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Ampliación de la capacidad y optimización de la planta de beneficio Laytaruma

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Academic year: 2020

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(1)U N IV E R S ID A D N A C IO N A L D E S A N A G U S T ÍN D E A R E Q U IP A F A C U L T A D D E IN G E N IE R IA D E P R O C E S O S E S CU E LA. PR O FE S IO N A L. PARA. D E. OPTAR. IN G E N IE R IA. EL. TITULO. DE. M E T A LU R G ICA. :. IN G E N IE R O M E T A L U R G IS T A. A R E Q U IP A – P E R Ú 2014.

(2) UNIVERSIDAD NACIONAL DE SAN AGUSTÍN DE AREQUIPA FACULTAD DE INGENIERIA DE PROCESOS Escuela Profesional de Ingeniería Metalurgica. “AMPLIACIÓN DE LA CAPACIDAD Y OPTIMIZACION DE LA PLANTA DE BENEFICIO LAYTARUMA” Tesis presentada por el Bachiller: AQUISE SUCAPUCA, LUIS ALBERTO Para optar por el Título Profesional de Ingeniero Metalurgista. AREQUIPA- PERÚ 2014.

(3) DEDICATORIA:. A Dios, por permitirme llegar a este momento tan especial en mi vida. Por los triunfos y los momentos difíciles que me han enseñado a valorarlo cada día más.. A mis padres Andres y Pascuala, con todo mi cariño y mi amor, que hicieron todo en la vida para que yo pudiera lograr mis sueños, por motivarme y darme la mano cuando sentía que el camino se terminaba, a ustedes por siempre. mi. agradecimiento.. corazón. y. mi.

(4) A mis hermanos Sandra y Elmer, personas importantes en mi vida, que siempre. estuvieron. listas. para. brindarme toda su ayuda, ahora me toca regresar un poquito de todo lo inmenso que me han otorgado.

(5) AGRADECIMIENTO. Agradezco a la Universidad Nacional de San Agustín, mi alma mater, en especial a la plana docente de la Facultad de Ingeniera de Procesos, de manera muy particular a los docentes de la Escuela Profesional de Ingeniería Metalúrgica, por haberme impartido sus conocimientos valiosos para el aprendizaje y logro de mi especialidad.. 4.

(6) PRESENTACION. Sr. Decano de la Facultad de Ingeniería de Procesos, Sr. Director de la Escuela Profesional de Ingeniería Metalúrgica, Señores Ingenieros Miembros del Jurado.. Cumpliendo con el reglamento de grados y títulos correspondientes y con el objetivo de optar el Titulo Profesional de Ingeniero Metalurgista, presento antes ustedes la siguiente tesis titulada: “AMPLIACIÓN DE LA CAPACIDAD Y OPTIMIZACION DE LA PLANTA DE BENEFICIO LAYTARUMA”. La presente tesis describe los resultados obtenidos en las pruebas de optimización de la planta de cianuración Laytaruma.. En el primer capítulo se presenta generalidades, objetivos que se quieren realizar para con este trabajo. El segundo capítulo presenta la identificación del medio de trabajo como ubicación, clima, accesos, etc. En el tercer capítulo se presenta el fundamento teórico en la extracción del oro por medio del proceso de cianuración y carbono activado. En el cuarto capítulo se presenta la descripción general del proceso metalúrgico de la planta de beneficio Laytaruma para la ampliación de la capacidad de la planta de 340 TMSD A 450 TMSD. En el quinto capítulo se presenta las pruebas de optimización realizadas a nivel laboratorio tanto para la fuerza de cianuro como la recuperación de oro. En el sexto capítulo se presenta una reseña de los costos realizados para la ampliación, mano de obra, compra de equipos, insumos, etc.. Finalmente se consigna las conclusiones del trabajo realizado en la ampliación y optimización. Bach. Luis A. Aquise Sucapuca. 5.

(7) AMPLIACIÓN DE LA CAPACIDAD Y OPTIMIZACIÓN DE LA PLANTA DE BENEFICIO LAYTARUMA. DEDICATORIA AGRADECIMIENTO ÍNDICE CAPITULO I GENERALIDADES. 1.1 ANTECEDENTES ............................................................................................... 1 1.2. PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA ................................................................ 1 1.2.1. Descripción del Problema ...............................................................................2 1.3. OBJETIVOS .......................................................................................................3 1.3.1. Objetivos Generales........................................................................................3 1.3.2. Objetivos Específicos ......................................................................................3 1.4. JUSTIFICACIÓN DE LA INVESTIGACIÓN ........................................................3. CAPITULO II IDENTIFICACION DEL MEDIO. 2.1 UBICACIÓN ........................................................................................................4 2.2 ACCESOS ..........................................................................................................4 2.3 TOPOGRAFIA Y CLIMA .....................................................................................5 2.4 MINERALOGIA ...................................................................................................6. 6.

(8) CAPITULO III FUNDAMENTO TEORICO. 3.1 PRINCIPIOS BASICOS DEL ORO......................................................................7 3.1.1. EL ORO ..........................................................................................................7 3.2 PROPIEDADES FISICAS Y QUIMICAS.............................................................. 7 3.2.1. FISICAS .........................................................................................................7 32.2. QUIMICAS ......................................................................................................8 3.3 MINERALURGIA .................................................................................................9 3.4 TIPOS DE YACIMIENTO ....................................................................................8 3.5 MINERALES DE ORO ........................................................................................8 3.6 OPERACIONES Y PROCESOS PARA LA RECUPERACION DEL ORO..........................................................................................................10 3.7 PROCESO DE GRAVIMETRIA-AMALGAMACION ...........................................11 3.8 OPERACIONES METALURGICAS DE GRAVIMETRIA Y AMALGAMACION ............................................................................................. 13 3.8.1. OPERACION DE GRAVIMETRIA .................................................................13 3.8.2. OPERACION DE AMALGAMACION ............................................................. 14 3.8.3. OPERACIÓN DE GRAVIMETRIA Y AMALGAMACION EN EL METODO ARTESANAL ..........................................................................14 3.9 PROCESO DE CIANURACION CONVENCIONAL ...........................................15 3.9.1 FUNDAMENTOS DE LA CIANURACION ......................................................15. 7.

(9) 3.9.1.1. TERMODINAMICA DE LA CIANURACION ...............................................15 3.9.1.2. MECANISMO ELECTROQUIMICO ............................................................ 16 3.9.1.3. CINETICADE DISOLUCION DEL ORO .....................................................17 3.9.1.4. EFECTOS ACELERADORES Y RETARDADORES ................................ 17 3.9.1.5 EL CIANURO .............................................................................................. 19 3.9.1.6 CARBON ACTIVADO ................................................................................21 3.9.2 METODOS DE CIANURACION .....................................................................22 3.9.2.1 METODO DE CIANURACION TIPO “DUMP LEACHING ........................... 23 3.9.2.2. METODO DE CIANURAIONO TIPO “HEAP LEACHING ........................... 23 3.9.2.3 METODO DE CIANURACION TIPO “VAT LEACHING” .............................. 24 3.9.2.4. METODO DE CIANURACION POR AGITACION ......................................24. CAPITULO IV DESCRIPCION DETALLADA DE LA AMPLIACION DE LA PLANTA. 4.1 CAPACIDAD DE LA PLANTA ...........................................................................26 4.2 AREA DE RECEPCIÓN ....................................................................................29 4.3 CIRCUITO DE CHANCADO .............................................................................30 4.4 CIRCUITO DE MOLIENDA ...............................................................................34 4.4.1 BALANCE GRANULOMETRICO SECCION MOLIENDA ............................... 37 4.5 SECCION DE CIANURACION ..........................................................................44 4.6 SECCION DE CARBON ACTIVADO ................................................................ 50 4.6.1 Concentración de carbón en los tanques .................................................50. 8.

(10) 4.6.2 Proceso de transferencia de carbón cargado ...........................................52 4.6.3 Proceso de cosecha de carbón cargado ..................................................52 4.6.4 Reactivación del carbón ...........................................................................53 4.6.5 Regeneración química de carbón activado...............................................53 4.6.6 Regeneracion térmica de carbón activado ...............................................54. CAPITULO V PRUEBAS EXPERIMENTALES 5.1 OPTIMIZACION EN LA PREPARACION DEL CIANURO DE SODIO .......................................................................................55 5.1.1 ANTECEDENTES ..........................................................................................55 5.1.2 DESARROLLO DE PRUEBAS METALURGICAS ..........................................56 5.2 CONCLUSIONES DE RESULTADOS ............................................................. 61. CAPITULO VI EVALUACIÓN DE COSTOS 6.1 RESUMEN DE COSTOS DE IMPLEMENTACION DE TANQUE DE AGITACIÓN...........................................................................64 6.2 OTROS COSTOS OPERATIVOS .....................................................................68 CONCLUSIONES RECOMENDACIONES BIBLIOGRAFIA. 9.

(11) CAPITULO I GENERALIDADES. 1.1.. ANTECEDENTES Los orígenes de la MINERA LAYTARUMA S.A. se remontan a mayo de 1990, tiempo en que fue constituida Esta empresa está formada por capitales netamente nacionales Empezó como un pequeño productor minero, y hoy en día es considerada, dentro de la mediana minería, una empresa líder en comercialización y tratamiento de minerales auríferos Por otro lado, su producción final, o sea su “Oro Fino”, es exportado por completo a los Estados Unidos; específicamente a la empresa METALOR. USA. REFINING. CORP,. la. cual. es. la. segunda. comercializadora de metales en el mundo, y además, la mayor refinería de oro en el mundo también. 1.2.. PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA El proceso de optimización en metalurgia extractiva no ha sido suficientemente investigado de acuerdo a las modernas técnicas de. 10.

(12) investigación y experimentación en la ciencia metalúrgica esto se debe a la complejidad heterogénea de los minerales tratados, las altas leyes de metal que presentan los minerales comparada con la de otros países donde el mineral es de baja ley, y donde es necesario las investigaciones para lograr optimizar sus parámetros de trabajo que se reflejan en un mayor rendimiento técnico y económico del tratamiento. Cuando en metalurgia extractiva estudiamos el comportamiento de un mineral frente a procesos tales como la flotación, la lixiviación, la separación magnética u otros procesos, nuestro propósito es determinar las condiciones de operación que hacen factible un alto grado de extracción y una óptima recuperación de finos, sea este de cobre, plomo, zinc, plata, oro u otros metales. En estos casos no cabe duda que se trata de un problema de optimización el cual es sumamente complejo en razón al tratamiento de material heterogéneo en su naturaleza de composición, o en la forma en la cual sus componentes son sometidos a un tratamiento con adición de cierta cantidad de reactivos y por ende del gran número de variables que es necesario considerar.. 1.2.1. Descripción del problema. La Planta de Beneficio “Laytaruma” se abastece de mineral por medio de la compra a pequeños productores mineros legales por tal recibe mineral de diferente composición y mineralogía por la cual se hace mas compleja la extracción de los metales. Minera Laytaruma S.A. ha visto necesario la elaboración del Proyecto Ampliación de la Planta de Beneficio “Laytaruma” de 340 TPD a 450 TPD, utilizando para ello los procesos de Adsorción – Desorción y Electrodeposición; el mineral proveniente de las minas es recepción, pesado y almacenado en canchas de acopio, los que son separados de acuerdo a la ley que presentan.. 11.

(13) 1.3.. OBJETIVOS. 1.3.1. OBJETIVOS GENERALES: Este trabajo es Describir. la Ampliación de la Capacidad de. Tratamiento de la Planta de Beneficio Laytaruma de 340 TPD a 450 TPD de la Concesión de Beneficio “Laytaruma”, conocer las diferentes etapas del Proceso por la que es tratado el mineral hasta la obtención del metal valioso optimizándolo en el proceso de cianuración.. 1.3.2. OBJETIVOS ESPECIFICOS: . Fijar los parámetros óptimos en la cianuración del oro mediante pruebas experimentales.. . Controlar y minimizar el consumo de agua fresca para el proceso.. . 1.4.. Monitorear el tiempo de residencia en el nuevo tanque 30’x30’.. JUSTIFICACION. El desarrollo del presente trabajo está orientado a solucionar un problema tecnológico, ya que la mayoría de las empresas que procesan mineral tienen problemas operacionales que dificultan la recuperación de un metal.. Para hacer de ésta una tecnología más eficiente es necesaria una mayor comprensión y caracterización de los procesos involucrados, y de este modo aprovechar al máximo sus capacidades.. 12.

(14) CAPITULO II IDENTIFICACION DEL MEDIO. 2.1.. UBICACIÓN. La. zona de estudio se encuentra ubicada en el Fundo denominado. “Laytaruma”, el mismo que pertenece a la jurisdicción del distrito de Sancos, provincia de Lucanas en el departamento de Ayacucho. Se encuentra ubicado en la Quebrada Laytaruma a una altitud de 1,060 m.s.n.m.. 2.2.. ACCESOS. Se accede al área del proyecto desde la ciudad de Lima, a través de la Panamericana Sur hasta el kilómetro 572, desde el cual se accede a través de una vía afirmada de 44 Km. hasta la zona del proyecto, de acuerdo a lo mostrado en la siguiente tabla.. 13.

(15) Tabla Nº 1: Vías de acceso para planta de Beneficio Laytaruma Distancia (Km). Vía. Tiempo (hr). Dist. Desde Arequipa (Km). Arequipa – Yauca. 572. Asfaltada. 7. 572. Yauca – Jaqui. 23. Afirmada. 1. 595. Jaqui – Laytaruma. 21. Afirmada. 1. 616. Tramo. 2.3.. TOPOGRAFIA Y CLIMA La zona de las operaciones mineras se localiza en montañas de topografía abrupta y quebradas de valles en forma de “V”, con laderas muy empinadas poco estables, bisectadas por quebradas de fuerte pendiente, característicos de cauces jóvenes y en su mayoría sin caudales de agua. El área de instalación de la Planta se localiza en la confluencia de las quebradas Santa Rosa y Acaville, en la zona de Jerusalén, donde tenemos la presencia de conos de deyección con una morfología levemente inclinada. Debido a que la topografía de la zona es muy agreste, presenta muy pocas. laderas. aprovechables,. que. están. siendo. afectadas. principalmente por la erosión natural. La clasificación climática de la región es pre árido a semi cálido, con temperaturas medias anuales que tienen un máximo de 24 a 27º C y un mínimo de 16 a 17º C. La precipitación pluvial es nula de abril a diciembre y esporádica durante los meses de Enero a Marzo. Las escasas precipitaciones que eventualmente ocurren se deben al trasvase de las nubes desde la Cordillera Occidental y a la condensación de la humedad del Pacifico. Según la estación meteorológica de Acari (zona similar al área del. 14.

(16) proyecto), la precipitación anual es de 2.1 mm. Es importante mencionar que en la región ocurren sequías prolongadas y que esporádicamente se presentan lluvias inesperadas que sólo duran algunas horas.. 2.4.. MINERALOGIA Diversos tipos de minerales auríferos provenientes de la zona y de otros lugares a nivel nacional están compuestos comúnmente de:. Tipo. Mineral. Símbolo. Elementos Nativos. Oro. Au. Sulfuros. Pirita. FeS2. Chalcopirita CuFeS2 Pirrotita. Fe1-x S. Covelita. CuS. Sulfosales. Tetraedrita. (Cu,Ag)10(Fe,Zn)2(Sb,As)4S13. Óxidos. Limonita. Fe2O3n(H2O). No metálicos. Cuarzo. SiO2. Clorita. (Mg,Fe,Al)6(Al,Si)4O10(OH)8. 15.

(17) CAPITULO III FUNDAMENTO TEORICO. 3.1.. PRINCIPIOS BÁSICOS DEL ORO 3.1.1. EL ORO En todos los tiempos el oro, ha concitado el interés humano porque este metal ha sido empleado principalmente con fines monetarios o decorativos. Su rareza e inalterabilidad han hecho de el un símbolo de riqueza y poder.. 3.2.. PROPIEDADES FÍSICAS Y QUIMICAS 3.2.1. FISICAS Es maleable y dúctil, es blando su dureza es 3, la gravedad específica es19.3, su símbolo es Au, su número atómico es 79, su. 16.

(18) peso atómico es 197.2, su punto de fusión es 1063 ºC, su punto de ebullición es 2970 ºC y se cristaliza en el sistema cúbico. 3.2.2. QUIMICAS El oro es fácilmente soluble en agua regia, que produce cloro naciente. El oro disuelve en ácido clorhídrico en presencia de sustancias orgánicas. El oro es disuelto por cloruros férricos u cúpricos. El oro es algo soluble en una solución de carbonato de sodio al 10 % El oro es soluble en soluciones cianuradas. 3.3.. MINERALURGIA. El oro es susceptible de existir en cercanías geológicas relativamente variadas (rocas sedimentarias, vetas intra plutónicas o peri plutónicas). El oro es químicamente inerte en ambientes naturales y es poco afectado durante el intemperismo y descomposición de la roca que lo contiene.. 3.4.. TIPOS DE YACIMIENTO Vetas de cuarzo con oro: Los placeres jóvenes compuesto por areniscas y grava no consolidada, están en los cauces de los ríos. Los placeres antiguos o fósiles se forman en el precámbrico han sido titificados o conglomerados. Oro diseminado: En estos yacimiento la rocas al bergantes son calizas dolomíticas o carbonaceas, el oro esta diseminado, en tamaño de 0.1 – 10 micrones. Oro como subproducto: Con otros metales como el cobre, plata y plomo.. 17.

(19) 3.5.. MINERALES DE ORO El oro se encuentra en estado nativo comúnmente y se puede representar en venas y filones de cuarzo, en este cuadro se ubican los diseminados. El oro se encuentra también placeres y depósitos aluviales de corrientes antiguas y modernas. El oro nativo de zonas de oxidación y de los placeres frecuentemente contiene plata en pequeñas proporciones así como otros metales. El oro nativo puede ser Oro limpio, oro empañado, oro revestido, electrum, oro cuprífero. El oro en otros minerales, como producto secundario, con las especies de cobre, plata, plomo, arsénico y antimonio El oro asociado a la pirita y a la arsenopirita, se presenta como solución sólida y oro extremadamente fino, también se encuentra como ampolla de inclusiones, micro venillas, rellenos de intersticios, remplazamientos etc. El tamaño del grano de oro es determinante en el proceso metalúrgico elegido, se divide por el tamaño en Oro grueso que viene a ser el oro aluvial en forma de pepitas, el oro filoniano en forma de escamas o hilos, hasta un tamaño no menor a 0.2 mm. El denominado oro fino sería un rango de tamaños del oro grueso y el oro ultra fino, estaría entre 0.2 mm ( 200 micrones) y los 10 micrones, quedando el denominado oro ultra fino que estaría libre o encapsulado menor a 10 micrones. “El tratamiento de los minerales de oro se basan fundamentalmente en las propiedades del oro, su alto peso específico, su carácter hidrofóbico y su solubilidad en soluciones cianuradas” dando lugar a varios esquemas de tratamiento metalúrgico para recuperar el oro”. 18.

(20) 3.6.. OPERACIONES Y PROCESOS METALÚRGICOS PARA RECUPERAR EL ORO. 3.6.1. ASPECTOS GENERALES La operaciones convencionales de Chancado, molienda y clasificación, se llevan a cabo en los minerales de oro de acuerdo al grado de liberación que se quiera obtener del mineral El tamaño de grano del oro libre y el grado de asociación del oro con otros minerales, es determinante en la elección del Proceso metalúrgico a seguir, se conocen tres grandes procesos adecuados: La gravimetría, la Flotación y la Cianuración. El oro denominado “Grueso” será sometido a la Gravimetría, el fundamento de la Gravimetría se basa en el alto peso específico del Oro. Hay equipos que se vienen diseñando con el objeto de recuperar el oro libre Fino. El oro denominado “Fino” y “ultra fino”, si esta totalmente libre y expuesto, lo mas conveniente es el Proceso de Cianuración convencional. Si el oro esta asociado (en solución sólida) íntimamente con los sulfuros entonces se aplicará la flotación convencional para recuperar los sulfuros que acompañan al oro. La decisión de realizar “Liberación del mineral” depende exclusivamente de la evaluación económica del mineral a procesar. Si bien es cierto se requiere al oro totalmente libre para aplicar cualquiera de los procesos elegidos, esta “liberación” pasa por una evaluación de costo-beneficio, de acuerdo a estas decisiones se practican los procesos de Gravimetría y la Cianuración. A continuación expondremos los fundamentos básicos de la Gravimetría y la Cianuración que nos permitan evaluar nuestra. 19.

(21) práctica actual, en la búsqueda de mejorar la calidad de vida del mineral artesanal y mitigar en gran medida la contaminación ambiental.. 3.7.. EL PROCESO DE GRAVIMETRIA-AMALGAMACION FUNDAMENTOS Gravimetría La Gravimetría es un proceso metalúrgico de concentración de metales y/o minerales pesados, se basa en la diferencia de densidad entre la Mena pesada (oro, galena, cerusita etc) y la ganga que es liviana que son los estériles (óxidos de fierro, sílice etc).. Amalgamación La amalgamación consiste en poner en contacto el metal Oro o la Plata con el mercurio líquido para formar una amalgama, decir una aleación de mercurio-oro-plata, dando lugar a partículas de metal revestidas de mercurio, las partículas amalgamadas se adhieren unas a otras, para formar una mayor llamada amalgama. El mercurio Es el único metal que a temperatura ordinaria se encuentra en estado líquido, su nombre proviene de Hidrargyrium, su símbolo es Hg., su peso específico es 13.5, su punto de fusión 39ºC y su punto de ebullición es 357ºC. No es atacable por los ácidos clorhídrico y ácido sulfúrico, pero si por el ácido nítrico, forma amalgama con todos los metales comunes con excepción del hierro y platino.. 20.

(22) Las especificaciones comerciales del mercurio son: Frasco de 76 libras, Mercurio virgen con 99.99 % de pureza.. Consecuencias del uso del mercurio Durante el proceso de Gravimetría- amalgamación se introduce mercurio metálico al ambiente en: 1. Los relaves de amalgamación producidos durante el deslamado. 2. Durante la preparación de la amalgama hasta obtener la amalgama sólida 3. Durante el proceso de refogado al sopletear la “bola”. Tanto el mercurio líquido, como el vapor de mercurio condensado, terminan en los cursos de agua y por acción de los microorganismos acuáticos se transforman en compuestos altamente tóxicos uno de los cuales es el metilmercurio, que es fácilmente absorbido a través de la piel, vía respiratoria y vía gastrointestinal. El mercurio ataca al sistema nervioso central de los seres humanos produciendo alteraciones motoras (ataxias) y sensoras (ceguerasordera) de carácter irreversible. Generalmente el mercurio no mata inmediatamente, generalmente el envenamiento es gradual, crónico e irreversible. Los síntomas de envenenamiento por el mercurio son los siguientes: cólicos, calambres abdominales, diarreas, falta de apetito, desgano, inflamación y sangramiento de las encías, disminución de la visibilidad hasta la ceguera, temblores musculares, irritabilidad, afectación del sistema nervioso y estado anímico depresivo. Reglas de seguridad para el uso del mercurio a) Nunca eche ni utilice el mercurio en las canaletas b) Al amalgamar, no permita que el mercurio entre en contacto con su piel, utilice guantes. 21.

(23) c) No ingiera alimentos, ni fume cuando utilice el mercurio. d) No use recipientes que hayan contenido mercurio para guardar alimentos o bebidas. e) Guardar siempre el mercurio cubierto con agua. f) No guarde mercurio en su vivienda, lave sus manos cuidadosamente antes de comer. g) El mercurio (vapores) ataca a los mas débiles: niños y mujeres embarazadas. Alejarlos del manipuleo del mercurio. h) Para quemar el mercurio utilice un buen recuperador de mercurio. i) El quemado de la amalgama hacerlo lejos de las viviendas y al aire libre. j) En caso de sentir dolor de cabeza y molestias estomacales permanentes, acuda a un centro médico, puede estar intoxicado con mercurio.. 3.8.. OPERACIONES. METALURGICAS. DE. GRAVIMETRIA. AMALGAMACION 3.8.1. Operación de Gravimetría El mineral es molido a una granulometría no menos del 30 % malla –200, en circuito cerrado de molienda y clasificación, la pulpa obtenida es diluida a un 5-20 % en peso y es alimentado a los concentradores como : Canaletas, concentradores Knelson, concentradores Knudsen, concentradores de espiral, Jibs, mesas vibratorias, en las que se obtienen dos productos: Un concentrado de Oro con radios de hasta 1/100 del mineral original y un relave de gravimetría con contenidos de oro fino que no son recuperables por este método.. 22.

(24) 3.8.2. Operación de amalgamación El concentrado de alta ley en oro obtenido en la gravimetría se mezcla con el mercurio líquido en un molino amalgamador de medidas 3’ x 3’, con una carga mínima de bolas, con una dilución de agua de 2/1 y un PH= 12, puede ser Batch o continuo, la amalgama liquida de oro-mercurio se separa de la pulpa con agua a presión y en contracorriente, la amalgama liquida es escurrido con un filtro a presión con aire, el queque o amalgama sólida ( en la que están en proporción de 1/3 el oro y el mercurio), es sometido a fuego dentro de una Retorta para sublimar el oro y obtener el oro Refogado o esponja de oro, de una pureza que dependerá de la presencia de la plata en la “bola de oro”. El mercurio es recuperado para ser usado nuevamente, no se pierde mercurio al ambiente.. 3.8.3. Operación de Gravimetría y amalgamación en el método artesanal Los mineros artesanales procesan el mineral directamente en el quimbalete,. previamente. muelen. el. mineral. en. molinos. polveadores, el mineral molido (polveado) es alimentado al quimbalete con adición de agua y el mercurio líquido, después de un tiempo de mezcla, se comienza a desaguar y deslamar la mezcla quedando en el fondo lo mas pesado que es la amalgama de mercurio con oro, se retira la amalgama, se le limpia de las impurezas de ganga y se exprime (ahorca) con una tela fina, quedando la amalgama sólida que a continuación es sopleteado para eliminar el mercurio al medio ambiente. Obteniéndose finalmente el oro refogado o “bola de oro” que va a comercialización.. 23.

(25) Toda esta operación de obtención de oro refogado, en cada una de sus etapas se da una alta contaminación de mercurio, cuyo mayor. porcentaje. de. perdidas están. en. los relaves de. amalgamación, que son amontonados incluso dentro o cerca de las viviendas originando fuerte contaminación en las personas que habitan en el lugar de la obtención del oro refogado. 3.9.. EL PROCESO DE CIANURACION CONVENCIONAL. 3.9.1. FUNDAMENTOS DE LA CIANURACION. 3.9.1.1 Termodinámica de la Cianuración Los diagramas de Pourbaix que relacionan el potencial de oxidoreducción (Eh) del metal con el PH del Medio (ver Fig. 1) , muestran que compuestos como: Au(OH)3 ; AuO2 ; (HAuO3) -2 y también el ión ( Au) +3 requieren elevados potenciales Redox (superiores al de la descomposición del oxígeno) para formarse. La lixiviación del oro metálico es, por lo tanto, muy difícil a causa de la gran estabilidad de este último.. Fig. N° 1. Diagrama de estabilidad Au-H2O-CN. 24.

(26) En el diagrama Au-H2O-CN , no obstante la reacción : Au(CN)2 + e = Au + 2 CN se lleva a cabo dentro de los límites de estabilidad del agua. El campo de estabilidad del complejo aurocianuro esta limitado por una recta que inicialmente muestra una pendiente pronunciada (efecto de la hidrólisis del cianuro a PH menor a 9 ) tornándose luego casi horizontal debido a la acción oxidante del oxígeno en medio básico, hecho que a su vez permite que se haga efectiva la reacción de lixiviación por formación de aurocianuros. En el mismo gráfico se puede observar que los compuestos Au(OH)3, Au +3 y( HAuO3) –2 son reducidos por la introducción del cianuro.. 3.9.1.2 Mecanismo electroquímico La disolución del oro está regida por los principios electroquímicos de la Corrosión, la explicación esquemática de este fenómeno se facilita (mediante el grafico 2), la reducción del oxígeno sobre la superficie metálica en la zona catódica va acompañada por la oxidación del oro en la zona anódica de acuerdo a las siguientes reacciones :. O2 + 2H2O + 2e - __________ H2O2 + 2OH - ____ (1) 2 Au __________ 2 Au + + 2e - ____ (2) Au + + 2 CN - __________ Au(CN) –2 ____ (3) Ecuación fundamental de la Cianuración 4Au + 8 NaCN + O2 + 2 H2O ------ 4 NaAu(CN)2 + 4 NaOH. 25.

(27) 3.9.1.3 Cinética de disolución del Oro Una reacción fisicoquímica en el cual se hallan involucradas una fase sólida y otra líquida se consuma en las cinco etapas siguientes: Difusión de los reactantes desde la solución hasta la interfase sólido-líquido. Adsorción de los reactantes en la superficie del sólido. Reacción en la superficie. Desorciòn de los productos de la reacción de la superficie del sólido. Difusión de estos productos de la interfase sólido-líquido a la solución.. 3.9.1.4. Efectos aceleradores y retardadores Efecto del oxígeno en la disolución de oro El alto consumo de oxígeno retarda la reacción, existen altos consumidores de oxígeno como la pirrotina, se descomponen fácilmente formando hidróxidos que se oxidan con el oxígeno. Para estos caso es necesario usar agentes oxidante como el peróxido de oxigeno o en todo caso airear la pulpa para compensar el consumo excesivo del oxigeno. Efecto del cianuro libre en la disolución de oro La presencia del cianuro libre, retarda la disolución en el caso que se de un alto consumo de cianuro debido a: La formación de complejos cianurados, la producción de un sulfuro auroso insoluble sobre la superficie del oro, la deposición de peróxidos, la aparición de cianuros insolubles, la absorción sobre la ganga especialmente de cuarzo y aluminosilicatos, la presencia de. 26.

(28) zantatos en el mineral flotado que forma una capa fina de zantato aurico insoluble que evita la disolución de oro, la degradación del cianuro por hidrólisis, el cual depende de la cantidad de álcali libre. Las concentraciones bajísimas de cianuro menores a 0.001 % que no disuelven oro.. Efecto del tamaño de partícula en la disolución del oro El tamaño de partícula es determinante en el tiempo de disolución, a mayor diámetro, mayor será el tiempo de disolución, el denominado oro grueso, si asumimos una reducción de 3.36 micrones por hora (datos encontrados por Barsky), un grano de oro de 44 micrones de espesor (malla 325) tomaría no menos de 13 horas para disolver, otro grano de 119 micrones (malla 100) tomaría no menos de 44 horas para su disolución. Si la asociación es con plata metálica es mayor el tiempo. Cuando el oro grueso libre ocurre en los minerales, la práctica usual es superarlo con gravimetría previa.. Efecto de la alcalinidad sobre la disolución de oro -. Evita perdidas de cianuro por hidrólisis.. -. Evita perdida de cianuro por acción del dióxido de carbono del aire. -. Descompone los bicarbonatos en el agua antes de ser usados en cianuración.. -. Neutraliza los compuestos ácidos contenidos en el mineral. -. Neutraliza los contenidos en el agua, sales ferrosas y férricas etc.. -. Ayuda en la sedimentación de partículas finas.. -. Mejora la extracción cuando se trata minerales conteniendo por ejemplo telururos.. 27.

(29) Fig. N°2. Formación de cianuro de hidrogeno y ciauro libre en soluciones acuosas en función del pH. 3.9.1.5 El Cianuro Generalidades En general se aplica aun grupo de sustancias químicas que contienen carbono y nitrógeno (CN-). El cianuro a sido producido por el hombre para usos industriales como la Minería, también se encuentra en la Naturaleza. El cianuro se forma naturalmente las plantas y animales la producen y la utilizan como mecanismos de protección. Existe en muchas frutas y verduras, semillas entre ellas en: durazno, maíz, maníes, soya , yuca etc. Además el cianuro es producido por los escapes de automóviles, el del cigarrillo etc.. 28.

(30) Actualmente el cianuro se produce industrialmente mediante la combinación de gas natural y amoniaco a altas temperaturas y presiones para producir cianuro de hidrógeno (HCN) gaseoso, posteriormente es combinado con hidróxido de sodio (NaOH) para producir cianuro de sodio (NaCN) en forma de briquetas blancas y sólidas cuya producción anual alcanza 1.4 millones de toneladas. En el mundo hay tres productores primarios del cianuro de sodio: DUPONT en los Estados Unidos, ICI en Inglaterra y GUSSA CORPORATION en Alemania. Usos del cianuro El cianuro se usa en la Industria Química Orgánica como el nitrilo, el nylon, los plásticos acrílicos, otras operaciones como la Galvanoplastía, para el endurecimiento del acero, aplicaciones fotográficas, producciones de goma sintética, en medicina en insecticidas y pesticidas. En la industria Minería se usa en la Flotación como reactivo depresor de la ganga y piritas, en la separación de cobre-bismuto y molibdeno caso Antamina, la mayor cantidad se usa en Cianuración del Oro. Manipuleo y destrucción del cianuro La clave para su uso es la implementación de sólidas prácticas de manipuleo del cianuro Las briquetas de cianuro producidas se mantienen a temperatura y humedad controladas las que son colocadas en contenedores roturados y sellados. Todos los embarques de cianuro de sodio se acompañan con hojas de seguridad (MSDS) donde figuran los datos químicos y de. 29.

(31) toxicidad del cianuro de sodio y las instrucciones de su manipuleo con las medidas de seguridad adecuadas. En los procesos continuos de cianuración en la que se desechan soluciones cianuradas con porcentajes permisibles de cianuro libre, se dispone de tecnologías de destrucción de Cianuro de los residuos. de. cianuración. como. también. los. métodos. de. recirculación y recuperación del Cianuro. Los métodos mas comunes son adición de hipoclorito de sodio en solución, el peroxido de sodio en solución, la biodegradación usando microorganismos y la degradación natural volatilizándose en forma de HCN.. 3.9.1.6 Carbón activado Generalidades El carbón activado es usado en la Cianuración para absorber el oro en solución, se fabrica de materiales duros como la cáscara de coco, se granula y se tamiza a diversos tamaños los mas usados son el 6’ x 12’ y el 6’ x 16’ especialmente en el método de Cianuración Carbón en Pulpa.. El carbón activado en la cianuración Las paredes internas y externas del carbón activado está formado por macro poros y micro poros donde por atracción electrostática se aloja los complejos cianurados de oro y otros, esta etapa se llama Absorción, la velocidad de cinética de absorción del oro es alta y en menor grado son las de la plata y mercurio, la proporción de carbón que se alimenta la proceso es de acuerdo a un balance. 30.

(32) de metales y las capacidades de captación de oro o metal por al carbón esta de acuerdo a la calidad y cantidad de carbón usado. Se conoce que un carbón CALGON (el mas duro), tiene una capacidad de captación de 30 a 40 gramos de metal por kilogramo de carbón, estas eficiencias van perdiendo a medida que se sigue reutilizando en los procesos, unos 20 usos sería el optimo para descartarlo. La reactivación de carbón activado es de dos clases. La mas simple es el ataque ácido (clorhídrico) para limpiar las impurezas de los macro porros (sulfatos, carbonatos etc.) y la reactivación térmica se realiza para devolverle la eficiencia de captación de metales, limpia los micro poros. En la mayoría de casos es mas económico reponer carbón nuevo en un porcentaje que hacerle servicio de Reactivación térmica.. 3.9.2. METODOS DE CIANURACION La decisión de aplicar tal o cual método de Cianuración a los minerales para recuperar el oro, es eminentemente económica, previa evaluación metalúrgica, para cada uno de los casos tenemos los siguientes métodos. -. Método de cianuración tipo DUMP LEACHING. -. Método de cianuración tipo HEAP LEACHING. -. Método de cianuración tipo VAT LEACHING. -. Método de cianuración tipo AGITACIÓN CARBÓN EN PULPA. En todos los métodos de Cianuración del oro se va a obtener una solución cargada de oro, la recuperación o captación del oro en solución se logra en dos forma una es la del Carbón activado en CIC (Carbón en columna) o en CIP (Carbón en pulpa).. 31.

(33) La otra forma de recuperar el oro en solución es la del Merril Crowe, que es la precipitación del oro con polvos de Zinc.. 3.9.2.1 Método de Cianuración tipo “DUMP LEACHING” Este método consiste en el amontonamiento del mineral tal como sale de la Mina, con el menor manipuleo del material, se procesan en gran volumen ( millones de toneladas) con camas de una altura de mas de 80 metros, su sistema de riego es por goteo con soluciones cianuradas de bajísima concentración, los contenidos de oro en los minerales es bajo están alrededor de 1 gramo por tonelada de mineral. Es el caso de Minera Yanacocha y de Minera Pierina. La recuperación de oro en solución la realizan usando el Merril Crowe, el cemento de oro y plata obtenido lo funden y lo comercializan.. 3.9.2.2 Método de Cianuración tipo “HEAP LEACHING” Este método es similar al Dump Leach, es el apilamiento o lo que es lo mismo formar pilas de mineral para ser rociadas por soluciones cianuradas por el sistema de goteo, aspersión o tipo ducha. El volumen de material es menor que el Dump pero los contenidos de oro son mayores a 1 gramos por tonelada, lo que permite en la mayoría de las operaciones Heap una etapa de chancado a un tamaño de ¼ de pulgada al 100 %. En muchas partes del mundo se continua haciendo Heap leach con chancado del mineral, aprovechando la alta porosidad que tienen los minerales.. 32.

(34) 3.9.2.3 Método de Cianuración tipo “VAT LEACHING” El nombre del método esta referido a que el mineral esta en un recipiente tipo Batea, entonces el Vat leaching sería el acumulamiento de mineral en una batea o un equivalente que puede ser pozas de concreto o mantas transportables, en el que se agrega las soluciones cianuradas por INUNDACIÓN, las operaciones pueden ser de diverso tamaño, las leyes en oro deben justificar la molienda, previamente a los riegos de soluciones cianuradas, se realiza una aglomeración al material molido. Este. método. mayormente. se. aplico. a. los. relaves. de. amalgamación de la zona, por los costos bajos y la metodología casi artesanal, en el sistema de mantas transportables. Para el caso de minerales frescos evaluar el costo beneficio frente a una operación continua de agitación Carbón en Pulpa.. 3.9.2.4 Método de Cianuración por agitación La Cianuración por Agitación es el Método que requiere de la máxima. liberación. del. mineral,. para. obtener. buenas. recuperaciones en oro, si el oro es mas expuesto a las soluciones cianuradas, mayor será su disolución del oro. La recuperación de oro de las soluciones “ricas” se realiza en dos formas . una es la del Carbón activado (CIP) y la otra técnica es la de precipitar con polvos de zinc ( Merril Crowe). Finalmente, hay que usar algunas técnicas como la Desorciòn del carbón activado, La electro deposición del oro y la Fundición y Refinación del oro para obtener el oro de alta pureza.. 33.

(35) Fig. 3. Metalurgia del oro.. 34.

(36) CAPITULO IV. DESCRIPCION DETALLADA DE LA AMPLIACION DE LA PLANTA. 4.1.. CAPACIDAD DE LA PLANTA La capacidad actual de la Planta de Beneficio Laytaruma es de 340 TPD, el emplazamiento existente en cada una de las secciones y el área circundante (accesos) de las instalaciones de la planta se encuentran involucrados en la Ampliación de la planta. La Planta de Beneficio “Laytaruma” se abastece de mineral por medio de la compra a pequeños productores mineros legales. Las instalaciones de procesamiento se encuentran dentro de un área debidamente cercada y llana, donde se tienen establecidas lozas de concreto y cimentación de concreto armado que sirven como base de los equipos, la ampliación de la Planta incluyó la creación de plataformas adicionales.. 35.

(37) A continuación se hace una breve descripción de cada una de las obras principales ejecutadas en los componentes del proyecto para la Ampliación de la Planta de Beneficio:. a. Movimiento de Tierra Para el montaje de los equipos y estructuras que se requiere en los circuitos en los que se ha implementado las ampliaciones no se requirió mayores movimientos de tierra, las obras que competen en este rubro corresponden a la excavación para la cimentación y construcción de las plataformas. Básicamente en los circuitos de molienda y adsorción se produce la mayor parte de las actividades de implementación para la ampliación de Planta de Beneficio.. b. Infraestructura de Concreto Como parte del diseño civil de las instalaciones para la ampliación de la Planta de Beneficio Laytaruma, se ha considerado el. diseño de la. infraestructura de concreto armado que se requiere para el montaje de los equipos que adicionalmente se instalan en la Planta:  Se da a conocer los requerimientos en función al elemento estructural que representan en el Circuito de Molienda, se requiere para este caso volúmenes de concreto armado (f´c = 210kg/cm²), que se indican en la siguiente tabla:. 36.

(38) Tabla Nº 2.- Volumen calculado de Concreto Armado en la Sección Molienda Cantidad. Descripción de los equipos. Volumen de Plataforma de concreto (m3). 2. Molino de Bolas 6ft x 6 ft. 5.8. 1. Molino de Bolas 6ft x 10ft. 2.1. 1. Molino de Bolas 5ft x 6ft. 2.4.  Los requerimientos que se tienen en función al elemento estructural que representa para el Circuito de Adsorción, se han calculado los volúmenes de concreto armado que se indican en la siguiente tabla:. Tabla Nº 3.- Volumen calculado de Concreto Armado en Sección Adsorción. Cantidad. Descripción de los equipos. Volumen de Plataforma de concreto (m3). 6. Tanque de Adsorción 18 ft x 18 ft. 39.60. 1. Tanque de 11ft x 14ft. 4.08. 1. Tanque de 30ftx30ft. 24.20. c. Montaje de Ampliaciones de Planta de Beneficio Para la Ampliación de Planta de Beneficio, como parte del diseño civil de las instalaciones en cada una de las secciones se realiza el montaje en función a los pernos de anclaje que se deja en los pilares de concreto, estos pernos de anclaje son de dimensiones variadas y están. 37.

(39) relacionadas a las dimensiones de los equipos, van desde 1” hasta 1 ½ “y 2” de diámetro. El Uso de tecles y cargadores frontales en el transporte y apoyo para el montaje está considerado dentro de la infraestructura y equipos de apoyo.. 4.2.. AREA DE RECEPCION El área de control y recepción de minerales se encarga de cualificar, cuantificar, y almacenar el mineral acopiado para el cual se dispone de una balanza electrónica de camiones de 50.0 TM, Mettler Toledo,. Ubicada en la zona de entrada de la planta. El mineral es pesado y llevado hacia la zona superior adyacente a la planta de procesamiento llamada cancha de minerales donde este es almacenado de acuerdo a su procedencia.. Fig. Nº 4: Área de recepción de mineral. 38.

(40) 4.3.. CIRCUITO DE CHANCADO El Área de Chancado está conformado por tres circuitos de chancado que trabajan en paralelo, que cuentan cada uno de ellos con una Chancadora de Quijada (chancado primario) y una Chancadora Cónica (chancado secundario), estos circuitos son alimentados con mineral grueso proveniente de las minas, posteriormente reducidos a tamaños a -½” aproximadamente, los finos serán almacenados en una tolva cuya capacidad es de 40 Ton, los gruesos recircularán al circuito de chancado , utilizándose para ello cedazos vibratorios de -3/4” y -1/2” Estos circuitos cuentan con fajas transportadoras (que transportan el mineral) y cedazos vibratorios (que tamizan el mineral). Esta etapa del proceso se realiza de manera independiente y está adaptado a las características de acopio del mineral que proviene de diferentes lugares.. 39.

(41) CIRCUITO DE CHANCADO Nº 1 Tabla Nº 4.- Circuito de Chancado Nº 1 SECCION. CIRCUITO DE CHANCADO Nº 1. Nº. DESCRIPCION. 1. Chancadora Cónica 1". 2. Motor 18 HP. 3. Bomba de aceite Chancadora Cónica. 4. Motor 0,5 Hp. 5. Chancadora de quijada 9 x12. 6. Motor 12 HP. 7. Zaranda de Cabeza. 8. Motor 2,4 Hp. 9. Shute de zaranda de Cabeza. 10. Faja transportadora Nº 1. 11. Motor 3 HP. 12. Reductor. 13. Shute de faja Nº1. 14. Faja transportadora Nº2. 15. Motor 6,6 Hp. 16. Reductor. 17. Shute de faja Nº2. 18. Faja transportadora Nº 3. 19. Motor 2,4 HP. 20. Reductor. 21. Shuter de faja Nº3. 22. Vibrador de tolva. 23. Tolva 2,9x3 m. 24. Imán. MARCA. MODELO. KUIKEN DELCROSA. SERIE 25618,8. NV160L8. 13252MS. S/M KOALBACH. 710884. MQ.M DELCROSA. NV132M4. 1324M3. DELCROSA. NV100JG. 13701M2. ABB. MX44339125P. M97J593. DELCROSA. NV112M4. 137307M3. DELCROSA. NV90L4. 132824M2. MAGNETOS. 55S. 3009482. S/M. 40.

(42) CIRCUITO DE CHANCADO Nº 2. Tabla Nº 5.- Circuito de Chancado Nº 2. SECCION. CIRCUITO DE CHANCADO Nº 2. Nº. DESCRIPCION. MARCA. 1. Chancadora Cónica 2". SYMONS. 2. Motor 40 HP. DELCROSA. 3. Chancadora de quijada 10x16. COMESA. 4. Motor 18 Hp. DELCROSA. 5. Zaranda. 6. Motor 4,8 HP. 7. Shute de Zaranda. 8. Bomba de aceite. 9. Motor 3 HP. 10. Faja transportadora Nº 1. 11. Motor 6,6 HP. 12. Reductor. 13. Shute de faja Nº1. 14. Faja transportadora Nº2. 15. Motor 3,5 Hp. 16. Reductor. 17. Shute de faja Nº2. 18. Faja transportadora Nº 3. 19. Motor 4,8 HP. 20. Reductor. 21. Shuter de faja Nº3. 22. Vibrador de tolva. 23. Tolva 2,9x3 m. 24. Imán. MODELO. NV200L6. SERIE. 135914. 710884. DELCROSA. NV100l4. 134123M4. DELCROSA. B90L4EDER. 64410506. DELCROSA. NV112. 131754M8. 100L. P9617115. ENCLOSED M. SIEMENS. MAGNETOS 55S. 41.

(43) CIRCUITO DE CHANCADO Nº 3 Tabla Nº6.- Circuito de Chancado Nº 3 SECCION. CIRCUITO DE CHANCADO Nº 3. Nº. DESCRIPCION. MARCA. MODELO. SERIE. 1. Chancadora Cónica 2". SYMONS. 2. Motor 36 HP. DELCROSA. NV200L6. 177883M3. 3. Chancadora de quijada 10"x16". 4. Motor 18 Hp. DELCROSA. NV160M4. 133027M12. 5. Zaranda. 6. Motor 6 HP. DELCROSA. B112MA4EDER 36010106. 7. Shute de Zaranda Nº1. 8. Zaranda 2. 9. Motor. DELCROSA. B90L4EDER. 10. Reductor. 11. Shute de Zaranda Nº1. 12. Bomba de aceite. 13. Motor 3 HP. 14. Faja transportadora Nº1. 15. Motor 4 Hp. 16. Reductor. 17. Shute de faja Nº1. 18. Faja transportadora Nº 2. 19. Motor 5 HP. 20. Reductor. 21. Shuter de faja Nº2. 22. Faja transportadora Nº 3. 23. Motor 3HP. 24. Reductor. 25. Shute de faja Nº3. 26. Faja transportadora Nº4. 27. Motor 3HP. 28. Reductor. 29. Shute de faja Nº3. 30. Vibrador de tolva 2,4Hp. 31. Tolva 2,8 x 2,8 x 3m. 32. Imán. 64410506. DELCROSA. 42. DELCROSA. 8100LA4EDER 85281104. DELCROSA. 8100L4ADER. 383911106. DELCROSA. B90L4EDER. 39610208. DELCROSA. B90L4EDER. 39610208.

(44) Los circuitos de chancado N° 2 y N° 3 han sido adicionados al proceso, los equipos que conforman esta ampliación son descritos en las tablas Nº 04 y Nº 05 respectivamente.. 4.4.. CIRCUITO DE MOLIENDA. Debido a la diversidad mineralógica que recepcionamos, dichos minerales son clasificados para su posterior proceso. Esta clasificación se basa en: 1. Tamaño de grano en la que se presenta el oro. 2. Consumo de cianuro del mineral. 3. Grado de moliendabilidad y disolución.. 43.

(45) Fig. Nº 5.- FLOW SHETT CIRCUITO DE MOLIENDA. 44.

(46) Tabla N° 7.- Descripción de equipos de molienda. Descripción. Código_ TAG. EGI. Marca. Dimensiones. RPM motor. RPM Molino. In 440. HP. Molino de Bolas N° 1. 102ML001. ML10. FUNCAL. 8' x 8'. 1180. 22. 365.0. 300. Molino de Bolas Nº 2. 102ML002. ML08. COMESA. 6' x 8'. 1188. 24. 224.0. 180. Molino de Bolas N° 3. 102ML003. ML06. MAGENSA. 6' x 6'. 1185. 22. 158.0. 130. Molino de Bolas N° 4. 102ML004. ML07. HECHIZO. 6' x 10'. 1786. 23. 180.0. 150. Molino de Bolas N° 5. 102ML005. ML09. FUNCAL. 6' x 6'. 1180. 23. 158.0. 130. Una vez realizado el blending, dicho material es almacenado en la tolva de finos de 40 TM de capacidad el cual es descargado por dos aberturas inferiores hacia fajas que conducen el mineral a la entrada de dos molinos respectivamente. Particularmente el circuito de molienda trabaja con dos circuitos que detallaremos a continuación:. En el circuito, el mineral alimenta a un molino de bolas 8'x8' (M10) donde además se adiciona solución cianurada, y agua con el fin de formar la pulpa e iniciar la cianuración en el interior.. La descarga del molino 8'x8' (M10) constituye el alimento a otro molino de bolas 6'x8' (M8) cuya descarga de este es clasificada mediante un hidrociclón D-6 de donde los gruesos retornan al mismo molino, mientras que los finos sirven de alimento al molino de bolas 6'x6' (M6).. La descarga del molino de bolas 6'x6' (M6) es clasificada mediante dos hidrociclones ESPIASA D6, cuyos gruesos retornan al molino, mientras que los finos constituyen el alimento para otro molino de bolas 6’x10’ (M7), cuya descarga de este es clasificada por 2 hidrociclones ESPIASA. 45.

(47) D6, del cual el grueso retorna al molino, mientras que los finos son alimentación para el nido de hidrociclones.. El nido de hidrociclones ICBA está constituido por 8 ciclones D4 en el cual la pulpa de ambos circuitos es clasificada, en donde los finos son conducidos a la zaranda de limpieza vibratoria y constituyen el alimento para el circuito de lixiviación, mientras que los gruesos van a un cajón de distribuidor.. Desde el cajón distribuidor, la pulpa es repartida a dos molinos 5'x6' (M1 y M3) en el cual su descarga es nuevamente clasificada por hidrociclones Cavex D6 de donde los gruesos retornan a los molinos y los finos son conducidos al nido de hidrociclones.. La sección cuenta con tres operadores, los cuales se encargan de mantener los parámetros de operación, chequear los equipos, limpieza de la sección y de alimentar bolas.. 4.4.1. Balance. granulométrico. sección. molienda. cianuración Tabla N° 8.- Análisis Granulométrico M-1. MOLINO 1 MALLA. Abertura. Peso. % Peso. %Ac(+). % PASANTE. 20. 841. 7.90. 3.16. 3.16. 96.84. 30. 595. 8.60. 3.44. 6.60. 93.40. 50. 297. 29.20. 11.68. 18.28. 81.72. 100. 149. 44.60. 17.84. 36.12. 63.88. 200. 74. 41.40. 16.56. 52.68. 47.32. 270. 53. 19.00. 7.60. 60.28. 39.72. 325. 44. 7.90. 3.16. 63.44. 36.56. 400. 37. 2.50. 1.00. 64.44. 35.56. 88.90. 35.56. 100.00. 0.00. 250. 100.00. -400. 46. planta. de.

(48) Tabla N° 9.- Análisis Granulométrico M-2. MOLINO 2 MALLA. Abertura. Peso. % Peso. %Ac(+). % PASANTE. 20. 841. 0.60. 0.24. 0.24. 99.76. 30. 595. 5.40. 2.16. 2.40. 97.60. 50. 297. 12.90. 5.16. 7.56. 92.44. 100. 149. 40.90. 16.36. 23.92. 76.08. 200. 74. 49.60. 19.84. 43.76. 56.24. 270. 53. 23.60. 9.44. 53.20. 46.80. 325. 44. 10.20. 4.08. 57.28. 42.72. 400. 37. 2.90. 1.16. 58.44. 41.56. 103.90. 41.56. 100.00. 0.00. 250. 100.00. -400. MOLINO N° 2 DISTRIBUCIÓN POR TAMAÑO ALIMENTO Y PRODUCTO. % Acumulado Pasante Ac (-). 100 80 60 40 20 0 10. 100. 1000. Tamaño de Partícula, Micrones ENTRADA M-2. SALIDA M-2. Grafica. Nº 1.- Distribución de tamaño alimento y producto M-2.. 47.

(49) Tabla N° 10.- Análisis Granulométrico M-5. ANALISIS GRANULOMETRICO MOLINO 5 MALLA Micrones. 0.24. 841 595 297 149 74 53 44 37. TROMEL M - 5. OVER/FLOW CICLON. UNDER/FLOW CICLON. Molino 2 U/F Cicl % Ac(+) % PASANTE Peso % Peso % PASANTE Peso % Peso % PASANTE. 0 2.40 7.56 23.92 43.76 53.20 57.28 58.44 100.00. 0.00 0.04 0.20 4.76 31.52 60.40 69.28 72.48 73.60 100.00. 0.00 0.14 1.35 6.23 27.54 51.69 60.86 64.52 65.67 100.00. 100.00 99.86 98.65 93.77 72.46 48.31 39.14 35.48 34.33. 0.00 0.10 0.30 6.10 44.30 63.40 25.60 10.40 2.80 97.00. Peso % Peso % Ac(+) % PASANTE. 99.96 99.84 97.40 79.68 54.32 44.08 39.92 38.80. 0.00 0.00 1.60 24.10 55.20 28.20 12.20 3.70 125.00. 0.00 0.00 0.64 9.64 22.08 11.28 4.88 1.48 50.00. 100.00 100.00 99.36 89.72 67.64 56.36 51.48 50.00. 0.10 0.40 11.40 66.90 72.20 22.20 8.00 2.80 0.00 66.00 250.00. 250.0 100.00. 0.04 0.16 4.56 26.76 28.88 8.88 3.20 1.12 26.40. 0.04 0.20 4.76 31.52 60.40 69.28 72.48 73.60 100.00. 100.00. 100. 80. 60. 40. 20. 0. 100. 1000. Tamaño de Partícula, Micrones ALIMENTO COMBINADO. DESCARGA TROMEL. Grafica. Nª 2.- Distribución de tamaño alimento y producto M-5.. 48. 99.96 99.80 95.24 68.48 39.60 30.72 27.52 26.40. 0.91 0.90 0.90 0.92 0.93 0.90 0.91. MOLINO N° 5 DISTRIBUCIÓN POR TAMAÑO ALIMENTO Y PRODUCTO. 10. CC. 100.00. 0.00 0.04 0.12 2.44 17.72 25.36 10.24 4.16 1.12 38.80. 250.0 100.00. % Acumulado Pasante Ac (-). 10 20 30 50 100 200 270 325 400 -400. ALIMENTO COMPUESTO.

(50) 100. CICLON D-6 MOLINO N° 5. % Acumulado Pasante Ac (-). 80. 60. 40. 20. 0 10. 100. 1000. Tamaño de Partícula, Micrones TROMEL M - 5. OVER/FLOW CICLON. UNDER/FLOW CICLON. Grafica. Nª 3.- Eficiencia del hidrociclon D-6 del Molino 5.. Tabla N° 10.- Análisis Granulométrico M-4. ANALISIS GRANULOMETRICO MOLINO 4 MALLA Micrones. ALIMENTO COMPUESTO. TROMEL M - 4. OVER/FLOW CICLON. UNDER/FLOW CICLON. O/F M-5 U/F Cicl % Ac(+) % PASANTE Peso % Peso % PASANTE Peso % Peso % PASANTE Peso % Peso % Ac(+) % PASANTE. CC. 20 30. 841 595. 0.00. 0.00 0.00 0.00. 0.00 0.00. 100.00 0.00 100.00 0.00. 100.00 0.00 100.00 0.00. 100.00 0.00. 0.00. 0.00. 100.00. 50. 297. 0.64. 5.56. 2.98. 97.02 0.50 0.20. 99.80 0.10 0.04. 99.96 1.40. 0.56. 0.56. 99.44 0.44. 100. 149. 10.28. 16.40 13.20. 86.80 24.50 9.80. 90.00 15.50 6.20. 93.76 39.60. 15.84 16.40. 83.60 0.59. 200. 74. 32.36. 53.24 42.31. 57.69 83.70 33.48. 56.52 76.60 30.64. 63.12 92.10. 36.84 53.24. 46.76 0.68. 270. 53. 43.64. 68.28 55.38. 44.62 37.10 14.84. 41.68 36.20 14.48. 48.64 37.60. 15.04 68.28. 31.72 0.70. 325. 44. 48.52. 73.48 60.42. 39.58 11.80 4.72. 36.96 12.70 5.08. 43.56 13.00. 5.20. 73.48. 26.52 0.63. 400. 37. 50.00. 76.12 62.45 100.00 100.00 100.00. 37.55 5.90 2.36 86.50 34.60. 34.60 4.30 1.72 104.60 41.84. 23.88 0.68. 250.0 100.00. 250.0 100.00. 41.84 6.60 2.64 76.12 59.70 23.88 100.00 250.00 100.00. -400. 49. 0.62.

(51) MOLINO N° 4 DISTRIBUCIÓN POR TAMAÑO ALIMENTO Y PRODUCTO. % Acumulado Pasante Ac (-). 100. 80. 60. 40. 20. 0. 10. 100. 1000. Tamaño de Partícula, Micrones ALIMENTO COMBINADO. Series2. Grafica. Nª 4.- Distribución de tamaño alimento y producto M-4.. CICLON D-6 MOLINO N° 4. % Acumulado Pasante Ac (-). 100 80 60 40 20 0 10. 100. 1000. Tamaño de Partícula, Micrones TROMEL M - 4. OVER/FLOW CICLON. UNDER/FLOW CICLON. Grafica. Nª 5.- Eficiencia del hidrocición D-6 del Molino 4.. 50.

(52) Tabla N° 11.- Análisis Granulométrico Nido de Hidrociclones. ANALISIS GRANULOMETRICO NIDO DE CICLONES MALLA Micrones. 20 30 50 100 200 270 325 400 -400. 841 595 297 149 74 53 44 37. ALIMENTO COMPUESTO. OVER/FLOW NIDO. UNDER/FLOW NIDO. O/F M-5 U/F Nido % Ac(+) % PASANTE Peso % Peso % PASANTE Peso 0.00 0.00 0.64 10.28 32.36 43.64 48.52 50.00 100.00. 0.00 0.00 0.00 0.00 0.44 0.54 15.12 12.59 56.84 44.03 71.00 56.68 75.64 61.45 77.08 62.91 100.00 100.00. 100.00 0.00 100.00 0.00 99.46 0.00 87.41 3.20 1.28 55.97 40.50 16.20 43.32 34.20 13.68 38.55 13.90 5.56 37.09 3.40 1.36 154.80 61.92 250.0 100.00. 100.00 98.72 82.52 68.84 63.28 61.92. % Peso % Ac(+) % PASANTE. 0.00 0.00 0.00 0.00 1.10 0.44 36.70 14.68 104.30 41.72 35.40 14.16 11.60 4.64 3.60 1.44 57.30 22.92 250.00 100.00. 0.00 0.00 0.44 15.12 56.84 71.00 75.64 77.08 100.00. 100.00 100.00 99.56 84.88 43.16 29.00 24.36 22.92. CC. 4.46 2.07 1.78 1.74 1.75 2.36. NIDO DE CICLONES. % Acumulado Pasante Ac (-). 100. 80. 60. 40. 20. 0. 10. 100. 1000. Tamaño de Partícula, Micrones ALIMENTO COMPUESTO. OVER/FLOW NIDO. UNDER/FLOW NIDO. Grafica. Nª 6.- Eficiencia del hidrocición D-3 Nido de Hidrociclones. 51.

(53) CIRCUITO DE MOLIENDA PRIMARIA 340 tpd LEYENDA 14.16. TOLVA DE FINOS. 1.4 M3H 33.32. 2.75 5.149. TMSH. 18.02. 1.001 M3H. 2000 9.011. TMH(p) D.p.. M³H M³H(p). NaCN % NaOH %. 11.44 74.44 11.44 44.77. G.e.. TMH(a) %SOL. M³H(a). 3.862 78.57 3.862. 2.75 12.12 1900 23.56. Cantidad de agua fresca para el proceso. MOLINO 8´X 8´. MOLINO 6´X 8´. 14.16. 454.0. M³H. 2.75 5.149. 4.863 74.44 4.863. 3.62 M3H 33.32. 19.02. 1900 10.01. 2.75 12.12. 10.89. 2.75 3.961. 12.83 72.20 12.83. 13.744. 44.21 13.74. 46.15. 1850 24.95. 24.6363 1391.5 58.38. CICLONES D-10. O/F. 2.75 21.23. 14.16. 35.06 62.48 35.06. 8.504 62.48 8.504. 93.43. 22.66. 1660 56.29. 17.7. 2.75 5.149 1660 13.65. 0.73 M3H ZARANDA. 10.9. 2.75 3.9648. 8.6505 55.76 8.6505 19.554. U/F. 1550 12.615. O/F 44.22. 2.75 16.08. 26.55 62.48 26.55 70.77 30.07. 5.8. 1660 42.63. FALCON SB 750. 2.75 10.93. 5.704 84.05 5.704 35.77. 2150 16.64. 3.257. 2.8 1.163. 3.838. 43.27 18.55. 32.699. 1380 23.69. 2200 1.745. 2.75 12.12. 2.8 0.0039 0.70. 1.54. 0.71. 1010 0.7009. 0.697. O/F. 14.39 69.84 14.39 47.71. 2.75 5.145. 18.55. CONCENTRADO FALCON. 0.011. 0.582 84.85 0.582 33.32. 14.149. NIDO DE CICLONES D-4 (2) 15.564. CIRCUITO DE REMOLIENDA. 1800 26.51. 0.05 14.15. 1600 16.51. 0.012 0.009. 2.8 5.053 1351. 25.9. U/F. 7.782. 2.75. 1.78. 2.83. 2.673 74.44 2.673 10.45. 7.782. M3H 0.69. 1900 5.502. 0.022 0.0165. 2.75. 2.83. 2.673 74.44 2.673 10.45. 5.66. 58.93 10.85. 26.412 20.85 40.43 20.85 35. 2.75. 10.848. 1900 5.502. 10.85 M3H. MOLINO 6´X 10´. 0.69 M3H. 0.022 0.0165 29.713. MOLINO 6´X 6´. MOLINO 6´X 6´. 7.782 7.782. 2.75. 2.83. 3.36 69.84. 3.36. 11.14. 1800. 2.75. 2.83. 3.36 69.84. 3.36. 11.14. 1800. 2.75. 10.8. 17.844. 62.48 17.84. 47.557. 1660 28.65. 15.564. 2.75. 5.66. 10.848. 58.93 10.85. 26.412. 1600 16.51. 6.19. 0.7. 6.19. 7.075. 2.75 2.573. 3.055 69.84 3.055 10.13 7.075. 1800 5.627. 14.149. 2.75 2.573. 10.13. 2.75 5.145. 17.365 44.90 17.36. 3.055 69.84 3.055. 31.514. 1400 22.51. 1800 5.627. Fig. N° 7.- DIAGRAMAA DE FLUJOS CON SUS CORRESPONDIENTES BALANCES ANUAL DE MATERIA Y. AGUA DE CADA UNO DE LOS PROCESOS Y OPERACIONES DE PRODUCCION DE LA PLANTA METALURGICA. 52.

(54) 4.5.. SECCION DE CIANURACION: El overflow de la zaranda de limpieza constituye el alimento al circuito de cianuración; este circuito es una modificación del proceso de carbón en pulpa (CIP), consta de 19 tanques de agitación neumática y mecánica, dispuestos en serie y de seis agitadores verticales con agitación únicamente por aire comprimido (Brown o Pachuca).. Tabla N°12.- Descripción de tanques de lixiviación. TANQUES. ALTURA TOTAL. Ø. CONO CONCRETO. # ANTERIOR. # NUEVO. (m). (pies). (m). (pies). ALT. (m). BASE (m). T-1 T-2 T-3 T-4 T-5 T-6 T-7 NUEVO T-18 T-10 T-9 T-8 T-11 T-12 T-13 T-14 T-15 T-16 T-17 P-1 P-2 P-3 P-4 P-5 P-6. T-1 T-2 T-3 T-4 T-5 T-6 T-7 T-8 T-9 T-10 T-11 T-12 T-13 T-14 T-15 T-16 T-17 T-18 T-19 P-1 P-2 P-3 P-4 P-5 P-6. 2.68 4.84 5.00 4.48 4.55 4.28 5.36 9.08 4.54 9.15 4.54 9.15 9.15 4.54 6.05 4.54 5.80 5.51 4.54 3.64 3.65 3.88 3.83 3.80 3.80. 9 16 16 15 15 14 18 30 15 30 15 30 30 15 20 15 19 18 15 12 12 13 13 12 12. 2.36 3.35 3.36 3.62 4.19 4.28 5.17 9.15 3.20 9.15 3.20 9.15 9.15 3.20 5.16 3.20 5.22 5.22 3.20 2.19 2.29 2.29 2.28 2.26 2.29. 8 11 11 12 14 14 17 30 10 30 10 30 30 10 17 10 17 17 10 7 8 8 7 7 8. 0.70 0.95 0.70 0.90 0.95 0.80 1.00 0.00 0.00 0.00 0.00 1.80 1.80 0.70 1.00 0.70 1.00 1.00 0.70 0.60 0.60 0.60 0.60 0.60 0.60. 0.60 0.70 0.60 0.70 0.70 0.80 1.00 0.00 0.00 0.00 0.00 2.07 2.07 0.60 1.00 0.60 1.00 1.00 0.60 0.60 0.60 0.60 0.60 0.60 0.60. 53. VOLUMEN CARBON PULPA m3 0.00 2.31 2.31 2.31 2.31 2.31 0.00 0.00 1.54 0.00 1.54 0.00 0.00 1.54 0.00 1.54 0.00 0.00 1.54 0.38 0.38 0.38 0.38 0.38 0.38. m3 8.26 30.54 33.89 34.43 47.03 46.69 91.74 580.62 31.76 575.36 31.76 507.40 507.40 28.42 105.82 28.42 102.93 96.72 28.42 10.58 11.63 12.57 12.26 11.92 12.24. PESO DE PULPA TMS. MINERAL TMS. 11.40 42.14 46.77 47.51 64.91 64.44 126.61 801.26 43.83 794.00 43.83 700.21 700.21 39.22 146.04 39.22 142.04 133.47 39.22 14.60 16.04 17.35 16.92 16.45 16.90. 5.10 18.86 20.93 21.26 29.05 28.84 56.66 358.56 19.61 355.31 19.61 313.34 313.34 17.55 65.35 17.55 63.56 59.73 17.55 6.53 7.18 7.76 7.57 7.36 7.56.

(55) Fig. Nº 8.- FLOW SHETT CIRCUITO DE LIXIVIACION. 54.

(56) En este circuito se utiliza tanques de lixiviación, para la cianuración y adsorción simultánea, en donde en seis de estos tanques, la pulpa mezclada (contactada) con carbón activado granulado (11’ x 16’), que preferentemente adsorbe oro y plata a partir de la solución según la pulpa y que fluye por rebose desde un tanque al siguiente, vía un tamiz estático (m 20), a través del cual el carbón granulado no puede pasar, los otros seis tanques restantes son netamente de lixiviación. El circuito finaliza con los seis agitadores verticales (pachucas), dispuestos en serie, los cuales todos tienen carbón activado. Debemos tener en cuenta en el circuito de cianuración ciertos detalles de suma importancia, tales como la concentración de carbón, en los tanques, el proceso de transferencia, “cosecha de carbón cargado y reactivación de carbón desorvido”. La pulpa después de permanecer en los tanques por 98 horas, sale por el último tanque de éste tipo, donde se encuentra un tamiz para recuperar parte del carbón grueso que pueda haberse escapado del sistema. Comparación de tiempo de retención con la inclusión de un tanque de cianuración.. 55.

(57) TABLA N° 13 Tiempo de Residencia sin Tanque 30’x30’ Altura. Diametro. T-1 T-7 T-8 T-10 T-12 T-13 T-15 T-17. Volumen Total (sin considerar el cono). 3. Volumen de Trabajo (pulpa). Peso del Carbon (kg). Volumen del Carbón (m3). Tiempo de residencia (hr). Peso de pulpa (TM). Mineral (TMS). m. pie. m. pie. Altura. Base. Dmenor. Cono (m ). 2.68 5.36. 9 18. 2.36 5.17. 8 17. 0.70 1.00. 0.60 1.00. 1.16 3.17. 1.77 13.92. 11.72 112.52. 9.95 98.60. 8.46 83.81. 0.00 0.00. 0.00 0.00. 0.35 3.50. 11.68 115.66. 5.00 49.54. 9.15 9.15 9.15 6.05 5.80. 30 30 30 20 19. 9.15 9.15 9.15 5.16 5.22. 30 30 30 17 17. 0.00 1.80 1.80 1.00 1.00. 0.00 2.07 2.07 1.00 1.00. 9.15 5.01 5.01 3.16 3.22. 0.00 72.88 72.88 13.85 14.25. 601.66 601.66 601.66 126.52 124.13. 601.66 528.78 528.78 112.66 109.88. 511.41 449.46 449.46 95.76 93.40. 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00. 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00. 21.34 18.75 18.75 4.00 3.90. 705.75 620.26 620.26 132.15 128.89. 302.30 265.68 265.68 56.61 55.21. Volumen Total 1. Volumen Total (sin considerar el cono). Volumen de Trabajo (pulpa). Peso del Carbon (kg). Volumen del Carbón (m3). Tiempo de residencia (hr). Peso de pulpa (TM). Mineral (TMS). 42.66 44.33 46.11 62.74 61.58 36.51 36.51 40.55 39.66 122.21 36.51 13.71 15.03 15.98 15.64 15.24 15.65. 34.99 37.77 37.66 51.22 49.59 34.97 34.97 34.49 33.38 107.30 31.19 12.08 13.25 14.19 13.87 13.50 13.86. 29.74 32.11 32.01 43.54 42.15 29.73 29.73 29.32 28.37 91.20 26.51 10.27 11.26 12.06 11.79 11.48 11.78. 3000 3000 3000 3000 3000 2000 2000 2000 2000 3000 2000 500 500 500 500 500 500. 2.31 2.31 2.31 2.31 2.31 1.54 1.54 1.54 1.54 2.31 1.54 0.38 0.38 0.38 0.38 0.38 0.38. 1.24 1.34 1.34 1.82 1.76 1.24 1.24 1.22 1.18 3.81 1.11 0.43 0.47 0.50 0.49 0.48 0.49. 41.04 44.31 44.17 60.08 58.16 41.03 41.03 40.46 39.15 125.86 36.59 14.17 15.54 16.65 16.26 15.84 16.26. 17.58 18.98 18.92 25.74 24.91 17.57 17.57 17.33 16.77 53.91 15.67 6.07 6.66 7.13 6.97 6.79 6.97. Altura. Diametro. Cono de concreto. TQ T-2 T-3 T-4 T-5 T-6 T-9 T-11 T-14 T-16 T-18 T-19 P-1 P-2 P-3 P-4 P-5 P-6. Volumen Total 1. Cono de concreto. TQ. m. pie. m. pie. Altura. Base. Dmenor. Cono (m 3). 4.84 5.00 4.48 4.55 4.28 4.54 4.54 4.60 4.50 5.50 4.54 3.64 3.65 3.88 3.83 3.80 3.80. 16 16 15 15 14 15 15 15 15 18 15 12 12 13 13 12 12. 3.35 3.36 3.62 4.19 4.28 3.20 3.20 3.35 3.35 5.32 3.20 2.19 2.29 2.29 2.28 2.26 2.29. 11 11 12 14 14 10 10 11 11 17 10 7 8 8 7 7 8. 0.95 0.70 0.90 0.95 0.95 0.00 0.00 0.80 0.90 1.00 0.70 0.60 0.60 0.60 0.60 0.60 0.60. 0.70 0.60 0.70 0.70 0.70 0.00 0.00 0.70 0.80 1.00 0.60 0.60 0.60 0.60 0.60 0.60 0.60. 1.95 2.16 2.22 2.79 2.88 3.20 3.20 1.95 1.75 3.32 2.00 0.99 1.09 1.09 1.08 1.06 1.09. 5.36 4.25 6.14 9.21 9.68 0.00 0.00 4.52 4.75 14.91 3.78 1.25 1.40 1.40 1.39 1.36 1.40. TIEMPO DE RETENCION 3.78 días Volumen total 1: Volumen general calculado de manera matematica. Volumen total 2 : Volumen de pulpa sin considerar el volumen del cono ni el volumen ocupado por el carbón. Volumen de Trabajo: Volumen ocupado solamente por la pulpa (se aplica un factor del 85% por el volumen que ocupa los sistemas de agitación, volumen de pulpa llenado hasta cierto punto, etc).. 56.

(58) TABLA N° 14 Tiempo de Residencia con Tanque 30’x30 Altura. Diametro. T-1 T-7 T-8 T-10 T-12 T-13 T-15 T-17. 3. m. pie. m. pie. Altura. Base. Dmenor. Cono (m ). 2.68 5.36 9.08 9.15 9.15 9.15 6.05 5.80. 9 18 30 30 30 30 20 19. 2.36 5.17 9.15 9.15 9.15 9.15 5.16 5.22. 8 17 30 30 30 30 17 17. 0.70 1.00 0.00 0.00 1.80 1.80 1.00 1.00. 0.60 1.00 0.00 0.00 2.07 2.07 1.00 1.00. 1.16 3.17 9.15 9.15 5.01 5.01 3.16 3.22. 1.77 13.92 0.00 0.00 72.88 72.88 13.85 14.25. Altura. Diametro. Volumen Total (sin considerar el cono). Volumen de Trabajo (pulpa). Peso del Carbon (kg). Volumen del Carbón (m3). Tiempo de residencia (hr). Peso de pulpa (TM). Mineral (TMS). 11.72 112.52 597.06 601.66 601.66 601.66 126.52 124.13. 9.95 98.60 597.06 601.66 528.78 528.78 112.66 109.88. 8.46 83.81 507.50 511.41 449.46 449.46 95.76 93.40. 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00. 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00. 0.35 3.50 21.18 21.34 18.75 18.75 4.00 3.90. 11.68 115.66 700.35 705.75 620.26 620.26 132.15 128.89. 5.00 49.54 299.99 302.30 265.68 265.68 56.61 55.21. Volumen Total 1. Volumen Total (sin considerar el cono). Volumen de Trabajo (pulpa). Peso del Carbon (kg). Volumen del Carbón (m3). Tiempo de residencia (hr). Peso de pulpa (TM). Mineral (TMS). 42.66 44.33 46.11 62.74 61.58 36.51 36.51 40.55 39.66 122.21 36.51 13.71 15.03 15.98 15.64 15.24 15.65. 34.99 37.77 37.66 51.22 49.59 34.97 34.97 34.49 33.38 107.30 31.19 12.08 13.25 14.19 13.87 13.50 13.86. 29.74 32.11 32.01 43.54 42.15 29.73 29.73 29.32 28.37 91.20 26.51 10.27 11.26 12.06 11.79 11.48 11.78. 3000 3000 3000 3000 3000 2000 2000 2000 2000 3000 2000 500 500 500 500 500 500. 2.31 2.31 2.31 2.31 2.31 1.54 1.54 1.54 1.54 2.31 1.54 0.38 0.38 0.38 0.38 0.38 0.38. 1.24 1.34 1.34 1.82 1.76 1.24 1.24 1.22 1.18 3.81 1.11 0.43 0.47 0.50 0.49 0.48 0.49. 41.04 44.31 44.17 60.08 58.16 41.03 41.03 40.46 39.15 125.86 36.59 14.17 15.54 16.65 16.26 15.84 16.26. 17.58 18.98 18.92 25.74 24.91 17.57 17.57 17.33 16.77 53.91 15.67 6.07 6.66 7.13 6.97 6.79 6.97. Cono de concreto. TQ T-2 T-3 T-4 T-5 T-6 T-9 T-11 T-14 T-16 T-18 T-19 P-1 P-2 P-3 P-4 P-5 P-6. Volumen Total 1. Cono de concreto. TQ. 3. m. pie. m. pie. Altura. Base. Dmenor. Cono (m ). 4.84 5.00 4.48 4.55 4.28 4.54 4.54 4.60 4.50 5.50 4.54 3.64 3.65 3.88 3.83 3.80 3.80. 16 16 15 15 14 15 15 15 15 18 15 12 12 13 13 12 12. 3.35 3.36 3.62 4.19 4.28 3.20 3.20 3.35 3.35 5.32 3.20 2.19 2.29 2.29 2.28 2.26 2.29. 11 11 12 14 14 10 10 11 11 17 10 7 8 8 7 7 8. 0.95 0.70 0.90 0.95 0.95 0.00 0.00 0.80 0.90 1.00 0.70 0.60 0.60 0.60 0.60 0.60 0.60. 0.70 0.60 0.70 0.70 0.70 0.00 0.00 0.70 0.80 1.00 0.60 0.60 0.60 0.60 0.60 0.60 0.60. 1.95 2.16 2.22 2.79 2.88 3.20 3.20 1.95 1.75 3.32 2.00 0.99 1.09 1.09 1.08 1.06 1.09. 5.36 4.25 6.14 9.21 9.68 0.00 0.00 4.52 4.75 14.91 3.78 1.25 1.40 1.40 1.39 1.36 1.40. TIEMPO DE RETENCION 4.66 días Volumen total 1: Volumen general calculado de manera matematica. Volumen total 2 : Volumen de pulpa sin considerar el volumen del cono ni el volumen ocupado por el carbón. ’ Volumen de Trabajo: Volumen ocupado solamente por la pulpa (se aplica un factor del 85% por el volumen que ocupa los sistemas de agitación, volumen de pulpa llenado hasta cierto punto, etc).. 57.

(59) Fig Nº 8.- Plano de Tanque de Agitacion 30’x30’. 58.

(60) 4.6.. SECCION DE CARBON ACTIVADO. El carbón activado, se cargará por el último tanque Pachuca en una cantidad de 350 Kg y cada 15 días se trasladará al tanque inmediato superior, colocándose carbón fresco en el tanque anteriormente desocupado, se proseguirá hasta llegar al tanque 11 de donde se trasladará al tanque 9 y de este al tanque 6, 5, 4 y de este al tanque 3 y tanque 2 donde al cabo de dos días se retirará del sistema para su Desorción. Se estima una merma de 100 a 150 Kg de carbón al mes, debido al trizado del mismo y que no puede atraparse en la malla final. El control se hace pesando el carbón cuando es inicialmente introducido al circuito y al extraerse de él, la diferencia de peso es la que ha sido remolido y no puede ser atrapado por las mallas de ningún tanque, descartándose en el relave.. 4.6.1. Concentración de carbón en los tanques La concentración de carbón en los tanques y pachucas es muy importante para el proceso, actualmente el peso promedio de carbón que está en el circuito es de 27 000 kg (peso seco), siendo su distribución la siguiente:. 59.

(61) Tabla Nº 15.- Concentración de carbón en tanques de CIP. TANQUE. BANDEJA + CARBON. T-2. 1900. 2912. T-3. 1900. 2912. T-4. 1750. 2895. T-5. 1500. 2890. T-6. 1500. 2890. T-14. 1600. 1992. T-9. 1600. 1992. T-11. 1600. 1992. T-16. 1600. 1992. T-19. 1600. 1992. PACHUCA. BANDEJA + CARBON. CARBON SECO (Kg). P-1. 1250. 475. P-2. 1250. 475. P-3. 1250. 475. P-4. 1250. 475. P-5. 1250. 475. P-6. 1150. 378. T. CARBON EN EL CIRCUITO (Kg). CARBON. SECO (Kg). 27215. Peso de Bandeja. 60. 3.0Kg..

Figure

Tabla Nº 1: Vías de acceso para planta de Beneficio Laytaruma
Fig. N° 1. Diagrama de estabilidad Au-H2O-CN
Fig. N°2. Formación de cianuro de hidrogeno y ciauro libre en     soluciones acuosas en función del pH
Fig. 3. Metalurgia del oro.
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