Optimización del proceso de cianuracion en la compañía Arasqui Caraveli

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(1)UNIVERSIDAD NACIONAL DE SAN AGUSTÍN FACULTAD DE INGENIERIA DE PROCESOS ESCUELA PROFESIONAL DE INGENIERIA METALURGICA. OPTIMIZACIÓN DEL PROCESO DE CIANURACION EN LA COMPAÑÍA ARASQUI CARAVELI. Tesis presentado por el Bachiller: IDME CONDORI JHONY RUBEN Para optar el Título Profesional de INGENIERO METALURGISTA. AREQUIPA – PERU 2019. i.

(2) PRESENTACION. SEÑOR DECANO DE LA FACULTAD DE INGENIERÍA DE PROCESOS. SEÑOR DIRECTOR DE LA ESCUELA PROFESIONAL DE LA ESCUELA PROFESIONAL DE INGENIERÍA METALÚRGICA.. SEÑORES INGENIEROS MIEMBROS DEL JURADO DICTAMINADOR.. Con el objeto de optar el Título Profesional de Ingeniero Metalurgista, de conformidad con reglamentos y las disposiciones establecidas por el reglamento de grados y títulos de la Facultad de Ingeniería de Procesos, pongo a. vuestra. consideración. el. presente. la. tesis. que. lleva. por. título:. “OPTIMIZACIÓN DEL PROCESO DE CIANURACION EN LA COMPAÑÍA ARASI CARAVELI”. En esta tesis, se describe la optimización de los parámetros óptimos en la operación de cianuración de la Compañía Minera Las Bravas, que nos permitan mejorar las recuperaciones de oro. Este trabajo de tesis, significa encaminar el ejercicio de mi formación profesional; contribuyendo a su difusión, el que se pone a disposición de las nuevas generaciones de estudiantes para aportar en el desarrollo de la industria metalúrgica de nuestro país en sus diferentes campos de aplicación y la mejorar de los procesos. BACHILLER: IDME CONDORI JHONY RUBEN. ii.

(3) INDICE. CAPÍTULO I GENERALIDADES 1.1. INTRODUCCIÓN. 1. 1.2. FORMULACIÓN DEL PROBLEMA. 3. 1.3. JUSTIFICACION. 4. 1.4. OBJETIVOS. 5. 1.4 .1. OBJETIVO GENERAL. 5. 1.4.2. OBJETIVO ESPECÍFICOS. 5. 1.5. METODOLOGÍA. 5. 1.6. UBICACIÓN Y ACCESIBILIDAD. 6. 1.7. RECURSOS MINERALES Y GEOLOGÍA. 7. 1.8. ÁREA EFECTIVA PROYECTADA. 8. 1.9. COMPONENTES DEL PROYECTO APROBADOS. 9. 1.10. INSTALACION PARA EL MANEJO DE RESIDUOS. 10. 1.10.1. INSTALACIÓN PARA EL MANEJO DE RESIDUOS 11 SÓLIDOS DOMÉSTICOS 1.10.2. INSTALACIÓN PARA EL MANEJO DE RESIDUOS 12 INDUSTRIALES 1.10.3. INSTALACIÓN PARA EL MANEJO DE RESIDUOS 12 PELIGROSOS 1.11. INSTALACIONES PARA EL MANEJO DE AGUAS 1.11.1.. INSTALACIÓN. 12. PARA. EL. MANEJO. DE. AGUA 12. PARA. EL. MANEJO. DE. AGUA 12. DOMESTICA 1.11.2.. INSTALACIÓN. INDUSTRIAL 1.12. AREA DE SEGURIDAD. 13. 1.12.1. FUERZA LABORAL. 13. 1.12.2. PERSONAL. 13 iii.

(4) 1.13. RECURSOS MATERIALES. 13. 1.14. PRESUPUESTO BASICO. 14 CAPITULO II. DESCRIPCIÓN ACTUAL DE LA PLANTA 2.1. SECCIÓN DE CHANCADO. 16. 2.1.1. PESAJE Y ALMACENAMIENTO. 16. 2.1.2. CHANCADO DEL MINERAL. 16. 2.1.3. MUESTREO Y POLVEADO. 17. 2.2. SECCION DE MOLIENDA. 18. 2.3. SECCION CIANURACION. 19. 2.4. SECCION DE ADSORCION. 19. 2.5. SECCION DE DESORCION. 19. 2.6. FUNDICION Y REFINACION. 20. 2.7. ALMACENAMIENTO Y DEPOSICION DE RELAVES. 20. CAPITULO III MARCO TEÓRICO DE LA CIANURACIÓN DE MINERALES DE ORO 3.1. HISTORIA. 24. 3.2. EL ORO EN LA NATURALEZA. 26. 3.3. PRINCIPALES MINERALES AURÍFEROS. 27. 3.4. REACCIONES LAS SOLUCIONES DE CIANURACIÓN. 30. 3.4.1. DESCOMPOSICIÓN DE LAS SOLUCIONES DE. 30. CIANURO 3.4.2. DISOLUCIÓN DE LOS METALES PRECIOSOS 3.5. ASPECTOS CINÉTICOS 3.5.1. CURVAS DE POLARIZACIÓN 3.6. EFECTO DEL OXIGENO Y ALCALINIDAD DE LA SOLUCION. 33 36 38 39. 3.6.1. EFECTO DEL OXIGENO. 39. 3.6.2. EFECTO DE LA ALCALINIDAD DELA SOLUCION. 40. 3.7. METODOS DE RECUPERACIÓN DE ORO APARTIR DE 43 SOLUCIONES CIANURADAS 3.8. ADSORCIÓN SOBRE CARBON ACTIVADO 3.8.1. FENOMENO DE ADSORCION. 43 45 iv.

(5) 3.8.1.1. CAPACIDAD DE ADSORCIÓN DEL CARBÓN. 45. ACTIVADO 3.8.1.2. SELECTIVIDAD. 46. 3.9. QUIMICA Y MECANISMO DE ADSORCION DEL PROCESO 3.10. FACTORES. QUE. CONTROLAN. LA. ADSORCIÓN. 47. CON 49. CARBÓN ACTIVADO 3.10.1. ETAPAS DEL CICLO DEL CARBON. 50. 3.10.1.1. CARBÓN EN COLUMNAS. 50. 3.10.1.2. CARBÓN EN PULPA (CIP). 50. 3.10.7.3. CARBÓN EN LIXIVIACIÓN (CIL). 50. CAPITULO IV PRUEBAS EXPERIMENTALES 4.1. PRUEBAS DE LABORATORIO 4.1.1. PREPARACIÓN DE MUESTRAS:. 53 53. 4.2. PRUEBAS DE CIANURACION A NIVEL LABORATORIO.. 54. 4.2.1. PREPARACIÓN MECÁNICA DE LAS MUESTRAS.. 55. 4.2.2. MOLIENDA EN LABORATORIO. 55. 4.2.3. SELECCIÓN DE VARIABLES. 55. 4.3. ANÁLISIS ESTADISTICO DE LAS PRUEBAS DE CIANURACION. 56. 4.3.1. DISEÑO FACTORIAL. 56. 4.3.2 EVALUACIÓN CON LA OPTIMIZACIÓN. 56. 4.4. EVALUACIÓN Y CÁLCULO DE LOS EFECTOS DE LAS. 57. VARIABLES EXPERIMENTALES 4.5. ANÁLISIS DE LA VARIANZA DE EFECTOS. 59. 4.6. ANALISIS DE RESIDUOS PARA LA RECUPERACION. 62. 4.7. ANALISIS DE PARETO. 63. 4.8. REPRESENTACIÓN DEL MODELO MATEMÁTICO. 64. 4.9. REPRESENTACIÓN GRÁFICA DEL MODELO MATEMÁTICO. 66. CONCLUSIONES BIBLIOGRAFIA. v.

(6) RESUMEN. En la minería del oro es fundamental las etapas de optimización de los parámetros, las condiciones de operación de la planta, análisis de las actividades que actualmente se desarrolla en la Planta de la Compañía, identificando las variables operaciones que repercuten directamente en la recuperación del metal valioso en los procesos de lixiviación de oro.. La información técnica relacionada con el desarrollo del proceso metalúrgico fue proporcionada por la Compañía Minera y verificada en las instalaciones de la planta; con el objetivo de incrementar las recuperaciones de oro a nivel industrial.. Las pruebas del diseño experimental tipo factorial contribuyen a evaluar los principales efectos que tienen las variables como, tiempo de lixiviación, concentración de cianuro y la basicidad en la cual se realizara el. proceso lixiviación, de. tal. forma. que. logremos. mejorar. las. recuperaciones de oro, llegando obtener recuperaciones de 96.15% de Au.. Palabras claves: Tiempo, lixiviación, recuperación, tratamiento.. vi.

(7) ABSTRACT. In gold mining, the stages of optimization of the parameters, the operating conditions of the plant, and the analysis of the activities that are currently carried out in the Company's Plant are essential, identifying the variables that directly affect the recovery of the metal valuable in gold leaching processes.. The technical information related to the development of the metallurgical process was provided by the Mining Company and verified in the facilities of the plant with the objective of increasing gold recoveries at the industrial level.. The tests of the factorial experimental design evaluate the main effects of the variables such as leaching time, cyanide concentration and the basicity in which the leaching process is carried out, in such a way that we can improve gold recoveries, getting recoveries of 96.15% of Au. Keywords: Time, leaching, recovery, treatment.. vii.

(8) MIEMBROS DEL JURADO. viii.

(9) CAPITULO I. GENERALIDADES 1.1. INTRODUCCION La tecnología para el tratamiento de minerales auríferos, por medio de los procesos de cianuración, adsorción, fundición y refinación, con los que cuenta la Planta de Cianuración de la Compañía Minera Las bravas para la recuperación del oro. Las etapas con las que cuenta la Compañía se encuentran en etapa de optimización y de ampliación.. En la minería del oro es fundamental las etapas de optimización de los parámetros, las condiciones de operación de la planta, análisis de las actividades que actualmente se desarrolla en la Planta de la Compañía, identificando los impactos ambientales que generan estos en la calidad del agua, aire, suelo flora y fauna y socio cultural, a fin de establecer posteriores programas de manejo ambiental con respecto a los relaves de la planta.. La información técnica relacionada con el desarrollo del proceso metalúrgico fue proporcionada por la Compañía Minera y verificada en las instalaciones de la planta; con el posible incremento en el tratamiento de los minerales auríferos.. 1.

(10) Fotografía 1.1. Tipos de oro nativos presentes en los minerales de la Compañía Minera.. 2.

(11) 1.2. FORMULACION DEL PROBLEMA La Planta de Cianuración de la Compañía Minera Las Bravas, dentro de sus planes de desarrollo y producción en el campo de la Cianuración está desarrollando actualmente la optimización del proceso de cianuración de los minerales que procesa, teniendo en cuenta las características mineralógicas y las leyes del mineral, así como los parámetros de operación como: la concentración de cianuro, pH, granulometría, etc.. Fotografía 1.2. Cancha de gruesos.. 3.

(12) 1.3. JUSTIFICACION El presente estudio de optimización del proceso de cianuración, está orientado al mejoramiento tecnológico, ya que la mayoría de las empresas que procesan minerales de oro tienen deficiencias en el manejo de los parámetros operativos los cuales afectan las recuperaciones de este precioso metal.. Fotografía 1.3. Análisis granulométrico.. Fotografía 1.4. Rodillo de molienda.. 4.

(13) Fotografía 1.5. Filtros.. 1.4. OBJETIVOS. 1.4.1. OBJETIVO GENERAL Optimizar la recuperación de oro en la Compañía Minera Las Bravas.. 1.4.2. OBJETIVOS ESPECÍFICOS Determinar las variables y parámetros en el proceso de cianuración. Determinar el tiempo de cianuración óptimo en el proceso de cianuración.. 1.5. METODOLOGÍA Se utilizará el siguiente método: Método Experimental El presente trabajo de optimización para alcanzar los objetivos trazados se realizará pruebas en condiciones prefijadas y sometidas a control, modificando y combinando, con el fin de obtener los resultados. 5.

(14) esperados; estas pruebas se realizarán en el Laboratorio de la Compañía Minera Las Bravas. 1.6. UBICACIÓN Y ACCESIBILIDAD Se ubica políticamente en el distrito de Chaparra, provincia de Caravelí, departamento de Arequipa. Geográficamente se encuentra al margen izquierdo del Río Chaparra perteneciente a la Cuenca Chaparra, a una altitud comprendida entre 1350 y 1500 msnm.. Figura 1.1. Ubicación del Área del Proyecto departamento de Arequipa y provincia de Caravelí. Fuente: ACOMISA.. 6.

(15) ACCESO El área del proyecto es accesible partiendo desde la ciudad de Lima a través de la Panamericana Sur hasta el Puerto de Chala, desde donde se accede por trocha hacia el Distrito de Chaparra, desde ahí se continúa por una trocha hasta la Planta de Beneficio.. Tabla 1.1. Acceso a la Planta de beneficio.. Fuente: ACOMISA.. 1.7. RECURSOS MINERALES Y GEOLOGÍA El “Proyecto Planta de Beneficio Arasqui” será bastecido con sus propios recursos de minerales y adentro de la planta de beneficio, se tratará estos óxidos y sulfuros con contenido de oro y abundante pirita en el proceso de carbón de Pulpa (CIP), donde el mineral de cabeza tendrá una ley promedio de 12 gr/Tm de oro y una gravedad específica de 2.8 Tm/m3. El tonelaje de tratamiento pasara de 100 Toneladas Métricas por día a 300 Toneladas Métricas por día. 1.8. ÁREA EFECTIVA PROYECTADA Con las modificaciones previstas por el titular se replanteó el área efectiva (concesión de Beneficio) para poder abarcar toda el área, a continuación, se presentan las nuevas coordenadas en la siguiente tabla:. 7.

(16) Tabla 1.2. Área Efectiva Proyectada. Fuente: Asesores y Consultores Mineros S.A.. 8.

(17) 1.9. COMPONENTES DEL PROYECTO APROBADOS El Estudio de Impacto Ambiental semi detallado, cuenta aprobado bajo el informe 056-2015-GRA/ARMA-SGCA-ACA-M, en el cual se muestra el siguiente listado de componentes aprobados:. Tabla 1.3. Componentes aprobados en el EIA-sd. 9.

(18) Fuente: Asesores y Consultores Mineros S.A.. 1.10. INSTALACION PARA EL MANEJO DE RESIDUOS El manejo de residuos sólidos en el “Proyecto Planta de Beneficio Arasqui” estará bajo el cumplimiento de lo establecido en el Decreto Legislativo 1278, Decreto Legislativo que aprueba la Ley de Gestión Integral de Residuos Sólidos y su reglamento (Decreto Supremo 0142017-MINAM), el cual tiene como finalidad maximización constante de la eficiencia en el uso de los materiales, y de asegurar una gestión y manejo de los residuos sólidos económica, sanitaria y ambientalmente adecuada. Asimismo, cumpliendo la norma de seguridad DS. 055-2010 (Artículos 334° al 336°), el cual estables que los residuos generados y/o producidos en la unidad minera como ganga, desmonte, relaves, aguas ácidas, escorias, entre otros serán, según el caso, almacenados, encapsulados o dispuestos en lugares diseñados para tal efecto hasta su disposición final, asegurando la estabilidad física y química de dichos lugares, a fin de garantizar la seguridad y salud de los trabajadores.. 10.

(19) 1.10.1. INSTALACIÓN PARA EL MANEJO DE RESIDUOS SÓLIDOS DOMÉSTICOS Para la instalación de manejo de residuos domésticos, se colocarán puntos de acopio en sitios estratégicos, cumpliendo la norma establecida (NTP 900.058:2005), cada centro de acopio de residuo solidos contará con un techo aligerado y un piso de loza de concreto, debidamente señalizada, la disposición de residuos sólidos será monitoreada paulatinamente con la finalidad no generar sobre carga.. Con el fin de estimar la cantidad y/o volumen de residuos sólidos se ha empleado los datos contenidos en el “Plan Integral de Gestión Ambiental de Residuos Sólidos (PIGARS) de la provincia de Arequipa” y la “Guía para el manejo de residuos sólidos en ciudades pequeñas y zonas rurales-CEPIS”, donde se establecen los siguientes parámetros: Datos de entrada GPC (Generación per cápita) = 0.53 kg/hab-día Densidad de los residuos sueltos = 180 kg/m3. Cálculos: Como dato tenemos: N° de trabajadores: 50 12 años (tiempo que demorara la ejecución de la obra). 0.20 Kg/hab-día (generación per cápita). 0.18 m3 (volumen del cilindro de 200 litros, donde se almacenarán los residuos).. Cantidad de residuos sólidos (Kg/día) = 0.53 Kg/hab-día *(50) = 26.5Kg/día.. Cantidad de residuos sólidos (Kg/mes) = 795 kg/mes Volumen de residuos sólidos (m3/obra) = 795 kg/mes/180 kg/m3 = 4.417m3/mes. 11.

(20) 1.10.2.. INSTALACIÓN. PARA. EL. MANEJO. DE. RESIDUOS. INDUSTRIALES Para la instalación de manejo de residuos industriales, se construirá un depósito de almacenamiento de chatarra, donde se clasificará los residuos y se realizará un reciclaje con la finalidad de reutilizar en el proyecto. 1.10.3.. INSTALACIÓN. PARA. EL. MANEJO. DE. RESIDUOS. PELIGROSOS Para la instalación de manejo de residuos industriales, se construirá un depósito de almacenamiento temporal de residuos peligrosos, en los residuos estarán no más 6 meses para que luego los traslade una Empresa Operadoras de Residuos Sólidos.. El depósito temporal de residuos peligrosos contará de un piso será de loza de concreto, con techo aligerado y cercado en su totalidad con la finalidad de que la fauna no ingrese.. Al depósito temporal de residuos solo ingresará personal autorizado para el monitoreo y control, el depósito estará debidamente señalizado y contará con un extintor.. 1.11. INSTALACIONES PARA EL MANEJO DE AGUAS 1.11.1. INSTALACIÓN PARA EL MANEJO DE AGUA DOMESTICA Se instalará para el manejo de agua domestica tres tanques de agua fresca, mediante tuberías se llevará hacia el comedor, los baños de los campamentos. 1.11.2. INSTALACIÓN PARA EL MANEJO DE AGUA INDUSTRIAL Las instalaciones para el manejo de agua industrial constan de una poza de agua, una estación de bombeo, tuberías de conducción de HDP, pozos de agua fresca para el uso de agua industrial. 12.

(21) 1.12. AREA DE SEGURIDAD 1.12.1. FUERZA LABORAL. Tabla 1.4. Fuerza Laboral. Fuente: Las Bravas N° 2 de Ica – RRHH.. 1.12.2. PERSONAL Para logar el objetivo que nos hemos tratado el programa de seguridad y salud en el trabajo se cuenta con:. - 01 Gerente de Seguridad Salud Ocupacional y medio ambiente. - 01 Asistente de seguridad y Medio ambiente - 01 Supervisor de seguridad, salud ocupacional y medio ambiente en Planta. - 10 brigadistas en Mina y 10 Brigadistas en Planta.. El compromiso de la supervisión es la parte fundamental en el logro de objetivos del presente programa. 1.13. RECURSOS MATERIALES Los equipos y materiales que utilizamos en el área de seguridad salud ocupacional y medio ambiente son los siguientes:. 13.

(22) Tabla 1.5. Equipos de Monitoreo. Fuente: Las Bravas N° 2 de Ica – RRHH.. 14.

(23) 1.14. PRESUPUESTO BASICO Tabla 1.6. Presupuesto Básico de la Planta N° 2 de Ica. 15.

(24) CAPÍTULO II. DESCRIPCIÓN ACTUAL DE LA PLANTA 2.1. SECCIÓN DE CHANCADO 2.1.1. PESAJE Y ALMACENAMIENTO El mineral Producido en la mina llega a la Planta en volquetes los cuales se pesan en una balanza electrónica marca Barbal de 100 TM de. capacidad,. registrado. el. peso, se. inspecciona. las. características físicas del mineral y si es de una granulometría mayor de 3/4", pasa al área de chancado y se deposita en las tolvas de gruesos, para luego chancarlos y hacer su respectivo muestreo; y si el mineral es de granulometría menor de 3/4", pasa directo a la cancha. de. almacenamiento. temporal. para. su. descarga,. homogenización y muestreo.. 2.1.2. CHANCADO DEL MINERAL La Planta cuenta con un circuito de chancado, esto se utiliza de acuerdo al tamaño y cantidad del mineral.. A) CIRCUITO Nº 1 Está conformado por una tolva de 80 toneladas métricas de capacidad, con parrilla de rieles de 7" de abertura en la parte superior, la descarga es con una zaranda vibratoria que descarga a la chancadora de quijadas 15"x 24" de fabricación china, el producto 16.

(25) es transportado por la faja Nº 1 de 19"x 14 mts, que descarga en la zaranda vibratoria de 4'x 8' con malla de 1/2" de abertura, cuyos finos, pasa a la faja Nº 3 de 19"x 12 mts, y los gruesos de la zaranda, pasan a la faja N°2 de 19” x 12 mts la misma que alimenta a la chancadora cónica de 2' marca Symons, y el producto, se une a la descarga de la chancadora de quijadas 15” x 24”, La faja N° 2 trabaja en circuito cerrado. 2.1.3. MUESTREO Y POLVEADO Este proceso es de vital importancia tanto para la Empresa como para el proveedor o dueño del lote de mineral, ya que lo que se busca es que la muestra que se va obtener sea lo más representativa posible ya que es una porción pequeña y debe tener todas las características del lote. El mineral ya chancado y depositado en la cancha está listo para su respectivo muestreo, en la Planta utilizamos dos tipos de muestreo el de cuadriculas (damero) y el cono. (Cuando se decida el Acopio por parte de la Empresa). A) MÉTODO DEL CONO Se usa generalmente para lotes pequeños, consiste en formar un cono, y para homogenizarlo se transfiere a un costado formando otro cono, se hace 3 pasadas y está listo para el muestreo, el cono final es pasado una vez más, y a la mitad del cono, se toma una muestra con la ayuda de una lampa, de la base hasta la cima en lados opuestos, se continua pasando la otra mitad del cono, y al final, se toma de idéntica manera la muestra, pero de los lados que no se tomó, se saca aproximadamente unos 60 kilos. B) MÉTODO DEL DAMERO Es usado generalmente para la mayoría de lotes, el método consiste en formar un cono y luego se esparce formando el rectángulo con 20 cm de espesor, se divide en cuadriculas, y del centro de cada cuadricula, con una lampa, se saca la muestra y se deposita en una. 17.

(26) lona, esta muestra sigue el método del cono hasta obtener la muestra. C) POLVEADO La muestra final obtenida del mineral muestreado (60 kg), se polvea en seco, en molinos de polveo, el tiempo de molienda varíe de acuerdo al tipo de mineral, pero el promedio es de 45 minutos, luego es descargado en unas bateas para tomar la muestra respectiva, se toma la muestra con la pluma unos 6 kilos, y es la muestra final que se lleva a laboratorio para su cuarteo y análisis químico.. 2.2. SECCION DE MOLIENDA La Planta cuenta con una capacidad de 100 TMSD, tiene instalado un molino de bolas de 5'x 10', 5'x 5' y 4'x 4' este último en estambay, que reemplaza a uno de los molinos anteriores en caso de falla, La operación es realizado con 2 molinos a una taza de 100 TMSD. La ley de cabeza varía de acuerdo al ingreso de mineral. La malla de alimentación al molino es 1/2".. A) MOLIENDA PRIMARIA De la tolva de finos se alimenta por medio de una faja al molino de bolas de 5’x10’ (Molino Nº 1) que descarga la pulpa a un cajón de una bomba de 3”x 3”, de donde es impulsado hacia un Hidrociclón D-6 (ciclón Nº1). El over flow (finos), con una densidad de promedio de 1300 gr/lt, y con 90% m200, alimenta a los tanques de lixiviación. B) MOLIENDA SECUNDARIA El under flow del Hidrociclón con una densidad de 1800 gr/lt, pasa al molino 5'x 5' (Remolienda), la descarga va al mismo cajón de la bomba SRL 3"x 3", cerrando el circuito. Los reactivos usados son 2, el cianuro de sodio y el hidróxido de sodio, la fuerza de cianuro, es de acuerdo a la ley de cabeza y va de 0.05% a 0.15%, el hidróxido de sodio regula el pH de 10 a 11. La lixiviación de los valores Au y Ag empieza en los molinos obteniéndose un promedio de 65% de disolución.. 18.

(27) Figura 2.1. Molienda – Remolienda 2.3. SECCION CIANURACION Para los 100 TMSD que se está procesando, el circuito es el siguiente: el over flow del Hidrociclón Nº 1, con una densidad de pulpa de 1300 gr/lt, y con 90% -m200 por gravedad el flujo de pulpa pasa secuencialmente por 3 tanques de agitación de 20'x 20' (1,2, y 3, ) cuya descarga del último tanque ya es el relave final de Planta, la pulpa (relave), cae por gravedad a la relavera. 2.4. SECCION DE ADSORCION La adsorción de valores (Au y Ag), se realiza con el carbón activado, que se adiciona en los tanques (Nº 1, 2, 3) el avance del carbón es en contracorriente al avance del flujo de pulpa, el carbón del primer tanque (tanque Nº 1) es el que va a desorción.. 2.5. SECCION DE DESORCION El carbón activado cargado del tanque Nº 1, se cosecha y pasa a desorción se alimenta a un tanque (reactor) y se adiciona agua y se adiciona soda, alcohol y cianuro, esta solución es calentado a una temperatura de 85 ºC, pasa a la celda electrolítica que trabaja con 2.5 a 3 voltios y la descarga de la celda es bombeada al reactor y se cierra el circuito, se recircula por 48 horas.. 19.

(28) 2.6. FUNDICION Y REFINACION El precipitado de la celda electrolítica (Desorción) pasan por la retorta para recuperación de mercurio, que es mínima, porque no se procesa minerales con contenidos de mercurio, luego son fundidos y se obtiene un bullion de 30 a 40%. Los bulliones se encuartan a 27% de oro, para recién iniciar el ataque con ácido clorhídrico. Al final del ataque y fundición se obtiene un dore de 99% y de la solución acida que queda se recupera la Plata y luego esa solución se neutraliza y se envía a la cancha de relave para su recirculación.. 2.7. ALMACENAMIENTO Y DEPOSICION DE RELAVES El depósito de relaves está diseñado de acuerdo a las disposiciones emitidas por la Dirección General de Asuntos Ambientales de la Dirección General de Minería del Ministerio de Energía y Minas del Perú. Se cuenta con una cancha de relaves que esta impermeabilizado con geomenbrana, se recupera y se recircula la solución barren a Planta para ser usado en la operación.. 20.

(29) 21.

(30) 22.

(31) 23.

(32) CAPITULO III. MARCO TEÓRICO DE LA CIANURACIÓN DE MINERALES DE ORO 3.1. HISTORIA El oro ha tenido y tiene un doble interés a lo largo de la historia. Como metal valioso por sí mismo, ha sido medio de atesoramiento, soporte de economías personales o nacionales, de poderes políticos, o de inversión en forma de lingotes y monedas. Por otro lado, es un metal fácilmente utilizable para fabricar los objetos más diversos de ornamentación, culto religioso y joyas de diversas características que han sido manifestación de culturas a lo largo de la historia.. Las primeras referencias sobre el oro se remontan más de 6000 años atrás en las riberas del río Nilo, donde sus habitantes comenzaron a utilizar como objeto decorativo sobre su cuerpo unas arenas doradas con propiedades mágicas, que no se alteraban con el paso del tiempo y que reflejaban la luz con destellos dorados, incluso en zonas sombrías. Hacia el año 1350 a.C., en la época del faraón Nemes, unificador de Egipto, se hablaba del “electrum”, aleación de oro y plata, que fija el valor del oro en términos relativos como dos veces y medio el valor de la plata.. En Mesopotamia la cultura sumeria en paralelo a la civilización egipcia, también liga la posesión de oro con el poder, desarrollando a lo largo de. 24.

(33) su historia extracciones mineras al norte de Persia, hasta las del golfo de Aqaba, actualmente Yemen del Norte y antiguo reino de Saba. También en la cultura Micénica (1600-1200 a.C., orígenes de la antigua Grecia), se han encontrado en tumbas, máscaras de oro como la de Agamenón. El oro procedía de Egipto e incluso de la Península Ibérica, donde se han encontrado vestigios de aquellas épocas. El comercio de metales preciosos con origen en las minas de Tartesos (Andalucía) tuvo gran importancia en los inicios de las civilizaciones mediterráneas. De hecho, entre los años 750 y 580 a.C. los fenicios mantuvieron el monopolio en la distribución de los metales obtenidos en el sur de la Península Ibérica. En la civilización romana, la acuñación de monedas de oro (áureos) fue habitual. basándose. en el. oro. procedente. de todo el imperio,. fundamentalmente de Hispania, Egipto y el Cáucaso. A lo largo de la historia existen multitud de referencias al uso y comercio del oro en las distintas civilizaciones precristianas, que se recogen más detalladamente en publicaciones especializadas.. Podría considerarse que la utilización del oro como soporte económico se formaliza en la Edad Media, a través de los banqueros que reciben en depósito el oro de sus clientes y orfebres, emitiendo a cambio, recibos relacionados en término de pesos en oro, que servían de medio cobropago, sin un valor oficial predeterminado diferente al valor del propio oro en sí. El primer país que realiza una fijación moneda-oro, es Inglaterra en 1694, donde se establece una paridad sobre la base de la emisión del Soberano de oro con una relación 0,257 Oz/lb ó 3,891 lb/Oz. Durante las campañas napoleónicas, y la primera Guerra Mundial, la cotización del oro se suspende, pero el principio fundamental de mantenimiento de una paridad como medio para conseguir una estabilidad económica, que defendían los economistas clásicos, se mantiene. En definitiva, se estableció lo que en economía se conoce como Patrón Oro, que es un sistema monetario que permite convertir todos los medios de pago legales y cambiarlos por cantidades predeterminadas de oro. La adopción generalizada del Patrón Oro durante la segunda mitad del siglo XIX fue en gran parte debido a la Revolución Industrial que acarreo un enorme 25.

(34) aumento de la producción de bienes y amplió la base del comercio mundial. Los países que adoptaron el Patrón Oro buscaban facilitar la consecución de transacciones financieras y comerciales internacionales, así como conseguir la estabilidad monetaria del país y los tipos de cambio. El primer lugar donde se adoptó el Patrón Oro fue en Gran Bretaña en 1816, en 1873 se extendió a Estados Unidos y en 1900 casi todos los demás países admitieron este sistema. Salvo algunas excepciones, el sistema del Patrón Oro se mantuvo hasta el crack de Wall Street de 1929 y la posterior gran depresión. Entre 1931 y 1934 los gobiernos de todos los países consideraron imprescindible o necesario abandonar el Patrón Oro. Esta Política se debía, en parte, a la creencia de que se podían aumentar las exportaciones de un país mediante la devaluación de su moneda modificando el tipo de cambio. Sin embargo, con el tiempo las ventajas que esta política tenia desaparecieron a medida que los demás países abandonaban a su vez el Patrón Oro. El papel del oro perdió importancia cuando el gobierno estadounidense, en 1975, comenzó a vender parte de sus reservas de este metal en el mercado libre, provocando que el oro pasara a ser un bien en lugar de un patrón dentro del sistema monetario internacional. A finales de la década de los 70, las monedas principales dejaron de ser convertibles en oro.. 3.2. EL ORO EN LA NATURALEZA El ciclo geoquímico del oro se ha dividido por etapas, en el ambiente hipogéno este metal es enriquecido por una fase magmática, etapa inicial generada por fusión parcial en zonas profundas continentales de rocas que contienen 0.005 p.p.m de oro, que al ser activadas por la presencia de agua, presión y temperatura elevada, se cristalizan formando la corteza terrestre donde el oro se distribuye con un promedio de 0.004 p.p.m.. Al disminuir la temperatura y presión, el oro tiende a concentrarse asociado al ensamble cuarzo – pirita – arsenopirita con valores entre cero a 45 p.p.m. en oro, debido al efecto reductor del Fe -2 y As-3, en menos proporción lo hacen los sulfuros de metales básicos. 26.

(35) Frente a los agentes del intemperismo: agua, oxígeno, temperatura, CO 2 y materia orgánica que actúan sobre las sulfosales y sulfuros que contienen oro y plata estos se solubilizan parcialmente, dejando Au° y Ag° libre en medio acido (pH 2-4); los cuales al actuar en medios carbonatados, aumentan el pH y Eh, logrando oxidar y precipitar, el Fe -2, que actúa sobre la Ag+, produce Ag° y enriquecimiento del oro cerca o en la superficie ligado a ensambles de limonita, hematita, goetita, calizas, pizarras, algo similar ocurre con los coloides negativos de manganeso que colectan plata.. 3.3. PRINCIPALES MINERALES AURÍFEROS • Elementos nativos y aleaciones naturales Oro nativo Oro argentífero (electrum) (Au, Ag) Oro cuprífero (cuproaururo) (Ag, Cu) Oro paladinifero (porpezita) (Au, Pd) Oro platinífero (Au, Pt) Amalgama de oro (Au2Hg3) • Sulfuros Uylembogaardtita (Ag3AuS2) • Teluros Calaverita (Au, Te2) Krennerita (Au, Ag, Te2) Petzita (Ag3, Au, Te2) Sylvanita (Au, Ag, Te) Kostovita (Au, Cu, Te4) • Antimoniuro Aurostibita (Au, Sb2) Oro nativo El oro nativo generalmente contiene Ag, Cu y Fe y desde trazas hasta menores proporciones de algunos de los siguientes elementos: Li, Na, K, 27.

(36) Mg, Ca, Zn, Cd, Hg, Bi, Al, Ge, Pb, Ti, As, Sb, Te, Mn, Pt y tierras raras. El oro nativo de los placeres generalmente contiene menores proporciones de plata que los correspondientes yacimientos primarios y contiene mayor pureza, debido a que la plata y otros elementos han sido parcialmente lixiviados. Un estudio de minerales auríferos de veta y placeres demostró que de 24 elementos detectados (incluye el oro) los elementos comunes para todas las muestras eran Ag, Cu, Fe y Ti, además de éstos en las muestras de veta eran: Pb, Pd, Bi, V, Ni, Co y en las muestras de placeres eran Ti, Zr, La y Cr. Formas de oro nativo: • Esponja: Deslustrado. • Escama: Laminilla. • Pepitas: Granos. • Hojuelas: Hoja, lóbulo.. Electrum La mayor parte de la plata en el oro se encuentra como constituyente de la red cristalina, existe un amplio rango sustitucional que va desde el oro nativo a través del oro argentífero (electrum), plata aurífera (kustetita) hasta plata nativa. Electrum se denomina al oro que contiene entre 2% a 55% de Ag, en el Perú es muy común por los yaciemientos de : Millotingo, Colqui, San Juan de Lucanas. Minerales asociados al oro El oro es un microconstituyente común en un gran número de sulfuros y sulfuarseniuros, se concentra en las especies de Cu, Ag y Sb, en la pirita y arsenopirita, los sulfuros de Pb y Zn y las sulfosales normalmente no contienen altos valores de oro. En la galena el oro ocurre como finas inclusiones de oro nativo, la chalcocita,. bornita. y. calcopirita. ocasionalmente. tienen. valores. significativos de oro.. 28.

(37) En la pirita y arsenopirita el oro ocurre: 1. Como solución sólida (oro invisible) se presenta en dos formas: Catiónica; en la cual el oro sustituye al Fe de la pirita y arsenopirita. Aniónica; en la cual el oro reemplaza átomos de As de arsenopirita, los radios atómicos del oro y arsénico son muy similares (Au=1.44; As=1.39). 2. Oro visible como ampollas de exolución, inclusiones, microvenillas, relleno de intersticios, reemplazamiento y microhalos.. La limonita y el wad tienden a ser los portadores más comunes de oro, especialmente cuando estos óxidos ocurren muy próximos a yacimientos auríferos, se ha encontrado hasta 1.3 Oz/TM de oro y más de 100 Oz/TM de Ag en el wad, grafito, carbón amorfo y materiales carbonosos que son referidos como carbón, se encuentran frecuentemente en depósitos de oro, el cuarzo es el mineral más común de todos los yacimientos de oro y son de tipo incoloro o blanco lechoso, negro, gris, moteado de negro y blanco, pardo, rojo, amatista y verde.. Generalmente la pirita después del cuarzo es el sulfuro más importante en los yacimientos auríferos. Hematita, magnetita e ilmenita comúnmente se encuentra en los placeres auríferos.. Telururos de oro Son los únicos otros minerales de oro, aparte del oro metálico que tiene importancia económica, generalmente se encuentran asociados con oro nativo y con sulfuros. A estos minerales pertenece la calaverita (AuTe 2) y krennerita ((Au.Ag) Te2), los cuales tienen alrededor de 40% de oro, y la silvanita (AgAuTe4), que también contiene plata y presenta alrededor de 25% de oro.. Oro en otros minerales Existen otros minerales que también contienen oro como la auroestibina (AuSb2), oro con cobre porfirítico y como la kostovita (CuAuTe 4).. 29.

(38) 3.4. REACCIONES LAS SOLUCIONES DE CIANURACIÓN Las sales de cianuro simple, como cianuro de sodio, potasio y calcio, se disuelven en agua para formar sus respectivos cationes metálicos e iones de cianuro libre. Por ejemplo, en el caso del cianuro de potasio se tiene: KCN  K + + CN–. La Tabla 3.1 muestra la solubilidad y el contenido de cianuro relativo de las diferentes sales. La elección del tipo de cianuro depende del método de aplicación, costo y disponibilidad de dicho reactivo. Tabla 3.1. Propiedades de compuestos de cianuro simples. Compuesto. Cianuro Disponible. Solubilidad en agua a. (%). 25°C (g/100cc). NaCN. 53.1. 48. KCN. 40.0. 50. Ca(CN)2. 56.5. Se descompone. Fuente: Marsden John and House I. Julian y Smart compararon los efectos disolventes del cianuro de amonio, sodio, potasio, magnesio, calcio, estroncio y bario sobre el oro y la plata y encontraron que el radical alcalino no afecta el efecto disolvente sobre el cianuro particular. 3.4.1. DESCOMPOSICIÓN DE LAS SOLUCIONES DE CIANURO El cianuro se hidroliza en el agua para formar el ácido cianhídrico (HCN) e iones de hidróxido (OH–), con el incremento correspondiente en el pH: KCN + H2O  HCN + KOH. El ácido cianhídrico es un ácido débil, el cual se disocia parcialmente en agua como sigue:. 30.

(39) HCN  H + + CN – Con Ka (25 ºC) = 6.2 x 10 – 10 y log K = 9.21.. La Figura 3.1 muestra la extensión de esta reacción de disociación en el equilibrio como una función del pH. A un pH de 8.4, menos del 90 % existe como ácido cianhídrico. A un pH aproximado de 9.3, la mitad del total de cianuro existente está como ácido cianhídrico y la mitad como iones de cianuro libre (CN–) y a pH = 10.2, más del 90 % del total de cianuro se presenta como cianuro libre.. La pérdida de cianuro en solución se produce porque el ácido cianhídrico tiene una presión de vapor relativamente alta (100 KPa a 26 ºC) y consecuentemente éste se volatiliza rápidamente en la superficie líquida bajo condiciones ambientales. Como resultado, muchos sistemas de lixiviación con cianuro operan a un pH con el cual se minimiza la pérdida de cianuro, típicamente sobre 10, aunque a un pH excesivamente alto (sobre 11.5) puede causar efectos perjudiciales para la lixiviación de los metales nobles. Las funciones de un álcali libre en la cianuración son las siguientes:. Evita pérdida de cianuro por hidrólisis.. b. Evita pérdida de cianuro por acción del dióxido de carbono en el aire: KCN + H2CO3  HCN + KHCO3. c. Descompone los bicarbonatos en el agua antes de ser usados en cianuración.. 31.

(40) Figura 3.1. Especiación de cianuro y ácido cianhídrico en soluciones acuosas como función del pH.. d. Neutraliza los compuestos ácidos tales como sales ferrosas, férricas y sulfato de magnesio en el agua antes de adicionar al circuito de cianuro.. e. Neutraliza los constituyentes ácidos en el mineral.. f. Ayuda a la sedimentación de las partículas de mineral fino.. Tanto el ácido cianhídrico como el cianuro libre pueden ser oxidados a cianato en presencia de oxígeno y bajo condiciones oxidantes como se observa en la Figura 3.2 pero el cianato no disuelve oro. 4HCN + 3O2  4CNO – + 2H2O 3CN – + 2O2 + H2O  3CNO – + 4OH – 32.

(41) En la práctica, si se requieren agentes fuertemente oxidantes pueden ser usados el ozono (O3), peróxido de hidrógeno (H2O2) o ácido hipocloroso (HOCl), para que la reacción proceda a una velocidad significativa. El cianuro libre forma complejos con muchas especies metálicas, principalmente. los. metales. de. transición. y. pueden. variar. extensamente en su estabilidad y solubilidad.. Figura 3.2. Diagrama Eh – pH para el sistema CN – H2O a 25 ºC. Concentración de cianuro = 10. –3. M, P(O2) = 1 atm.. 3.4.2. DISOLUCIÓN DE LOS METALES PRECIOSOS Naturaleza electroquímica de la cianuración. El principal avance en la comprensión de la química de la cianuración de oro fue hecho por Kudryk y Kellog en 1954, quienes demostraron la naturaleza electroquímica de la cianuración del oro. La reacción de disolución de oro, denominada ecuación de Elsner, puede escribirse como:. 33.

(42) 4Au + 8KCN + O2 + 2H2O  4KAu(CN)2 + 4KOH. Esta reacción consiste de dos medias reacciones anódicas y catódicas.. Reacción anódica La reacción anódica involucra la oxidación del oro (0) a oro (I) a través de dos etapas: la reacción de oro con un ion de cianuro para formar un film superficial que puede ser AuCN y luego la formación del complejo de cianuro de oro (I) Au(CN)2 –, como se observa en las siguientes reacciones: Au + CN –  AuCN + e – AuCN + CN –  Au(CN)2–. Reacción catódica Las anteriores reacciones están acompañadas por la reducción catódica del oxígeno en la superficie del metal. En la superficie del oro, las reacciones muestran la reducción del oxígeno a peróxido y la reducción del peróxido a hidroxilo: O2 + 2H2O + 2e –  H2O2 + 2OH – H2O2 + 2e –  2OH –. Las reacciones para la disolución de plata son análogas a las ecuaciones para la disolución de oro. Los diagramas pH – potencial (diagramas de Pourbaix) para los sistemas Au–CN–H2O y Ag–CN–H2O se muestran en las Figuras 3.3 y 3.4.. A partir de estos diagramas de estabilidad acuosa se puede observar lo siguiente:. 34.

(43) El oro y la plata se comportan de manera similar en soluciones cianuradas. El Au(CN)2– y Ag(CN)2– son los principales complejos iónicos con un amplio campo de estabilidad. El sólido AgCN se forma sólo a bajo pH (< 3.5). La fuerza impulsora electroquímica para la disolución de los dos metales es maximizada a valores de pH sobre 9.4. Lixiviaciones con cianuro a pH menor a 9.4 se han efectuado en Australia, pero se demostró que el HCN no disuelve el oro tan rápido como el ion CN. –. y además el consumo de cianuro fue. considerable durante todo el proceso de disolución.. Figura 3.3. Diagrama Eh – pH para el sistema Au – CN – H2O a 25 ºC. Concentración de todas las especies de oro solubles = 10. –4. M, [CN –] = 10 – 3 M, P(O2) = 1 atm.. 35.

(44) Figura 3.4. Diagrama Eh – pH para el sistema Ag – CN – H2O a 25 ºC. Concentración de todas las especies de plata solubles = 10 – 4 M, [CN –. ] = 10 – 3 M, P(O2) = 1 atm.. 3.5. ASPECTOS CINÉTICOS El proceso de disolución de oro y plata en soluciones con cianuro involucra reacciones heterogéneas en la interfase sólido – líquido, como se observa en Figura 3.5. Por lo tanto, los pasos secuenciales siguientes pueden ser considerados como principales para la lixiviación de estos metales nobles:. 1. Absorción de oxígeno en la solución. 2. Transporte de cianuro y oxígeno disuelto a la interfase sólido – líquido. 3. Adsorción de los reactantes (CN – y O2) en la superficie sólida. 4. Reacción electroquímica.. 36.

(45) 5. Desorción de los complejos solubles de oro – cianuro, plata – cianuro y otros productos de reacción desde la fase sólida. 6. Transporte de los productos desorbidos a la solución. El proceso de cianuración es función de diferentes parámetros tales como disponibilidad de oxígeno en la interfase sólido – líquido, concentración de cianuro en la solución, temperatura de pulpa, pH y Eh de la suspensión sólido – solvente, área superficial disponible y velocidad de agitación.. Figura 3.5. Representación esquemática de una celda de corrosión local en la superficie del oro en contacto con una solución de cianuro que contiene oxígeno, ia = corriente anódica, ib = corriente catódica.. 37.

(46) 3.5.1. CURVAS DE POLARIZACIÓN. Los aspectos cinéticos de la disolución del oro en medio cianuro, también pueden ser examinados con la ayuda de las curvas de polarización de los sistemas electroquímicos involucrados, representados en la Figura Nº 3.6.. E. i. Figura 3.6. Interpretación de la cinética de cianuración de oro por el intermedio de las curvas de polarización. Por lo tanto, cuando la concentración de cianuro es suficiente (10 -2 M), la velocidad de disolución del oro, es controlada por la difusión del oxígeno disuelto hacía la partícula de oro. De esta manera todas las condiciones que permitan acelerar o catalizar la reacción de reducción del oxígeno disuelto sobre el oro, tales como: agitación, temperatura, pH, etc., son muy favorables para la disolución del oro contenido en el mineral.. 38.

(47) 3.6. EFECTO DEL OXIGENO Y ALCALINIDAD DE LA SOLUCION 3.6.1. EFECTO DEL OXIGENO El uso de oxígeno o de un agente oxidante es indispensable para la disolución del oro, bajo condiciones normales de cianuración. Los agentes oxidantes, tales como: peróxido de sodio, permanganato de potasio, dióxido de manganeso, bromo y cloro, han sido utilizados con mayor o menor éxito en el pasado, pero debido al costo de estos reactivos y las complicaciones inherentes en el manejo de ellos, han dejado de ser usados. De otro lado, el mejor conocimiento y entendimiento de las reacciones involucradas en la cianuración y el conocimiento más completo de los efectos que juegan los diferentes constituyentes indeseables en los minerales, han demostrado que la adecuada aireación bajo las condiciones apropiadas dará tan buenos resultados como con el uso de oxidantes químicos.. El efecto del oxígeno en la disolución del oro es mostrado en la Tabla 3.2, para el caso en que se usa 100 ml de solución de cianuro de sodio al 0,10% y a 25ºC. En ella, se observa que la velocidad de disolución del oro es directamente proporcional al contenido de oxígeno del gas usado, sugiriéndose que la velocidad de disolución de oro en soluciones de cianuro es directamente proporcional a la presión parcial del oxígeno.. 39.

(48) Tabla 3.2. Efecto del Oxígeno sobre la Velocidad de Disolución del oro. Oxígeno. Velocidad de. (%). Disolución (mg/cm2.h). 0. 0,04. 9,6. 1,03. 20,9. 2,36. 60,1. 7,62. 99,5. 12,62. Fuente: Laboratorio Metalúrgico de la Empresa.. El uso de oxígeno puro es demasiado costoso, por lo que el aire es la fuente usual del gas oxígeno requerido. Existen referencias del uso de ozono, pero no ha sido adaptado a escala industrial debido a su costo. Para la disolución eficiente, es necesario que el aire se ponga en contacto físico con las partículas de oro. 3.6.2. EFECTO DE LA ALCALINIDAD DELA SOLUCION Para reducir la cantidad de cianuro que se descompone en la solución de cianuro, se adiciona cal o lechada de cal para mantener una alcalinidad protectiva. Es usual, mantener esta alcalinidad de 0,5 a1,5 lb de cal por tonelada corta de solución. La cal tiene el efecto benéfico posterior de acelerar la sedimentación de las partículas finas de impurezas o lamas, y también precipita ciertas sustancias indeseables. En algunos casos, para propósitos específicos, la alcalinidad protectiva se mantiene mediante el uso de otros álcalis como hidróxido de sodio y carbonato de sodio; estos álcalis, sin embargo, generalmente no son agentes de sedimentación efectivos.. Aun cuando, el uso de álcalis es esencial en la cianuración, se han demostrado mediante trabajos experimentales, que los álcalis. 40.

(49) como el hidróxido de sodio y particularmente el hidróxido de calcio, retardan la disolución del oro en las soluciones de cianuro.. Cuando se utiliza hidróxido de calcio, la velocidad de disolución decrece rápidamente cuando la solución de cianuro tiene un pH cercano a 11 y la disolución es depreciable a pH de 12,2 el efecto del hidróxido de sodio es mucho menos pronunciado, y la velocidad de disolución no comienza a decrecer hasta que se alcance el pH de 12,5; y aún, a pH de 13,4, la disolución es más rápida que aquella en una solución de la misma concentración de cianuro que contiene hidróxido de sodio a un pH de12,2 para que se produzca el efecto total del retardo de la disolución del oro y en las soluciones de cianuro es necesaria la presencia tanto de los iones de calcio como hidroxilo.. Las funciones de hidróxido de calcio en la cianuración son:. 1. Prevenir la pérdida de cianuros por hidrólisis. NaCN  H 2 O  HCN  NaOH KCN  H 2 O  HCN  KOH. Los hidróxidos provocan la reacción hacia la izquierda, previniendo descomposición de los cianuros. 2. Prevenir la pérdida de cianuros por la acción del dióxido de carbono en el aire:. 2 NaCN  CO2  H 2 O  2 HCN  Na2 CO3 3. Descomposición de bicarbonatos en el agua de la planta, antes del uso en la cianuración. HCO3  Ca 2  H   CaCO3 HCO3  H   H 2 CO3  H 2 O  CO2. 41.

(50) 4. Para neutralizar compuestos ácidos, tales como: sales ferrosas, sales férricas y sulfato de magnesio en el agua de la planta, antes de su adición al circuito de cianuración.. FeSO4  Ca(OH ) 2  CaSO4  Fe(OH ) 2. (Con aire mínimo). 4 FeSO4  4Ca(OH ) 2  2 H 2 O  4 Fe(OH ) 3  4CaSO4 (Con aire en. exceso) 2 Fe2 O3 ·SO3  Ca(OH ) 2  5H 2 O  4 Fe(OH ) 3  CaSO4. MgSO4  Ca(OH ) 2  Mg(OH ) 2  CaSO4. 5. Para neutralizar constituyentes acídicos en el mineral. 6. Para neutralizar compuestos acídicos que resultan de los diferentes minerales en la mena, en soluciones de cianuro. 7. Para ayudar en la sedimentación de partículas finas de mineral, de tal manera que la solución madre clara puede ser separada del mineral Cianurado. 8. Para mejorar la extracción, cuando se trata de minerales que contienen por ejemplo, plata rubí, teleruros, los cuales se descomponen más rápidamente a más altas alcalinidades.. En resumen, se concluye que la velocidad de la extracción de oro y plata es afectada de la siguiente forma: 1. Aumenta con la reducción del tamaño de la partícula del mineral o el metal. 2. Aumenta, hasta un punto, al aumentarse la agitación. 3. Incrementa con más alto contenido de oxígeno. 4. Exhibe un máximo a niveles óptimos de la concentración de cianuro y de pH. 5. Incrementa con más alta temperatura.. 42.

(51) 6. Disminuye con concentraciones más altas de iones de cobre, ferrosos y sulfuros, y aumenta con la concentración de iones férricos.. Varias de estas variables, como: aireación, agitación, nivel de concentración del cianuro y pH, se conoce que interactúan entre sí, por lo que resulta más compleja la expresión de velocidad para la disolución del oro y de la plata.. 3.7. METODOS DE RECUPERACIÓN DE ORO APARTIR DE SOLUCIONES CIANURADAS Desde su introducción en 1890, la cianuración ha sido el principal proceso usado para la producción de la mayor parte de oro y de una proporción significativa de plata. El proceso ha sido usado para tratar minerales concentrados y calcinas en escala comercial en el mundo. Mientras la mayoría de las plantas de oro usan tanques agitados para la lixiviación con cianuro, la lixiviación en pila ha encontrado un incremento en número de aplicaciones, particularmente en el tratamiento de minerales de bajo grado conteniendo 0.1 onz/t de oro o menos. La química del proceso de cianuración está basada en el hecho, que bajo condiciones oxidantes, el oro y la plata pueden ser complejas y disueltas de cianuro alcalino.. A partir del licor de lixiviación, el oro y la plata son recuperados usando uno o más de los siguientes cuadro procesos: 1.- Cementación con polvo de zinc. 2.- Adsorción con carbón activado. 3.- Intercambio Iónico. 4.- Electrodeposición. 3.8. ADSORCIÓN SOBRE CARBON ACTIVADO El principio de la recuperación del oro por el carbón activado radica en la propiedad que tienen las materias carbonaceas activadas de absorber el oro contenido en las soluciones de cianuro esta propiedad es muy. 43.

(52) conocida particularmente por los efectos nefastos que presenta en la cianuración de los minerales que contienen carbón.. Sin embargo su empleo y su desarrollo efectivo son muy recientes y se debe en gran parte al enfoque de un proceso eficaz de elusión del oro desde el carbón (ZADRA) permitiendo así su reciclaje en la instalación en vez de quemarlo.. Una de las ventajas decisivas del carbón activado es que puede tratar no solamente las soluciones auríferas, sino también directamente la pulpa de los minerales después atacados con cianuro. Tal es el proceso de carbón en pulpa descrito por laxen. A la salida de la cianuración la pulpa del mineral finamente molida es coloca da en una serie de rectore tipo Pachuca o más comúnmente con agitación mecánica. El carbón activado es adicionado esta pulpa en cada escalón y es retenido en el reactor por un sistema de Cribas. El carbón es agregado periódicamente en el sistema a contra corriente de la pulpa un cribado final permite separar la pulpa del mineral estéril y el carbón cargado.. Este proceso de carbón en pulpa evita la separación liquido /sólido al final de la cianuración y está particularmente adaptado al caso de los minerales difícilmente filtrables o decantables.. Al final de la absorción el carbón es recuperado y tratado por elusión existiendo varios procesos para este fin: ZADRA que utiliza una solución de1% de sosa 0.1% de cianuro de sodio a la temperatura de ebullición a presión atmosférica o baja presión .una mejora notable de este proceso es introducir aproximadamente un 10% de etanol en una solución de 2% de sosa que acelera la cinética de elusión del oro de otro proceso, se utiliza agua pura después de un remojo del carbón cargado en una solución de 5% de cianuro de sodio y 1% de sosa.. Es de resaltar que el procedimiento del carbón activado en pulpa está particularmente bien adaptado a condiciones son que la separación 44.

(53) solidó/liquido son muy difíciles para casos donde es evidente la presencia de cobre en la solución madre o cuando el mineral tiene un débil contenido.. Los costos operativos y de bloque son generalmente menos elevados para el carbón en pulpa que para la precipitación con zinc.. Otra utilización de la técnica de carbón en la pulpa se hace especialmente en los minerales que contienen materias carbonaceas.. 3.8.1. FENOMENO DE ADSORCION Se define como la adhesión de sustancias disueltas en la superficie de sólidos, con los cuales se hallan en contacto. La adsorción puede. deberse. a. causas. físicas. (fuerzas. coulómbicas,. hidrofobicidad, etc.). También puede ocurrir adsorción química, la que se manifiesta a través de una interacción química con las moléculas de la superficie del sólido.. Otras aplicaciones del carbón activado en metalurgia extractiva: . Adsorción de reactivos de flotación.. . Modificador del potencial oxidante de una pulpa o solución (reductor).. . Eliminación de contaminantes orgánicos en soluciones de SX, aguas, etc.. . Adsorción de iones metálicos: complejos. Au (CN ) 2. y. Ag (CN ) 2 , y otros. 3.8.1.1. CAPACIDAD DE ADSORCIÓN DEL CARBÓN ACTIVADO Aunque existe varios procedimientos para medir la capacidad de adsorción del carbón activado (número yodo), lo más apropiado es el que determina un valor (K) de manera empírica para la evaluación de carbones activados para adsorción de oro. Este valor se obtiene poniendo en contacto distintas cantidades de carbón. 45.

(54) activado con una solución estándar de cianuro de oro con tampón de boro durante un cierto tiempo. Los resultados se grafican como isoterma de Freundlich y el valor de K es interpolado como el contenido de oro del carbón en equilibrio con una solución residual de concentración de 1 mg / l oro.. Figura 3.7. Isoterma de adsorción de oro sobre carbón al equilibrio (t y pH estándar).. Es una simplificación de la. isoterma de adsorción de Langmuir (1916).. 3.8.1.2. SELECTIVIDAD El carbón activado es altamente selectivo para la adsorción de Au y Ag en vez de otros metales, con la notable excepción del mercurio. El orden de preferencia para varios complejos de metales se indica a continuación: Au (CN ) 2  Hg(CN ) 2  Ag (CN ) 2  Cu(CN ) 32  Zn(CN ) 24  Ni(CN ) 24  Fe(CN ) 64. 46.

(55) 3.8.1.3. FACTORES QUE AFECTANLA ADSORCIÓN. a) Factores Físicos. Variable Tipo de carbón activado. Efecto Varios. Tamaño de las partículas de Un tamaño mayor disminuye la velocidad de adsorción, por lo carbón. menos durante la primera etapa. Una agitación más fuerte aumenta la velocidad de adsorción,. Agitación. porque la mayoría de los sistemas industriales son operados solamente hasta el seudo - equilibrio.. Densidad de pulpa. Disminuye la cinética. b) Factores Químicos. Variable. Efecto La adsorción de oro sobre carbón activado es exotérmica, un. Temperatura. aumento en temperatura disminuye la capacidad de carga, lo que explica el fenómeno de desorción a temperatura más alta. Al contrario, favorece la cinética.. Concentración de oro. Aumenta la cinética y la capacidad de carga. Concentración de cianuro. Disminuye la cinética y la capacidad de carga. pH solución. En el rango 9 – 11, tiene poco efecto. Fuerza iónica. Aumenta la cinética y la capacidad de carga. Concentración de otros. Si hay otros metales que compiten por los sitios activos, eso. metales. disminuye la cinética y la capacidad de carga para el oro El deterioro, o envenenamiento, del carbón por adsorción,. Deterioro del carbón. precipitación o bloqueo físico de otra especie en solución, pueden tener un efecto muy grave sobre la eficiencia de adsorción.. 3.9. QUIMICA Y MECANISMO DE ADSORCION DEL PROCESO La adsorción es un proceso físico, exotérmico, asociado a fuerzas de Van der Waals, a la alta tensión superficial por efecto de elevada superficie interna y debido a desbalance de fuerzas en los extremos (filos) de la estructura carbonácea.. El complejo Cianurado de oro se adsorbe en el carbón activado como molécula neutra, (teoría del ion par), en donde el complejo cianurado. 47.

(56)  áurico, se combina con un catión, preferentemente Ca2 , y de esa manera. es apto para ser adsorbido por el carbón activado. Ca2  2 Au (CN ) 2  CaAu (CN ) 2 2 Mnn  nAu(CN ) 2  M n Au (CN ) 2 n. El mecanismo de adsorción es reversible, por el cual, el oro puede ser extraído desde la superficie del carbón mediante un proceso de elusión que altere la condiciones de equilibrio, con un incremento de la temperatura y/o mayor concentración de cianuro. En la adsorción se tiene preferencia por compuestos con menores tamaños atómicos, así por ejemplo: Au (CN ) 2  Hg(CN ) 2  Ag (CN ) 2  Cu(CN ) 32  Zn(CN ) 24  Ni(CN ) 24  Fe(CN ) 64. Por tanto, es de mucho interés práctico, establecer isotermas de adsorción del complejo cianurado de oro, con el fin evaluar su comportamiento frente a otros iones que compiten por la superficie disponible del carbón activado y por los sitios activos.. En base de las isotermas de adsorción se determina la capacidad de carga del carbón activado, y con fines comparativos se denomina “K value” a la capacidad de adsorción del complejo de oro (mgAu/g C. Activado) para una concentración de equilibrio de 1 mg Au/l, utilizando una solución sintética de AuK(CN) 2. En las Figura 3.8 se presentan los resultados experimentales de una isoterma de adsorción.. 48.

(57) Au en carbón (mg/g). 100. 10. 1. Compósito Carbón activado. 0.1. 0.01. 0.01. 0.1. 1. 10. Au en solución (mg/L) Figura 3.8. Isotermas de adsorción de oro para carbón activado (K = 30 mg Au/g Carbón Activado.) y un compósito carbón activadoresina de intercambio catiónico (K = 8 mg Au/g Compósito).. 3.10. FACTORES QUE CONTROLAN LA ADSORCIÓN CON CARBÓN ACTIVADO Los factores que controlan la absorción sobre el carbón activado y que determinan la cantidad de oro y otros metales preciosos que pueden ser cargados (adsorbidos) sobre el carbón, variará de acuerdo a muchos factores que tienen predominio en esta operación. Entre los más principales y que tienen influencia en el proceso podemos mencionar los siguientes:. -. Concentración del oro y otros metales preciosos en la solución. -. Velocidad de agitación y el tiempo que demora en cargar la solución.. -. Tipo y tamaño de partícula del carbón granulado cargado.. -. pH de la solución.. -. Concentración de impurezas.. -. Proporción de oro con respecto a los otros metales preciosos. 49.

(58) 3.10.1. ETAPAS DEL CICLO DEL CARBON Las etapas comunes del ciclo del carbón en la mayoría de las plantas son: -Adsorción del complejo de cianuro y oro sobre el carbón activado. - Lavado con agua para sacar la solución de impregnación. - Desorción (elución), generalmente con soluciones 0.2 % NaCN y 1 % NaOH a 90 °C - Lavado con ácido para sacar precipitados de CaCO3 - Lavado con agua. - Secado, calentamiento a 700 °C durante 30 min. en ausencia de aire y templado. - Reciclaje a la etapa de adsorción. Dos factores contribuyen a la elección del proceso de adsorción: - Las propiedades de filtración de la pulpa. - La presencia de materia orgánica en el mineral.. Como resultado, los siguientes procesos son utilizados: 3.10.1.1. CARBÓN EN COLUMNAS Cuando la pulpa es fácil de filtrar o cuando se utiliza la cianuración en pilas. 3.10.1.2. CARBÓN EN PULPA (CIP) Cuando el mineral contiene mucha arcilla. La pulpa y los pelets de carbón son agitados en uno o varios estanques; cuando la adsorción se completó, el carbón, más grueso, es separado de la pulpa por tamizaje.. 3.10.7.3. CARBÓN EN LIXIVIACIÓN (CIL) Cuando el mineral contiene materia orgánica sobre la cual podría adsorberse el oro, con las consiguientes pérdidas que eso. 50.

(59) representa. El carbón se agrega directamente a la etapa de  cianuración, de tal manera que pueda absorber el Au (CN )2 en. cuando se forme.. La adsorción y la elusión son procesos lentos. Típicamente, es necesario 24 h para adsorber el oro de una solución con una concentración inicial de 10 ppm Au u 50 h para la elusión. Una tonelada de carbón adsorbe alrededor de 10 kg de oro. Aproximadamente 4 litro de solución son suficientes para la elusión de 1 kg de carbón.. Figura 3.9. Proceso de adsorción en columnas (Columnprocess). 51.

(60) Figura 3.10. Proceso de adsorción en pulpa (Carbón In Pulp, CIP process). 52.

(61) CAPITULO IV. PRUEBAS EXPERIMENTALES 4.1. PRUEBAS DE LABORATORIO Un determinado proceso metalúrgico depende de la realización de pruebas de diversas índoles y a diferente escala, para optimizar un determinado proceso, en nuestro caso desarrollaremos la optimización del proceso de cianuración y tomaremos tres variables que consideremos las más importantes para nuestra optimización, los cuales son: Tiempo, consumo de cianuro y pH, teniendo como respuesta el % de recuperación.. Toda muestra que va a ser procesada para las pruebas del proceso de cianuración recibe un procesamiento específico estándar de laboratorio, las operaciones batch han sido clasificadas en trituración, molienda, y cianuración. 4.1.1. PREPARACIÓN DE MUESTRAS: 02 Tamiz normalizado ASTM # 150 (105 micras). 01 olla pulverizadora de Acero de 8” de Ø, con juego de anillos. 01 rollo de manga de 10 kg x 6” de ancho. (mercado central) 53.

(62) 03 tenazas de 30 cm de largo inox. tipo pico loro 02 cuter 12 unid, de plumón grueso indeleble. 06 unid. plumón punta fina Faber Castell indeleble. 1 lt de Alcohol al 98%. 1000 unid. estiker naranja de 2 cm x 7 cm largo. 01 reloj de pared. 01 pizarra acrílica de 1.2 m x 1 m. 06 unid. de escoba sintético. 4 m de lona de 3 mm de espesor.. 4.2. PRUEBAS DE CIANURACION A NIVEL LABORATORIO. La. prueba. de. cianuración. experimental permite. obtener. valiosa. información referente a las bondades metalúrgicas y económicas que el mineral posee. Esta importancia indica que se debe realizar en forma metódica. aplicando conocimientos, habilidades, capacidades. y sobre. todo ingenio e imaginación para solucionar los problemas y dificultades surgidas durante su desarrollo.. Para simplificar su desarrollo es necesario seguir una secuencia progresiva de información y experimentación, detallando y anotando las observaciones de interés.. Las etapas a seguir deben estar basadas en el siguiente perfil el cual puede ser modificado de acuerdo a la extensión, objetivo validez del experimento y sobre todo en función a la experiencia del experimentador.. 54.

(63) 4.2.1. PREPARACIÓN MECÁNICA DE LAS MUESTRAS. A través de etapas sucesivas. de reducción de tamaño con la. trituradora se logró un tamaño de 100 % menos 10 mallas en la muestra inicial de trabajo, posteriormente a través de métodos de homogenización y cuarteo, se obtuvo muestras representativas.. 4.2.2. MOLIENDA EN LABORATORIO. Se utilizó un molino de bolas convencional de 6´´ x 6´´ de forma cilíndrica.. Especificaciones de operaciones de molienda (adicionar a molino 6´´x 6´´)  Adición de 1 Kg. de muestra a 10 mallas.  Adición de ½ Lt. de agua, antes de moler.. El tiempo de molienda 14 minutos para lograr 85 % a malla –200. Con la muestra de mineral y La carga de bolas adecuadas para este trabajo,. se realizaron con moliendas a diferentes tiempos. seguidamente se realizaron el análisis granulométrico, empleando las mallas Tyler: 35, 48, 65, 100, 150 y 200. Obteniendo un producto de 85 % malla -200 y obteniendo una muestra representativa de 1 kilogramo.. 4.2.3. SELECCIÓN DE VARIABLES Las variables Controladas son: Tiempo, consumo de cianuro y pH, teniendo como respuesta el % de recuperación. TABLA 4.1. Variables Controladas Variables. Nivel Mínimo (-). Nivel Máximo (+). 72. 96. Z2: pH. 11.0. 12.0. Z3: Consumo Cianuro (Kgr/T). 1.5. 2.10. Z1: Tiempo de agitación(Hrs.). Fuente: Elaboración propia.. 55.

(64) Obteniendo de esta forma la matriz General, que nos ayudara a realizar nuestro Diseño: 4.3. ANÁLISIS ESTADISTICO DE LAS PRUEBAS DE CIANURACION. 4.3.1. DISEÑO FACTORIAL. Como ya se puede deducir por tipo de variables, se usara un diseño experimental de primer orden, del tipo N  2 K , teniendo que trabajar con dos niveles y “K” factores o variables (consideramos 3 variables), lo que da N= 8 pruebas.. 4.3.2 EVALUACIÓN CON LA OPTIMIZACIÓN. Haciendo una comparación entre lo que se producía antes de la aplicación de la propuesta de mejoras, en la que se recomendó corregir el tamaño de la partícula en la molienda, que debería estar en 85% malla -200, se logró mejoras significativas en la recuperación y en las leyes.. Tabla 4.2. Matriz del Diseño Factorial Tiempo (Hrs) pH Consumo (CNNa) % Recuperación 1 2. -1 1. -1 -1. -1 -1. 90.32 92.15. 3 4. -1 1. 1 1. -1 -1. 92.13 96.12. 5 6 7 8 9. -1 1 -1 1 0. -1 -1 1 1 0. 1 1 1 1 0. 94.41 95.21 92.21 96.15 93.58. 10 0 0 0 11 0 0 0 Fuente: Elaboración propia.. 93.57 93.58. 56.

(65) 4.4. EVALUACIÓN Y CÁLCULO DE LOS EFECTOS DE LAS VARIABLES EXPERIMENTALES Para establecer el nivel de influencia de las variables del diseño factorial experimentada sobre el criterio de optimización de un proceso se tiene que calcular los efectos. El efecto de una variable experimental se define como la variación de la respuesta producida por un cambio en el nivel de la variable. El cambio en el nivel de las variables se puede calcular por diversos métodos.. Uno de los métodos que calcula la diferencia entre los valores promedio de las respuestas cuando las variables se encuentra en el nivel superior y después restando de esta cantidad el promedio de las respuestas cuando la variable se encuentra en su nivel inferior, definido por:. E X1 .      r. 2 k 1. (Ec.. 4.1). Dónde:.  . = Sumatoria de las respuestas correspondientes al nivel superior de la variable entrada.  . = Sumatoria de las respuestas correspondientes al nivel inferior de la variable evaluada.. r. = Numero de réplicas del diseño. El cálculo matricial es el segundo método para la estimación de los efectos de acuerdo a la siguiente expresión:. N.  ij i Ej . j 1. r. 2 K 1. j  1,2,...., N. (Ec.. 4.2) 57.

(66) Dónde:. Ej. = Calculo de los efectos de las variables experimentales. r. = Numero de réplicas en el Diseño. Xij = Matriz de las variables independientes Yi. = Vector columna de las respuestas. La ecuación 4.2, puede usar una hoja de cálculo o un lenguaje de programación para el cálculo matricial de los efectos. Es recomendable calcular el numerador de esta ecuación en forma independiente porque facilita la determinación de los efectos. Es recomendable calcular el numerador de esta ecuación en forma independiente porque facilita la determinación de los efectos y el análisis de la varianza. Por lo tanto para la investigación se usara este método.. El procedimiento de evaluación de los datos obtenidos (Tabla Nº 4.3) se calcula el Δ efecto para cada una de las variables e interacciones como sigue: Tabla 4.3. Calculo de los Efectos del Diseño 23 Effect Estimates; Var.:% Recuperación; R-sqr=1.; Adj:.99999 (Spreadsheet1) 2**(3-0) design; MS Residual=.0000333 DV: % Recuperación Effect Mean/Interc. Curvatr.. 93.58. Std.Err. 0.002041. t(2). 45848. 0.000000 3. -0.0216 0.007817 -2.77. (1)Tiempo (Hrs) 2.640. p. -95.% +95.% Coeff. 93.57 93.59. Std.Err -95.% +95.% .. 93.58 0.002 7. 93.578 93.596. 0.109255. -0.055 0.011 -0.010 0.0039 -0.027 0.0059. 0.004082 646.67 0.000002. 2.622 2.657 1.320 0.0020 1.3112 1.3287. (2)Ph. 1.13. 0.004082 276.79 0.000013. 1.112 1.147 0.565 0.0020 0.5562 0.573. (3)Consumo (CNNa). 1.815. 0.004082 444.58 0.000005. 1.797 1.832 0.907 0.0020 0.8987 0.916. 1 by 2. 1.325. 0.004082 324.56 0.000009. 1.307 1.342 0.662 0.0020 0.6537 0.671. 1 by 3. -0.27. 0.004082 -66.14. 0.000229. -0.287 -0.252 -0.135 0.0020 -0.143 -0.126. 2 by 3. -1.76. 0.004082 -431.11 0.000005. -1.777 -1.742 -0.880 0.0020 -0.888 -0.871. 1*2*3. 0.245. 0.004082 60.01. 0.227 0.262 0.122 0.0020 0.113. 0.000278. 0.1312. Fuente: Elaboración propia.. 58.

(67) Resumiendo, tenemos, los siguientes efectos estimados:. Efectos. X1. X2. X3. X1X2. X1X3. X2X3. X1X2X3. 2.640. 1.13. 1.815. 1.325. -0.27. -0.1.76. 0.245. Estos resultados han sido obtenidos utilizando las fórmulas dadas arriba y utilizando el programa Statistica 7.0. 4.5. ANÁLISIS DE LA VARIANZA DE EFECTOS El análisis de varianza es el procedimiento más adecuado para aprobar la significación de los efectos.. La suma de los cuadrados de los efectos e interacciones viene definido por la siguiente ecuación:. N    X ij i    SSEfectos   i 1 K  r2. (Ec 4.3). Donde el número de réplicas r=1. La media de cuadrados de los efectos, MSEfectos, se obtiene al dividir la suma de cuadrados de cada efecto entre el grado de libertad correspondiente:. MS Efectos . SSEfectos f1. (Ec. 4.5). La suma de los cuadrados del error experimental (SS E) para diseños factoriales con replica en el centro del diseño se calcula a partir del punto central: N. SSError  . i 1. . Yi0. . 2. Y. (Ec. 4.6). Dónde: i0 = Replicas en punto central del diseño. 59.