UNIVERSIDAD NACIONAL DE TRUJILLO
FACULTAD DE INGENIERÍA
ESCUELA PROFESIONAL DE INGENIERÍA METALÚRGICA
Granulometría, concentración de NaCN y tiempo de lixiviación en la recuperación de Au y Ag en relaves de Minera Yanacocha S.R.L.
AUTOR: Br. Condeso Torres Junior Leandro
Br. Silva Mendoza, Petita Andrea
ASESOR: Dr. Iván Alberto Reyes López CO ASESOR: Dr. Juan Antonio Vega González
TRUJILLO – PERÚ 2023
TESIS
PARA OBTENER EL TÍTULO PROFESIONAL DE
INGENIERO METALURGISTA
Dedicatoria
La tesis va dirigida a mis progenitores (Araceli y Ruperto), a mi tío Nilton y mi abuela, Marina.
Leandro Condeso Torres
La presente tesis en primer lugar se la dedico a Dios por haberme permitido culminar mis estudios, a mis padres y hermanos por todo el apoyo brindado durante toda mi formación profesional, en especial a mi madre por ser la fuerza y el motor principal para tan importante logro.
Petita Silva Mendoza
III Agradecimiento
A los gestores de la docencia de la escuela de ingeniería metalúrgica de la Universidad Nacional de Trujillo, por la metodología necesaria durante nuestro progreso académico y así poder afrontar a problemas que surgen, tanto en los sectores minero, metalúrgico y ambiental.
No obstante, un excelso agradecimiento al Dr. Iván Reyes y Dr. Juan Vega Gonzales, Ing.
Manuel Cherres, Ing. Fabio Loyola y al Ing. Gilmar Guzmán, por aconsejarnos y guiarnos, durante el proceso y apoyo en este trabajo de investigación.
A la unidad minera Yanacocha S.R.L porque en las estadías de la empresa, se pudo realizar los trabajos y pruebas, necesarias para el trabajo de investigación, con el apoyo de nuestros amigos:
Eder Gómez y José Mucha.
Leandro Condeso Petita Silva Atte.: Los autores
Contenido
Dedicatoria ... I AGRADECIMIENTO ... III Listado de Tablas ... VI Listado de Figuras ... VII RESUMEN ... VIII Abstract ... IX
CAPITULO I ... 1
Introducción ... 1
1.1. Realidad Problemática ... 1
a1.2. Antecedentes ... 2
1.3. Fundamentación teórica ... 8
Cianuro ... 8
Molienda ... 13
1.4. Justificación ... 13
1.5. Problema de Investigación ... 14
1.6. Hipótesis de Investigación ... 14
1.7. Objetivos ... 14
Objetivo General ... 14
Objetivos Específicos ... 14
CAPITULO II ... 16
Material y Métodos ... 16
2.1. Material de Estudio ... 16
2.2. Material, reactivos, equipos y herramientas de medición. ... 16
2.3. Métodos y Técnicas ... 18
2.4. Procedimiento Experimental ... 20
Preparación mecánica ... 20
Moliendabilidad ... 21
Prueba de Botella – Cianuración ... 21
CAPITULO III ... 24
V
Resultados ... 24
Discusión de resultados ... 29
CAPITULO V ... 32
Conclusiones ... 32
Recomendaciones...33
Referencias Bibliográficas ... 34
APÉNDICE ... 37
Análisis de Modelo - Varianza ... 37
Análisis de Regresión Múltiple para la Recuperación Teórica ... 38
Plantilla para hallar el error y la recuperación teórica ... 39
Plantilla para análisis de tamaño de partícula – p80 ... 39
Plantilla sobre análisis de prueba de botella ... 40
Plantilla para la curva de moliendabilidad ... 40
Plantilla sobre prueba de botella ... 41
MAPE (Error de porcentaje medio absoluto) ... 41
Error estándar de estimación para modelo regresión múltiple ... 42
Toma de muestras representativas en el DAN SUR ... 42
Preparación mecánica - homogenizado ... 43
Cuarteador automático ... 43
Pasando malla # 200, para obtener su p80 ... 44
Limpieza de botellas para la prueba de botellas ... 44
Llenado de las muestras para prueba de prueba de botella ... 45
Roleo de botellas ... 45
Molino de Bolas ... 46
Horno ... 46
Balanza electrónica ... 47
Filtro de Vacio ... 47
Agitador Magnético – Dosificador Automático ... 48
Medidor de pH digital – Thermo ... 48
ANEXOS ... 49
Procedimiento experimental de cianuración en botella. ... 49
Listado de Tablas
Tabla 1. Disposición factorial 2k de tres factores con 5 puntos centrales ...28
Tabla 2. Datos de análisis químico del mineral muestreado en la relavera DAN SUR ... 33
Tabla 3. Difracción de Rayos X(XRD) del mineral muestreado en la relavera DAN SUR ...34
Tabla 4. Resultados de recuperación de Au (%), Ag (%) y Cu (%) ...34
Tabla 5. Resultados de Recuperación experimental y Recuperación Teórica ... 37
VII Listado de Figuras
Figura 1. Diagrama potencial vs pH ...21
Figura 2. Diagrama del procedimiento de estudio ... 32
Figura 3. Curvas de Cinética de pruebas de lixiviación… ...35
Figura 4. Diagrama de Pareto del modelo ...35
Figura 5. Gráfica de oro (%) vs efectos principales para la recuperación de Oro ...36
Figura 6. Gráfica Recuperación de Au (%) vs interacción de las 3 variables ...36
Figura 7. Grafica de interacción de la recuperación experimental y la recuperación teórica ...37
Resumen
Se establecieron las siguientes variables independientes, como es la granulometría (micras), concentración de NaCN (ppm) y el tiempo de lixiviación (h), se utilizó una muestra de la relavera DAN SUR de la unidad minera YANACOCHA S.R.L, con la siguiente estructura química 0.344 g/t Au, 1.120 g/t Ag y 176.00 g/t Cu).
Se utilizó un diseño experimental trifactorial, con 5 puntos centrales, con las variables
la granulometría (75 micras, 123.5 micras, 172 micras), concentración de NaCN (250 ppm, 500 ppm y 750 ppm) y tiempo de lixiviación (18h, 21h y 24h), teniendo como variable dependencia, el porcentaje de recuperación.
Se obtuvo una recuperación máxima de oro de 44.85%, una recuperación máxima de plata de 21.73% y una recuperación máxima de cubre de 40.64% a las condiciones de concentración de NaCN (750 ppm), granulometría (75 micras) y tiempo de lixiviación de (24 h).
Según los datos obtenidos , por el análisis estadístico de varianza, desarrollado por el Minitab, para recuperación de Au, se obteniendo un nivel de significancia (P), respecto a la granulometría un P=0.001, para la concentración de NaCN un P=0.091, para el tiempo un P= 0.469, para las interacciones de granulometría y concentración de NaCN P = 0,106, para las combinaciones de tiempo y concentración P= 0.958, para las combinaciones tiempo granulometría P=0.412 por lo tanto, la variable que tiene mayor nivel de significancia es la granulometría.
Palabras Claves: Granulometría, Recuperación de Oro, Relaves, Concentración de cianuro.
IX Abstract
The following independent variables were established: particle size (microns), NaCN
concentration (ppm) and leaching time (h). A sample from the DAN SUR tailings dam of the YANACOCHA S.R.L. mining unit was used, with the following chemical structure (0.344 g/t Au, 1.120 g/t Ag and 176.00 g/t Cu).
A three-factor experimental design was used with 5 central points was used, with the following variables granulometry (75 microns, 123.5 microns, 172 microns), NaCN concentration (250 ppm, 500 ppm and 750 ppm) and leaching time (18h, 21h and 24h), having as dependence variable, the recovery percentage.
A maximum gold recovery of 44.85%, a maximum silver recovery of 21.73% and a maximum cover recovery of 40.64% were obtained at the conditions of NaCN concentration (750 ppm), particle size (75 microns) and leaching time (24 h).
According to the data obtained by the statistical analysis of variance, developed by Minitab, for Au recovery, we obtained a significance level (P), for the granulometry a P=0.001, for the NaCN concentration a P=0.091, for the time a P= 0.469. 469, for the interactions of granulometry and NaCN concentration P=0.106, for the combinations of time and concentration P= 0.958, for the combinations of time and granulometry P=0.412; therefore, the variable with the highest level of significance is granulometry.
Keywords: Granulometry, Gold Recovery, Tailings, Cyanide Concentration.
CAPITULO I Introducción 1.1. Realidad Problemática
Hoy en día en nuestro país, la extracción y producción de oro de bajo costo se ha vuelto esencial, con las variadas técnicas de cianuración, para minerales de baja ley y relaves antiguos.
Los inicios y desarrollo del oro en las últimas décadas debido a la demanda bursátil que ofrecen ha cambiado a nivel nacional, cada día más declaraciones mineras como inversiones
internacionales llegan a zonas abandonadas y dan impulso a nuestro país. La mayoría de inversiones provienen de países desarrollados como USA, Canadá, Australia y China. La apertura de mercados internacionales para la venta de este mineral y la superación diaria de los niveles de producción estimados y la inversión en nuevas tecnologías para minimizar los costos operativos y obtener importantes beneficios. En nuestro país existen aplicaciones económicas relacionadas con el proceso de exploración - arrancamiento de minerales y la obtención de metales preciosos, tales como lixiviación en relaves y/u otras etapas de producción, la adsorción y desorción en carbón activado, el proceso de precipitación con polvo de zinc, entre otros; que permite procesar grandes volúmenes de manera rentable.
A menudo se analiza una combinación de procesos en el tratamiento de minerales basada en una extensa investigación. El procesamiento de relaves es más ventajoso que los minerales con el desarrollo y la exploración de minas.
Costos de procesamiento bajos, debido a que el mineral más precioso y bien remunerado se encuentra liberado en un alto porcentaje, lo que elimina la necesidad de etapas de exploración, chancado y molienda. Bajo costo de extracción y transporte de mineral.
2 De acuerdo a las Pruebas Metalúrgicas en Botellas realizadas a los compósitos mensuales de arenas de molienda de la planta Gold Mill, se presenta una recuperación adicional de oro y plata con 24 horas más de cianuración a la granulometría de planta obtenida al pasar por la molienda-clasificación. Esta recuperación representa al oro y la plata que no lograron cianurarse por falta de tiempo de residencia y/o leyes altas de cabeza en los tanques de lixiviación, así como también por la presencia de minerales contaminantes que consumieron al Oxígeno y Cianuro de sodio, reactivos indispensables para que se dé la cianuración de estos metales. Esta recuperación adicional de oro y plata se ven favorecidas económicamente por la ausencia del mayor costo que representa la molienda del mineral, así como la pasivación/lixiviación de minerales
contaminantes que tuvo en el primer ciclo de lixiviación. El objetivo de la investigación es evaluar, a nivel de laboratorio, mediante una relixiviación en botellas de compuestos muestreados del DAM de arenas de molienda evaluando la diferenciación del tamaño de partícula, los ppm de cianuro libre y tiempo de lixiviación sobre la recuperación de oro y plata, lixiviación de cobre y consumo de reactivos.
a1.2. Antecedentes
Andia (2015), en su tesis sobre “Obtención de oro a partir de pozas de relaves cianurados, utilizando la Resina Estireno Divinilbenceno”, concluye que, el oro se recupera, de esta forma:
resina; carbón activado (95%; 5%) con una recuperación al 72,857%; resina (100%) con una recuperación de 98,943% y carbón activado (100%) con una recuperación de 66,286%. Dado estos porcentajes se logró determinar que el uso de resina es más favorable; esto se debe a que la resina requiere una temperatura de descarga más baja en similitud con el carbón. Para regenerar la resina, solo es necesario lavarla con una solución diluida de ácido clorhídrico. El resultado es una tecnología más barata que reduce el costo del proceso de recuperación de oro.
Fluintek (2019), afirma que el sistema de repulpeo, mediante el monitor Piton, el cual es un sistema portátil con control a distancia que usa agua a alta presión para refluidizar sólidos e impulsarlos por bombas centrífugas de contenido alto de sólidos, permite impulsar pulpas con concentraciones próximas al 60% en peso, optimizando el proceso y los costos operativos. Este sistema presenta diversas aplicaciones, tales como el repulpeo de relaves y concentrado, piscinas de emergencia, y pisos de plantas mineras.
Según Townle (2020) en “reprocesamiento de relaves mineros para la recuperación de elementos o minerales de valor y reutilización de residuos” concluyó en la importancia de
“despiritizar” un relave y evitar la carga de metales pesados tóxicos y energía acida que puede provocar, se demostró la factibilidad de extraer cobalto aplicando biolixiviación para disolver la pirita obteniendo una recuperación de cobalto de 70 % - 80 %.
Altinkaya, Mäkinen et al (2018) en su libro sobre “Efecto del pretratamiento biológico en la extracción de metales de relaves de flotación para la lixiviación de cloruros”, se concluye que, en todos los experimentos de lixiviación de cloruros, se observaron las mayores extracciones de hierro, cobre, oro, níquel, cobalto y zinc con piensos pre-tratados biológicamente.
Alternativamente, los residuos de la biolixiviación también se sometieron a lixiviación con cianuro convencional. Se demostró que las disoluciones de cobre, níquel, cobalto y zinc eran más altas en la solución de cloruro, sin embargo, se pudo extraer un 7% más de oro por cianuración.
Con estos hallazgos, parece que la combinación de pretratamiento biológico y lixiviación de cloruros puede proporcionar un proceso no tóxico para mejorar la extracción de metales valiosos de relaves de baja ley.
Coila (2012), en su tesis sobre “Recuperación de oro a partir de relaves o ripios con contenido Au-Cu que contienen alto contenido de cobre”, concluye que, el gasto óptimo de ácido
4 consumido por relaves es de 77 kg de ácido por tonelada de relaves y la velocidad máxima de disolución de cobre es de 24 horas, con el 92% de recuperación. También midió el gasto de cianuro con pre-tratamiento de los ripios, el cual fue de 2,51 kg cianuro por tonelada de relave, y la velocidad máxima de disolución de oro es de 72 horas, con el 92% de recuperación.
Salazar (2014), en su tesis sobre “Maximización de pruebas metalúrgicas para la
cianuración de relaves con contenido de plata adicionando peróxido”, concluye que, las pruebas probadas con la adición de peróxido muestran un aumento en la velocidad de reacción y una reducción en el tiempo de 24 horas a 16 horas de promedio.
Mohamed H, et. al (2018). Menciona que el tostado al aire libre de los relaves puede liberar cantidades de oro y plata diseminados que pueden extraerse durante la lixiviación con el inofensivo ion tiosulfato S2O32–. Después de estudiar los diferentes parámetros, encontramos que la máxima extracción posible de oro y plata de los relaves tostados durante 2 h a 400 ° C alcanzó aproximadamente el 50% con tiosulfato de amonio 0.2 M, hidróxido de amonio 0.3 M, relación sólido-líquido ½ por 24 h. Estos logros representan una posible explotación de los 1,65 millones de Mg de residuos de relaves acumulados que contienen cantidades significativas de oro y plata valoradas en alrededor de $ 73 millones.
Morales (2016), en su tesis sobre “Extracción de los metales de plata y oro del relave sulfurado de la minera Santa Fe por cianuración con adición de peróxido de hidrogeno y acetato de plomo”, concluye que, el nuevo proceso incrementó las recuperaciones en 20,53% Ag y 15%
Au, reduciendo el gasto de cianuro en 2,77 kg/t en comparación con la prueba del proceso de cianuro convencional.
Ramos (2019), en su tesis sobre “Obtención de plata de las pozas de relaves de flotación, mediante la lixiviación en la Empresa Administradora Cerro SAC”, concluyó que se podría
lograr una recuperación de plata del 50,06% lixiviando con un gasto de NaCN de 4,8 kg/t y de 5500 ppm de concentración.
Rodríguez (2019), en su tesis sobre “Recuperación de oro a partir de relaves por cianuración en bateas en la unidad minera estrella de oro CECOMSAP – Ananea, Puno”
concluye que, con una concentración de cianuro de 0,2 g/L, un tamaño de partícula con referencia a la malla ASTM No. 30 (0,63 mm), y un periodo de 10 días, es posible obtener un rendimiento de oro del 79,8%.
Rojas (2003), en su tesis sobre “Recuperación de oro y plata desde residuos ferríticos mediante lixiviación” concluye que, en el proceso de cianuración, la temperatura es un factor importante para reducir el tiempo de recuperación del oro.
Zegarra (2018), en su tesis sobre “Obtención de oro y plata de las pozas de relaves por el Proceso Albion en la Compañía Minera Lincuna” concluye que en el Proceso Albion, las leyes de recuperación de oro y plata se han mejorado significativamente para mejorar la rentabilidad.
Según Conza (2018), en su tesis sobre “Estudio de investigación para recuperar Oro y plata con cianuro y Gold Max de los Relaves de Flotación” concluye que, en comparación Gold Max tiene una ligera mejor en la recuperación de oro y plata, pero esto se ve amortiguado por que el consumo de GOLD MAX es tres veces mayor con respecto al NaCN.
Aramburu (2000), en un “Recuperación de plata a partir de residuos de relaves de
flotación, mediante cianuración de ácido-clorurante” “Revista del Instituto de Investigación de la Facultad de Ingeniería Geológica, Minera, Metalúrgica y Geográfica 3(6), concluye que, con soluciones químicas de NaCl al 25% acidificados con ácido sulfúrico, es posible extraer alrededor de 40% de la plata contenida.
6 Como concluye Mendo (2016) en su tesis “La consecuencia de la concentración de cianuro y el tamaño de partícula de un mineral oxidado, en la recuperación de oro mediante cianuración por depresión. Cachachi – Cajamarca 2016”, a medida que la concentración de cianuro se incrementa y el tamaño de partícula disminuye; los resultados con la obtención de oro aumentan. El método de estudio experimental utilizado fue de dos factores y se realizó a tres niveles de concentración de cianuro libre (ppm): 400, 600 y 800 y tres niveles de tamaño de grano: #100, #140, #200, analizados por lixiviación por agitación con evidencias de lixiviación en botellas. La recuperación más alta de todas las pruebas realizadas fue con cianuro de 800 ppm de concentración y tamaño de grano malla #140, con recuperación de 91,47%.
Como concluye Zhang et al (2022) en su tesis:” Extracción de oro del concentrado de oro típico de Carlin mediante pretratamiento de oxidación a presión - Descomposición de jarosita de sodio y lixiviación de polisulfuro”, el pretratamiento de oxidación presurizada puede liberar efectivamente el oro del mineral, pero provoca inclusiones secundarias de jarosita de sodio. El tratamiento de descomposición de jarosita de sodio en un solo paso del residuo de lixiviación de oxígeno presurizado puede liberar efectivamente el oro de la fase de jarosita de sodio. Por lo tanto, estudiamos sistemáticamente la influencia de los factores en la extracción de oro a partir de residuos de descomposición de jarosita de sodio utilizando polisulfuros. En condiciones óptimas, la eficiencia de lixiviación de oro aumentó a 90,2%. Esto fue un 8,4% más alto que la cianuración directa con oxígeno de los relaves de lixiviación a presión. Este estudio proporciona una ruta eficiente, limpia y respetuosa con el medio ambiente para explotar los recursos de concentrado de oro refractario en posibles aplicaciones industriales.
Haoyu-li et al (2019) en su tesis: “Investigación sobre la recuperación de oro a partir de pozas de relaves de cianuro pretratados mediante el proceso de lixiviación por cloración”
concluye que si se utiliza ácido sulfúrico como solución de lixiviación de pretratamiento e hipoclorito de calcio como agente de cloruro durante la lixiviación por cloración. Bajo diversas condiciones, la estación de trabajo electroquímica detecta la diferencia de potencial de la
reacción de cloración. Hipoclorito de calcio para lixiviación con cloro, condiciones adecuadas de hipoclorito de calcio: dosificación del 8%, temperatura de cloración de 333 K, tiempo de
cloración de 2 h, el oro se recupera de manera efectiva, la tasa de lixiviación es del 81%. La lixiviación con cloro, un método que ha demostrado ventajas únicas en el tratamiento de fuentes secundarias.
Wen Juan Li et al (2016) en su conferencia sobre: “Recuperación de oro de un relave de oro por flotación y lixiviación con tiourea” concluyo que la distribución característica de alto contenido de pirita, alto contenido de oro y oro puro en los relaves auríferos ha llevado a estudios experimentales de flotación y lixiviación de tiourea en minerales de oro. La ley y recuperación del concentrado de oro fue de 50,62 g/t y 82,68% para flotación con tamaño de partícula -320 malla 85%. La tasa de lixiviación de la tiourea fue del 66 % y el tamaño de partícula de malla - 320 fue del 85 %. La tasa de lixiviación por el método de flotación combinada fue de 89,24%. El tamaño de partícula del circuito de flotación y del circuito de residuos de tiourea fue -320 Mesh 85%. Se recomienda un proceso combinado de lixiviación con tiourea de relaves de flotación para procesar este mineral. Como resultado, encontramos que los procesos simples de flotación o lixiviación con tiourea no son adecuados para estos relaves.
8 1.3. Fundamentación teórica
Cianuro
El cianuro es una sustancia química con una potencial letalidad, que puede aparecer de muchas formas. Puede ser un gas incoloro como cianuro de hidrógeno (𝐻𝐶𝑁), o cloruro de cianógeno (𝐶𝑙𝐶𝑁), o también puede estar en forma de cristales como cianuro de sodio (𝑁𝑎𝐶𝑁) o cianuro de potasio (𝐾𝐶𝑁). (Carranza & Zambrano,2014)
Se dice que el cianuro olor característico a "almendras amargas", pero no siempre tiene olor y no todos pueden detectarlo. El cianuro se conoce con las designaciones militares 𝐴𝑁 (ácido cianhídrico) y 𝐶𝐾 (cloruro de cianógeno).
Debido a su estructura química, el cianuro es importante tanto para la industria como para el medio ambiente. Su utilidad industrial se deriva del hecho de que es un agente fuerte en su estructura iónica y puede formar compuestos metálicos estables con casi todos los metales pesados en bajas concentraciones. (Rodríguez, 2005, p.28)
Usos del cianuro
El ácido cianhídrico fue aplicado como agente genocida por los alemanes durante la Segunda Guerra Mundial bajo el nombre de Zyklon B. Según algunos informes, los residentes de la ciudad kurda de Halabja, Irak al nor -este, fueron atacados con cianuro durante la guerra Irán- Irak en la década de 1980. El cianuro está presente en 16 forma natural en ciertos alimentos y plantas. El cianuro se encuentra en el humo del cigarrillo y en los productos de combustión de materiales sintéticos como los plásticos. Los productos de combustión son sustancias liberadas cuando una sustancia se quema. En la industria, el cianuro se utiliza en la elaboración de papel, textiles y plásticos. Está en los productos químicos que se usan para revelar las fotos. Las sales de cianuro se utilizan en metalurgia para galvanoplastia, limpieza de metales y obtención de oro
a partir de material residual decapado. El gas cianuro se usa para matar plagas e insectos en barcos y edificios. Los productos químicos que se encuentran en los productos a base de acetonitrilo que se usan para quitar las uñas artificiales pueden ingerirse (tragarse)
accidentalmente y producir cianuro. El cianuro se ha utilizado en la extracción de oro desde fines del siglo XIX, y el cianuro de sodio se usa ampliamente en el trabajo del oro para disolver o lixiviar el oro. Este método fue desarrollado en el Reino Unido por J.S. 19 de octubre de 1887, MacArthur y los hermanos W. y R. Forrest. Alrededor del 20% de la producción total de cianuro del mundo se utiliza en la producción de cianuro de sodio. De esto, el 90%, o el 18% de la producción total, se utiliza en la minería en todo el mundo, principalmente para la extracción de oro. El proceso de extracción de oro utilizado en la minería requiere una solución muy diluida.
Más de 800 minas de oro y plata utilizan cianuro en su proceso de extracción. Una solución diluida de cianuro de sodio con una concentración de 0,01 a 0,05 % ppm (100 a 500 ppm). Utilización: 6% para minería, 9% para otros usos. (Esquivel, 2013, p.7)
Generalidades sobre la química del cianuro.
El término cianuro se utiliza para referirse a una familia de compuestos caracterizados por la existencia de un átomo de carbono unido a un átomo de nitrógeno por un triple enlace covalente.
(𝐶 ≡ 𝑁) − 𝑖ó𝑛 𝐶𝑖𝑎𝑛𝑢𝑟𝑜
La naturaleza compleja del comportamiento del cianuro puede explicarse, al menos en parte, por la unión de los radicales de cianuro. Un ion se constituye un átomo de carbono y uno de nitrógeno tiene un enlace sigma (𝜎), dos enlaces pi (𝜋) y dos orbitales de enlace vacíos. Los dos primeros orbitales de esa estructura se llenan con el máximo número de electrones y los demás están vacíos. El orbital 𝜎+ 𝜋 (1 +2) está lleno de electrones, por lo que se comporta como
10 un halógeno (flúor, cloro, bromo o yodo). Esto significa, por ejemplo, que algunas propiedades de 𝑁𝑎𝐶𝑙 son esencialmente las mismas que las de 𝑁𝑎𝐵𝑟. Por lo tanto, su comportamiento pseudohalógeno no puede sustentar la formación de complejos de cianuro metálico con metales de transición (Fe, Co, Ni, Cu y Zn). Los orbitales de iones de cianuro pueden formar enlaces con orbitales 'd' (parcialmente) o completamente llenos de metales de transición. La contribución del par de electrones del ion cianuro al metal o viceversa se llama 'enlace mutuo' y explica la
estabilidad de los complejos de cianuro con los metales. Los iones de cianuro también tienen enlaces triples, y estos enlaces triples son frágiles. Por lo tanto, pueden considerarse
drásticamente reactivos. En resumen, el complejo comportamiento del cianuro se explica por el conjunto de los siguientes factores:
• Comportamiento seudohalógeno del anión cianuro.
• Enlace reciproco mediante utilización de los orbitales anti enlazantes desocupados que explican la estabilidad de las formaciones complejas.
• Un enlace triple que puede romperse fácilmente, que explica la formación de cianato/tiocianato.
Cianuro Libre.
Este término se refiere tanto al ion cianuro disuelto en agua de proceso (𝐶𝑁−) como al ácido cianhídrico formado en solución (𝐻𝐶𝑁).
Las estructuras químicas de cianuro simples como el cianuro sódico (𝑁𝑎𝐶𝑁), se disocian en agua para producir iones de cianuro, es decir, se ionizan formando aniones 𝐶𝑁−, como sigue:
𝑁𝑎𝐶𝑁 ↔ 𝑁𝑎+ + 𝐶𝑁− O bien 𝐾𝐶𝑁 ↔ 𝐾 + + 𝐶𝑁−
El cianuro libre se define como las formas de cianuro molecular y compuestos iónicos liberados en soluciones acuosas por disolución y disociación (o ionización) de compuestos cianurados simple o complejos. (Carranza & Zambrano,2014 p.19). Por lo tanto, el término cianuro libre se limita a dos especies, el ion cianuro (𝐶𝑁−) y el cianuro de hidrógeno o cianuro de hidrógeno (𝐻𝐶𝑁), que son ácidos débiles en soluciones acuosas. Las proporciones relativas de estos dos tipos dependen del pH del sistema. La relación entre los iones de cianuro y el agua se expresa mediante la siguiente ecuación.:
𝐻𝐶𝑁 ↔ 𝐻 + + 𝐶𝑁−
No obstante, para un pH y temperatura determinados, el sistema está en equilibrio y las cantidades relativas de cada uno pueden determinarse mediante la siguiente expresión:
𝐾𝑎 = [H+][CN-] / [HCN] = 6,2 x 10-10 𝑝𝐾𝑎 = 9.31 (𝑎 25 °𝐶)
Donde:
𝐾𝑎: 𝐶𝑜𝑛𝑠𝑡𝑎𝑛𝑡𝑒 𝑑𝑒 𝑑𝑖𝑠𝑜𝑐𝑖𝑎𝑐𝑖ó𝑛 á𝑐𝑖𝑑𝑎, 𝑦 𝑝𝐾𝑎 = − 𝑙𝑜𝑔 𝐾𝑎
12 Figura 1
Diagrama potencial vs pH para el sistema de CN - y H2O a 25°C
Fuente: Pérez Domínguez, J e Higuera Cobos, O. (2008). Comportamiento electroquímico del cianuro.
Revista Ingeniería y Desarrollo. Colombia
Compuestos Simples de Cianuro
Los cianuros simples se definen como sales de ácido cianhídrico (como 𝐾𝐶𝑁 y 𝑁𝑎𝐶𝑁) que se disuelven completamente en solución para formar el catión alcalinotérreo libre y el anión cianuro.
Compuestos Complejos de Cianuro
Cianuro de hierro, ferrocianuro con divalente de hierro reducido, ferrocianuro con
trivalente de hierro oxidado. El ferrocianuro es una forma común en solución a potenciales redox ambientales, pero puede oxidarse rápidamente a ferricianuro.
El cianuro de hierro merece una atención especial desde el punto de vista ecológico porque es muy estable en ausencia de luz y tiende a disociarse cuando se expone a la luz. Estos complejos resisten la descomposición espontánea y descomponen por completo el cianuro libre y los complejos de cianuro metálico que se degradan más rápidamente, mientras que el ferricianuro libera gases tóxicos como el ácido cianhídrico cuando se expone a la luz ultravioleta intensa.
Molienda
Generalidades
Se tiene la idea que molienda es una operación que puede disminuir el tamaño de los materiales al tamaño de partícula final deseado utilizando varios dispositivos que funcionan por choques, aplastamiento o desgaste.
En esta operación de molienda, es donde se realiza la verdadera liberación de los minerales valiosos y se encuentra en condiciones de ser separados de sus acompañantes.
Este proceso de molienda proporciona una verdadera liberación de minerales preciosos, permitiéndoles ser separados de sus acompañantes.
Por lo general, hay una etapa de trituración antes de la molienda, por lo que la granulación del mineral que ingresa a la molienda es levemente uniforme. El tamaño puede diferir de 20 mm F80. (20000 micras) a unos 5 mm. (5000 micras) oscila típicamente entre aproximadamente 200 mallas (75 micras) y 100 mallas (147 micras) por pulgada lineal hasta que se obtiene un producto P80.).
1.4. Justificación
La investigación desde el punto de vista ambiental se justifica porque tratará relaves para mayor extracción de metales, reubicando los residuos del proceso en otro espacio de terreno con técnicas actuales.
14 Por lo tanto, en un punto de observación de metodología de la investigación, se justifica debido a que se empleará la metodología de investigación aplicada experimental del tipo deductiva que aportará al conocimiento de tratamiento de relaves de molienda SAG.
Desde el punto de vista económico se justifica porque se evaluará la rentabilidad económica del proceso, y está dentro del rubro de la economía circular.
1.5. Problema de Investigación
¿De qué manera influye la granulometría, concentración de NaCN y el tiempo de lixiviación en la recuperación de Au y Ag en relaves de Minera Yanacocha S.R.L.?
1.6. Hipótesis de Investigación
A mayor concentración de cianuro libre se obtendrá mayor recuperación de oro, plata, y mayor consumo de reactivos mediante la cianuración en botella.
A menor tamaño de partícula se obtendrá mayor liberación de partículas valiosas y por lo tanto mayor porcentaje de recuperación de oro y plata por cianuración en botella.
A mayor tiempo de lixiviación en botella se obtendrá mayor recuperación de oro y plata.
1.7. Objetivos Objetivo General
Determinar la influencia de la granulometría, concentración de NaCN y tiempo de
lixiviación, mediante pruebas de cianuración en botella en la recuperación de Au y Ag en relaves de Minera Yanacocha S.R.L.
Objetivos Específicos
Determinar la influencia de la granulometría sobre el porcentaje de recuperación de Au- Ag en relaves de Minera Yanacocha S.R.L.
Determinar la influencia de la concentración de NaCN sobre el porcentaje de recuperación de Au-Ag.
Determinar la influencia del tiempo de lixiviación, en la recuperación de Au y Ag en relaves de Minera Yanacocha S.R.L.
16 CAPITULO II
Material y Métodos 2.1. Material de Estudio
El material de estudio es un relave obtenido del proceso de molienda SAG (Gold Mill) y cianuración en tanques, acumulados en dos relaveras con aproximadamente 50 millones de toneladas, del cual se realizó un muestreo de 20 puntos mediante calicatas y perforación según procedimiento establecido por Minera Yanacocha S.R.L.
2.2. Material, reactivos, equipos y herramientas de medición.
A. Materiales
Materiales de laboratorio
• Botellas chicas de vidrio.
• Tapas plásticas grandes y chicas.
• Jeringas de 60 ml.
• Manguera de línea N°14.
• Pastilla magnética.
• Vaso de ensayo de 50 ml.
• Piceta o Tubos de Ensayo.
• Tapas para tubos de ensayos.
• Papel toalla.
• Trapos industriales
• Bandejas metálicas
• Plumones
• Bolsas
• Bandejas
B. Reactivos
Para análisis de mineral:
• Cal viva (CaO), 100% - malla 100 (150 um)
• Cianuro de Sodio QP (NaCN).
• Solución de Nitrato de Plata.
• Rhodamina al 0.1%
• Soluciones Buffer: 4, 7, 10 y 12.
C. Equipos
• Balanza electrónica de 34 Kg. - Sartorius
• Balanza electrónica de 360 g. - Sartorius
• Balanza analítica 120 g. - Sartorius
• Rodillos.
• Medidor de pH digital. - Thermo
• Agitador magnético.
• Dosificador automático.
• Bureta digital.
• Espectrómetro de absorción atómica
• Molino de Bolas
• Pizetas
• Hornos - Despatch
18 D. Instrumentos
• Espátulas pequeñas.
• Gradillas 2.3. Métodos y Técnicas
El método experimental, que se aplicó, es el método trifactorial, con 5 réplicas en el centro, para el análisis de los resultados de las pruebas es un diseño de tres factores y las variables de estudio son las siguientes:
A) Variables independientes:
a) Tiempo de lixiviación (h)
• 18 h (nivel mínimo)
• 21 h (nivel central)
• 24 h (nivel máximo) b) Granulometría, P80 (µm)
• 75 (nivel mínimo)
• 117.5 8 (nivel central)
• 160 (nivel máximo)
c) Concentración de cianuro libre (ppm)
• 250 ppm (nivel mínimo)
• 500 ppm (nivel central)
• 750 ppm (nivel máximo)
B) Variables dependientes:
• Porcentaje de recuperación de oro
• Porcentaje recuperación de plata
C) Variables paramétricas
• Porcentaje de sólidos en remolienda: 70 %
• Porcentaje de sólidos en botella: 60 %
• pH: 10.5-11
• Velocidad de agitación de botella: 40 RPM
• Oxígeno disuelto: 7.5 mg/L
Tabla 1
Disposición factorial 2kde tres factores, con 5 puntos centrales, una réplica, para pruebas de cianuración en botella.
No
Orden de prueba (aleatoria)
Punto
central Bloque Concentración CN- (ppm)
P80 (um)
Tiempo (h)
1 10 0 1 500 123.5 21
2 6 1 1 750 75 24
3 13 0 1 500 123.5 21
4 4 1 1 750 172 18
5 1 1 1 250 75 18
6 2 1 1 750 75 18
7 5 1 1 250 75 24
8 12 0 1 500 123.5 21
9 11 0 1 500 123.5 21
10 9 0 1 500 123.5 21
11 7 1 1 250 172 24
12 3 1 1 250 172 18
13 8 1 1 750 172 24
20 2.4. Procedimiento Experimental
Preparación mecánica
Para la preparación mecánica, se aplicó los siguientes pasos:
• Tomar muestras equidistantes de 10 metros, a una profundidad de 2 a 2.5 metros. Con un peso equivalente de 43 Kg. Como muestras representativas.
• Se puso a secar las muestras a 110ᵒC, durante un día.
• Se seleccionó las muestras que tenga un tamaño de partículas no tan finas, para así poder trabajar con las granulometrías requeridas.
• Luego de mezclar las muestras preseleccionadas y se seleccionó un peso equivalente 59.22 kg para su posterior, homogenización.
• La homogenización, se tomó en cuenta al Dr. FRANCIS PITARD, en lo que consistía en rolear: 20 veces y mediante, coneo: 8 veces.
• Después, se llevó al cuarteador automático, con una revolución de 40 RPM.
• Se coloco el mineral al cuarteador automático, con el un peso equivalente de 59.22 Kg, respectivamente codificada en la abertura del cuarteador.
• Una vez, que pase todo el mineral, a través de la faja, hacia los recipientes, los cuales están girando con una velocidad constante. Se retira los recipientes que son 12, y se separa la mitad de la totalidad de la muestra y se pone en dos bolsas. El que pesa más, se usa y el otro, se pone como contramuestra.
• A la muestra, que más pesa. Se le coloca, otra vez a la apertura de cuarteador automático, para su cuarteo en los 12 recipientes. Una vez, terminada el proceso de cuarteo. Se opta
por coger los recipientes en sentido opuesto, pero en pares. Se repitió este proceso, un numero de 3 veces. Teniendo un producto final de pesos, entre 0.6416 kg – 0.5980 kg.
• Teniendo las muestras, que son 12 muestras, y se hizó, cuarteo la contramuestra de un peso de 7.3972 Kg.
• Después, se llevó a analizar tres muestras, en el laboratorio química de la Empresa Minera Yanacocha S.R.L, debidamente pulverizadas (95%-#150).
Moliendabilidad
• Se llevo a tamizar una muestra, donde como resultado su malla original 159.5 um. Se trabajo mediante el Excel, sobre Curva de Moliendabilidad, proporcionado por la empresa minera Yanacocha S.R.L.
• Para determinar los tiempos de moliendabilidad, se trabajó de acuerdo a las
granulometrías pedidas (172 um, 75 um y 123.5 um), el Excel antes mencionado y un RO-TAP, con las mallas correspondientes (malla 400, 270, 200, 140, 100 y 70).
• Después se procede, a colocar los datos en Excel. Para obtener los tiempos para la molienda, comprobando con los p80, de cada muestra.
• Una vez teniendo los tiempos. Se procede con la molienda, en un molino de bolas. Con un porcentaje de dilución de 60 % de peso y 40% de agua.
• Para después pasaría para ensayo de botellas, para su lixiviación, con los tiempos de 2, 4, 8h para la cinética de la curva. Pero la prueba consistirá en 18, 21 y 24 horas.
Prueba de Botella – Cianuración
• Se comenzó a lavar las botellas para dicha prueba de cianuración – prueba de botellas, con la finalidad de que no se contamine las muestras y tener datos más contundentes.
22
• Una vez, que las botellas, estén secas. Se pesará las botellas, luego, se procederá a
transvasar las muestras, hacia la botella. Obteniendo así, el peso del mineral de la muestra total.
• Luego mediante el Excel, sobre Pruebas de Botellas, proporcionado por la Empresa Minera Yanacocha S.R.L. Se obtendrá el peso de la disolución, con el cual se multiplicará 1.5, respecto al peso del mineral.
• Una vez, que las botellas estén con la disolución correcta, se hace la prueba de
alcanilidad, que consiste en obtener un pH estable, en un rango de 10 – 10.5, con ayuda de la Cal (Cao), y se deja en la roladora, por un tiempo de 24 h. Si al día, siguiente, esta tiene el pH, tiene el rango mencionado, se procede a la cianurar.
• Mediante el Excel, sobre Pruebas de Botella, se puede obtener el dato sobre la cantidad de Cianuro de Sodio (NaCN), para agregar en mg y agregar cal, si el pH ha mermado.
• Dicho procedimiento, será hará en los tiempos de 2h, 4h, 8h, 18h, 21h, 24h. Teniendo en cuenta su respectiva concentración y el tamaño de partícula, con su respectiva titulación, con el fin de saber el consumo de cianuro.
• Una vez, terminado la prueba de cianuración, se deja decantar para separar el líquido del sólido; y mediante el succionamiento, separamos el líquido, y lo codificamos, como contramuestra.
• Una vez terminado el tiempo de lixiviación, se lavó el ripio, se puso a secar a una temperatura de 110 °C.
• Por último, los ripios se mandaron a analizar a laboratorio químico con su respectivo código.
Figura 2
Diagrama del procedimiento de estudio
43 kilogramos de relave
Se seco a T= 110°C
Homogenizado y cuarteado Análisis químico (Leyes de
Cabeza)
Pruebas de moliendabilidad
Pruebas de cianuracion
Ripios y soluciones se enviaron a laboratorio químico.
24 CAPITULO III
Resultados
Se sustentan y se tabulan los datos de las pruebas realizadas, para su posterior interpretación con la finalidad de analizar y discutir dichos resultados.
Tabla 2
Datos de análisis químico del mineral muestreado en la relavera DAN SUR
Nombre
: Ag Cu Au Au Cu Hg As Fe C CRES SSO4 STOT S OR STOT
Código:
AG_CU_T OT
AG_CU_T OT
AU_F A
CN_A U
CN_C U
HG_MINER
AL ICP ICP
LECO_
CS
LECO_
CS
LECO_
CS
LECO_
CS
LECO_
CS
LECO_
CS
Unidad
es: g/t g/t g/t g/t g/t g/t ppm ppm % % % % % %
1.12025 176.0075
0.344
25 0.199 78 5.42075
145.211 75
10623.74
23 0.047 0.02 0.46425 0.62125 0.157 0.62125
Tabla 3
Difracción de Rayos XRD del mineral muestreado en la relavera DAN SUR
Lab ID Sample ID Color1 Amph Crs Qz Pl Alu Cal Gp Bas Gth Py Rt
NM- 221486-6
77131-H -200M (75
MICRONES) Grayish Yellow 2.9 92 2.6 0.5 1 0.9
Tabla 4
Resultados de recuperación de Au (%), Ag (%) y Cu (%)
Concentración Granulometría Recuperación Au
Recuperación Ag
Recuperación Cu
750 75 44.85 21.73 40.64
500 123.5 34.12 13.93 36.78
500 123.5 34.24 15.33 37.41
500 123.5 34.01 19.48 39.62
500 123.5 35.78 0.67 39.53
500 123.5 36.52 22.62 38.56
250 75 42.72 59.37 36.41
750 75 41.74 65.99 37.68
250 172 33.76 46.32 37.69
250 172 35.31 43.91 37.43
250 75 42.38 22.00 34.50
750 172 38.24 19.30 38.70
750 172 36.52 14.29 36.91
26
% Recuperación de Au
0 2 4 6 8 10
50.00 45.00 40.00 35.00 30.00 25.00 20.00 15.00 10.00 5.00 0.00 -5.00
Figura 3
Curvas de Cinética de pruebas de lixiviación
12 14 16 18 20 22 24
Tiempo
11 13 14 15 16 17 18
19 20 21 22 23 24
Figura 4
Diagrama de Pareto del modelo
% de Recuperación
Figura 5
Gráfica de oro (%) vs efectos principales para la recuperación de Oro
Figura 6
Gráfica Recuperación de Au (%) vs interacción de las 3 variables (tiempo, granulometría y concentración de NaCN)
28 Tabla 5
Resultados de Recuperación experimental y Recuperación Teórica
Tiempo Concentración Granulometría Recuperación Au Recuperación Teórica
24 750 75 44.85 44.23
21 500 123.5 34.12 32.69
21 500 123.5 34.24 33.60
21 500 123.5 34.01 34.51
21 500 123.5 35.78 35.42
21 500 123.5 36.52 36.33
18 250 75 42.72 42.52
18 750 75 41.74 41.26
18 250 172 33.76 33.37
24 250 172 35.31 34.81
24 250 75 42.38 42.13
18 750 172 38.24 37.17
24 750 172 36.52 35.13
Figura 7
Grafica de interacción de la recuperación experimental y la recuperación teórica
Discusión de resultados
Se observa, que en la Tabla 2, los datos obtenidos del análisis químico del relave DAN SUR, se muestreo 20 puntos de la relavera, los cuales se hicieron una mezcla para obtener una ley promedio de 0.34 g/t de oro. Según las pruebas realizadas en los resultados de los balances metalúrgicos, se verifican con la ley calculada.
En la tabla 3, se observan los resultados de Difracción de Rayos X (XRD) de la muestra de la relavera DAN SUR, los cuales nos dice que el 92 % de oro en asociado al cuarzo, el 2.9 % está asociado a amorfo y otros, el 2.6 a plagioclasa, el 1.0 % con pirita, el 0.9 con rutilo y el 0.5 con alunita.
En la figura 3 nos muestra las curvas de cinética de lixiviación en botella de las pruebas realizadas, las cuales nos muestra que la recuperación máxima se obtiene a las 4h de lixiviación. Pero se tomará en cuenta la adición de peróxido para maximizar las pruebas metalúrgicas, se obtendría un tiempo de reacción químicas, menor. También se reduciría costos en la cianuración, lo cuando nos es sustenta y corroborada en la tesis de Morales (2016).
Si se hubiese adicionado temperatura en dicho procesa, se activaría la reacción, lo cual reduciría el tiempo de recuperación de oro, lo cual nos diría que dichas reacciones son espontaneas, según lo objeta y lo verifica Rojas (2003).
En la tabla 5, nos muestra los datos de la recuperación de oro, plata y cobre de las pruebas de lixiviación en botella a diferentes condiciones, donde observamos que, a la condición de granulometría de 75 micras, concentración de NaCN de 750 ppm y tiempo de
30 lixiviación de 24 horas se obtiene mayor recuperación máxima de oro (44.85 %), plata (21.73 %), cobre (40.74 %). Pero ahora, si se hubiera usado, GOLD MAX, se hubiera obtenido mayor recuperación de Oro, ya que dicho reactivo, se consume tres veces más que el Cianuro, por eso se obtiene una mejor ley, y es menos nocivo para el ambiente, como se verifica en la Tesis de Conza (2018).
En la figura 4 nos muestra el diagrama de PARETO, lo cual nos indica que la
granulometría es la variable que tiene mayor significancia, Esto sucede porque mientras más liberemos al oro, mayor será la recuperación, en otras palabras, a menor
granulometría mayor recuperación de oro. luego sigue la concentración de NaCN, esto se debe a que mientras más aumentemos la concentración de NaCN, más será la
recuperación del mineral valioso y por último el tiempo es la variable que menos significancia tiene, pero teniendo en cuenta sus interacciones con las variables antes mencionadas.
La figura 5, nos presenta el efecto principal para la recuperación de oro, con respecto a la concentración de NaCN se observa que a la concentración de 750 ppm de NaCN se obtiene mayor recuperación de oro que trabajando con 250 ppm de NaCN, esto se debe a que conforme se incrementa la concentración de NaCN, es mayor la recuperación de mineral valioso. Con respecto a la granulometría se observa que a 75 micras se obtiene mayor recuperación de oro, es decir a menor granulometría mayor recuperación de oro. Y con el tiempo observamos que, si le damos más tiempo de lixiviación a la prueba, mayor será la recuperación de oro, eso corrobora lo de la figura 5, que al tiempo de 24 h se recuperó más oro que a 21 h. Este análisis, se puede corroborar y sustentar, en la tesis de
Mendo (2016), donde objeta que, si aumentamos la concentración del cianuro, y disminuimos el tamaño de partícula o de grano, se obtendrán resultados con una buena recuperación de oro.
Si hablamos, en comercializar dichos relaves como concentrados, se podría decir por los porcentajes recuperados, se tomaría en cuenta tanto el concentrado del Oro, como el del Cobre, ya que estos son los minerales más cotizados y exportados, tanto al nivel nacional como internacional. Pero también, dependería de la empresa minera, estableciendo su proyecto de costo – beneficio, teniendo en cuenta como base, los resultados de
recuperación obtenidos en nuestra tesis.
32 CAPITULO V
Conclusiones 5.1. Conclusiones
• Se concluyó que la granulometría, según el análisis de varianza para recuperación de oro se obtiene P=0.001, para la concentración de NaCN un P=0.091, para el tiempo un P=
0.469, para la obtener una recuperación de oro (g/t) mediante la interacción de granulometría y concentración de NaCN P = 0,106, para la ley de oro (g/t) la interacción de tiempo y concentración P= 0.958, para la ley de oro (g/t) la interacción tiempo granulometría P=0.412 por lo tanto, la variable con mayor significancia es la granulometría. (Ver apéndice, Tabla Análisis de Modelo - Varianza)
• A una granulometría, con una malla # 200 – 75 um, se obtiene una mayor recuperación de oro, con un porcentaje de 44.85 %.
• Al aumentar el tiempo de Lixiviación a 24 horas, en las pruebas se obtendrá mayor recuperación de oro, del 44.85%.
• Al aumentar la concentración de NaCN a 750 ppm, aumenta la recuperación de oro a un 44.85%.
• Aun aumento de concentración de oro de 750 ppm, mayor tiempo de lixiviación – 24 horas y menor granulometría con una abertura de malla de 75 um, se obtendrá una mayor recuperación de Oro, con un porcentaje de 44.85 %.
También se puede obtener, una buena recuperación para el Cobre 40.64 %, con las variables antes mencionadas.
5.2. Recomendaciones
• Recomiendo hacer un análisis económico para ver si es rentable ejecutar el proyecto.
• Realizar pruebas de DLT para saber cómo se encuentra el oro.
• Realizar más pruebas a nivel laboratorio a la granulometría de 75 micrones, a una concentración de 250 ppm y a un tiempo de 18 h.
• Se recomienda, homogenizar la muestra, siguiendo los métodos de muestreos de Francis Pitard, con la finalidad de reducir el error, al momento de la preparación mecánica.
34 Referencias Bibliográficas
Andia (2015), “Recuperación de oro a partir de lodos de relave cianurados, utilizando la Resina Estireno Divinilbenceno”. Obtenido de http://repositorio.unsa.edu.pe/handle/UNSA/3269 Aramburu (2000), “Recuperación de plata a partir de relaves de flotación, mediante lixiviación
acido-clorurante”. Obtenido de
https://revistasinvestigacion.unmsm.edu.pe/index.php/iigeo/article/view/2555/2243 Conza (2018), “Estudio de investigación para recuperar Oro y plata con cianuro y Gold Max de
los Relaves de Flotación” Obtenido de http://repositorio.unsa.edu.pe/handle/UNSA/6630 Fuintek (2019), La apuesta por el Sistema de Repulpeo. FUINTEK. Consultado el 21 de marzo
del 2021. https://fluintek.cl/la-apuesta-por-el-sistema-de-repulpeo/
Larroque (2018), Indice de Bond. Obtenido de
https://es.slideshare.net/CarinaLisLarroque/unidad-2-indice-de-
bond#:~:text=Ley%20de%20Bond%20seg%C3%BAn%20el,a%20ser%20triturado%20y
%20molido.&text=Mediante%20la%20ecuaci%C3%B3n%20(1)%2C,unidad%20(ton)%
20de%20mineral.
Haoyu-li et al (2019). “Investigación sobre la recuperación de oro a partir de relaves de cianuro pretratados mediante el proceso de lixiviación por cloración”. Obtenido de https://www.tandfonline.com/doi/full/10.1080/01496395.2019.1708108
Mahmoud. M, A. H. (2018), Microanalysis study of Al-Amar rock and leaching behavior of its tailings for recovery of gold and silver. BAZTECH. doi:10.5277/ppmp1852
Mendo (2016), “Efecto de la concentración de cianuro y la granulometría de un mineral oxidado, en la recuperación de oro mediante lixiviación por agitación. Cachachi – Cajamarca 2016”. Obtenido de https://repositorio.upn.edu.pe/handle/11537/10531
Pelin Altinkayaa, J. M. (2018). Effect of biological pretreatment on metal extraction from flotation tailings for chloride leaching. ELSEVIER, 129, 47-53. Obtenido de https://doi.org/10.1016/j.mineng.2018.09.012
Procesamiento de minerales. (s.f.). Obtenido de
http://procesaminerales.blogspot.com/2012/09/circuitos-de-molienda-sag.html
Ramos (2019). “Recuperación de plata de los relaves de flotación, mediante la lixiviación en la Empresa Administradora Cerro SAC”. Obtenido de
https://hdl.handle.net/20.500.12672/10852
Rodríguez (2019). “Recuperación de oro a partir de relaves por lixiviación en bateas en la unidad minera estrella de oro CECOMSAP – Ananea, Puno”. Obtenido de
http://repositorio.unap.edu.pe/handle/UNAP/13192
Rojas (2003). “Recuperación de oro y plata desde residuos ferríticos mediante cianuración”.
Obtenido de http://repositorio.udec.cl/jspui/handle/11594/1778
Salazar. (2014). “Optimización de pruebas metalúrgicas para la lixiviación de relaves con contenido de planta aplicando peróxido”. Obtenido de
http://repositorio.unjbg.edu.pe/handle/UNJBG/2448
Townle, B. (10 de DICIEMBRE de 2020). Instituto de ingenieros de minas del Perú. Obtenido de Instituto de Ingenieros de Minas del Perú:
https://www.youtube.com/watch?v=WwTNFPipJMM
Wen Juan Li et al (2016). “Recuperación de oro de un relave de oro por flotación y lixiviación con tiourea” Obtenido de
36 https://www.researchgate.net/publication/308043508_Gold_Recovery_from_a_Gold_Tai ling_by_Floatation_and_Thiourea_Leaching
Zambrano, C. (2014). Influencia de la dosificación de cloro y peróxido de hidrógeno sobre el contenido final de cianuro total en el tratamiento de aguas en minera yanacocha s.r.l.
Obtenido de http://dspace.unitru.edu.pe/handle/UNITRU/3146
Zegarra (2018). “Recuperación de oro y plata de los relaves por el Proceso Albion en la Compañía Minera Lincuna”. Obtenido de
http://repositorio.unsa.edu.pe/handle/UNSA/6208
Zhang et al (2022). “Extracción de oro del concentrado de oro típico de Carlin mediante pretratamiento de oxidación a presión - Descomposición de jarosita de sodio y lixiviación de polisulfuro”. Obtenido de
https://www.sciencedirect.com/science/article/abs/pii/S0304386X21001924
APÉNDICE
Análisis de Modelo - Varianza
Datos
Término Efecto Coef
EE del
coef. Valor T Valor p FIV
Constante 39.439 0.404 97.66 0.000
Tiempo 0.646 0.323 0.404 0.80 0.469 1.00
Granulometría 1.794 0.897 0.404 2.22 0.091 1.00
NaCN -6.963 -3.481 0.404 -8.62 0.001 1.00
Tiempo*Granulometría 0.045 0.022 0.404 0.06 0.958 1.00
Tiempo*NaCN -0.739 -0.369 0.404 -0.91 0.412 1.00
Granulometría*NaCN 1.051 0.525 0.404 1.30 0.263 1.00 Tiempo*Granulometría*NaCN -1.680 -0.840 0.404 -2.08 0.106 1.00
Pt Ctral -4.505 0.651 -6.92 0.002 1.00
S R-cuad.
R-cuad.
(ajustado)
R-cuad.
(pred)
1.14223 97.11% 91.34% *
38 Análisis de Regresión Múltiple para la Recuperación Teórica
Plantilla para hallar el error y la recuperación teórica
Plantilla para análisis de tamaño de partícula – p80
40 Plantilla sobre análisis de prueba de botella
Plantilla para la curva de moliendabilidad
Plantilla sobre prueba de botella
MAPE (Error de porcentaje medio absoluto)
42 Error estándar de estimación para modelo regresión múltiple
Toma de muestras representativas en el DAN SUR
Preparación mecánica - homogenizado
Cuarteador automático
44 Pasando malla # 200, para obtener su p80
Limpieza de botellas para la prueba de botellas
Llenado de las muestras para prueba de prueba de botella
Roleo de botellas
46 Molino de Bolas
Horno
Balanza electrónica
Filtro de Vacio
48 Agitador Magnético – Dosificador Automático
Medidor de pH digital – Thermo
ANEXOS Procedimiento experimental de cianuración en botella.
50
52
53
55
57
59
Comunicación
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UNIVERSIDAD NACIONAL DE TRUJILLO
RECTORADO
UNT
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Los AUTORES suscritos en el presente documento DECLARAMOS BAJO JURAMENTO que somos los responsables legales de la calidad y originalidad del contenido del Proyecto de Investigación Científica, así como, del Informe de la Investigación Científica realizado.
“GRANULOMETRÍA, CONCENTRACIÓN DE NACN Y TIEMPO DE LIXIVIACIÓN EN LA RECUPERACIÓN DE AU Y AG EN RELAVES DE MINERA YANACOCHA S.R.L.”
PROYECTO DE INVESTIGACIÓN CIENTÍFICA INFORME FINAL DE INVESTIGACION CIENTÍFICA PROY DE TRABAJO DE INVESTIGACIÓN ( ) TRABAJO DE INVESTIGACIÓN (PREGRADO) ( ) (PREGRADO)
PROYECTO DE TESIS PREGRADO ( ) TESIS PREGRADO ( X )
PROYECTO DE TESIS MAESTRÍA ( ) TESIS MAESTRÍA ( )
PROYECTO DE TESIS DOCTORADO ( ) TESIS DOCTORADO ( )
Equipo Investigador Integrado por:
N° APELLIDOS Y
NOMBRES FACULTAD ACADÉMICO DEP.
CATEGORÍA DOCENTE
ASESOR
CÓDIGO Docente asesor Número Matrícula
del estudiante
Autor Coautor
asesor
1
CONDESO TORRES JUNIOR LEANDRO
INGENIERÍA 10115006-14 Autor
2
SILVA MENDOZA PETITA ANDREA
INGENIERÍA
15115007-15 Autor
Trujillo, …01. de ……f…ebr…er…o del 2023
DNI: 47768768
Firma CONDESO TORRES JUNIOR LEANDRO
DNI: 70800347
Firma SILVA MENDOZA PETITA ANDREA
Jr. Diego de Almagro #344 T. 051 - 044-2055B / Mesa de Partes: 044-209020 Email: [email protected]
www.unitru.edu.pe
Este formato debe ser llenado, firmado, adjuntado al final del documento del PIC, del Informe de Tesis, Trabajo de Investigación respectivamente
