con oxidación avanzada genera una adecuada oxidación de CN- Total en los efluentes de la minera IRL SA – Unidad Corihuarmi.

- La implementación del método de destrucción de cianuro con oxidación avanzada influye significativamente en la calidad de los efluentes de la minera IRL SA – Unidad Corihuarmi.

3.6.3 Definición de variables

Variable independiente

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43 Variable X: Método de destrucción de cianuro con oxidación avanzada.

- Oxidación de cianuro libre y cianuro wad.

- Consumo de Sulfato de cobre.

- pH óptimo “para la remoción de cianuro y metales pesados.”

 Variable dependiente

Variable Y: Tratamiento de efluentes.

- ECA para agua.

- LMP de efluentes mineros.

3.7. Metodología

3.7.1 tipo investigación

El tipo de la presente investigación tiene un carácter experimental de nivel investigativo explicativo (causa – efecto).

3.7.2 Nivel de investigación

El nivel de investigación es descriptivo-explicativo, porque busca medir y/o evaluar diversos aspectos, dimensiones o componentes del fenómeno a investigar. Es decir es el presente estudio se seleccionó una serie de indicadores y mediciones cada una de ellas independientemente para así describir lo que se investiga.

3.7.3 Métodos de investigación

Los métodos utilizados son universal, general y específico.

Según Sampieri (2014) una teoría científica es un conjunto de conceptos, incluyendo abstracciones de fenómeno observables y propiedades cuantificables, junto con reglas (leyes científicas) que expresan las relaciones

(44)

44 entre las observaciones de dichos conceptos. Una teoría científica se construye para ajustarse a los datos empíricos disponibles sobre dichas observaciones y se propone como un principio o conjunto de principios para explicar una clase de fenómenos.

3.7.4 Diseño de investigación

El estudio tiene como diseño experimental de su tipo cuasi experimental.

Siguiendo los principios descritos anteriormente, se encontró un método apropiada para utilizar en la destrucción de cianuro usando como oxidante avanzado el sulfato de cúprico creando condiciones más favorables que aseguren la degradación del cianuro.

3.7.5 Población de estudio

La población lo constituye la solución barren que viene de las columnas de adsorción equivalente a 60 m3/h.

3.7.6. Muestra

La muestra lo constituye el efluente que viene de las columnas de adsorción.

Para la presente investigación conforme al diseño del estudio se tomó una muestra.

Tabla23.2. Recolección de muestras

Observación 1

Observación 2

Observación 3

Fecha/intervalo 14-01-2017 14-01-2017 14-01-2017

Toma de muestra 1 Litro 1 Litro 1 Litro

Fuente: Propias del investigador

3.7.7 técnicas de recolección de datos

La técnica la toma de muestra fue la aplicación procedimental de un vaso de precipitado (1000ml), libreta de campo, plumón indeleble, guantes y cámara de

(45)

45 foto, esta técnica permitió obtener información de primera mano en contacto directo con el objetivo de estudio.

3.7.8 Instrumentos de recolección de datos

 Vaso de precipitado

 Varilla de agitación

 Agitador magnético

 Matraz Erlenmeyer

 Probeta Normal

 Cámara de foto

 Medidor Multiparametro de pH/ion/Redox/O

 Sulfato de Cobre penta hidratado

 Nitrato de plata

 Peróxido de hidrogeno al 50%

3.7.9 Parte experimental

La parte experimental de esta investigación se realizó en los siguientes Laboratorios:

 Laboratorio Metalúrgico de la UM CORIHUARMI.

Pruebas de laboratorio

Materiales, reactivos y equipos

Los materiales que se usaron fueron Vaso de precipitado, varilla de agitación, matraz Erlenmeyer, probeta normal, sulfato de cobre penta hidratado, peróxido

(46)

46 de hidrógeno al 50%, solución barren proveniente de las columnas de adsorción, pH metro y agitador magnético.

Figura83.2. Muestras de la solución barren a tratar Fuente: Propias del investigador

Figura93.3. Adición de reactivos a los vasos de precipitado Fuente: Propias del investigador

(47)

47 Figura103.4. Proceso de Oxidación química del Cianuro y del Cobre

Fuente: Propias del investigador

Figura113.5. Muestra tratada vía oxidación con H2O2/Cu+2 Fuente: Propias del investigador

(48)

48 Figura123.6. Muestras tratadas vía oxidación con H2O2/Cu+2

Fuente: Propias del investigador

Tabla33.3. Pruebas de laboratorio de destrucción con oxidación avanzada

Prueba 1 Prueba 2 Prueba 3

Peroxido 0.598 Kg/m3 Peroxido 0.5382 Kg/m3 Peroxido 0.3588 Kg/m3

CuSO45H2O 0.02 Kg/m3 CuSO45H2O 0.02 Kg/m3 CuSO45H2O 0.02 Kg/m3

ph 11.6 ph 11.6 ph 11.6

Vol.

solución 1 L

Vol.

solución 1 L Vol. solución 1 L

Peroxido

(1/10) 10.00 ml

Peroxido

(1/10) 9.00 ml

Peroxido

(1/10) 6.00 ml

CuSO4 al

5% (1/10) 4.0 ml

CuSO4 al 5%

(1/10) 4.0 ml

CuSO4 al 5%

(1/10) 4.0 ml

t (min)

CN-

(ppm) t (min)

CN-

(ppm) t (min)

CN- (ppm)

0 56.0 0 56 0 56

5min 45 5min 46 5min 47

15min 40 15min 40 15min 42

30min 36 30min 34 30min 37

1h 25 1h 26 1h 30

1h30min 14 1h30min 13 1h30min 22

2h 7 2h 9 2h 13

3h 5 3h 5 3h 6

4h 2 4h 2 4h 3

5h 1.5 5h 5h

6h 1 6h 6h

7h 7h 7h

8h 8h 8h

9h 9h 9h

10h 0.05 10h 0.05 10h 0.05

Fuente: Propias del investigador.

Referencias

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