Download - PLANTA DE ADSORCION, DESORCIÓN Y REACTIVACIÓN DE CARBÓN ACTIVADO

1INFORME DE PRÁCTICAS PROFESIONALES

UNIVERSIDAD NACIONAL DE TRUJILLOESCUELA DE INGENIERÍA METALÚRGICA

CAPÍTULO I

GENERALIDADES

1.1. Antecedentes

Debido al crecimiento del sector minero en los últimos

años en la región norte del país, como consecuencia de la

consolidación de proyectos mineros, provenientes tanto de

inversionistas nacionales como extranjeros de producción de

oro en el Perú se ha incrementado considerablemente ubicándose

así en el primer productor de oro en Latino América y quinto

en el mundo.

1.2. Localización de la unidad “La Virgen” de Compañía

Minera San Simón

El laboratorio se encuentra ubicada en:

Departamento: La Libertad

Provincia : Santiago de Chuco

Distrito : Cachicadán

Ubicación : Localidad de Tres Ríos



1.3. Sector al que pertenece

Según su finalidad y producción está orientado al sector

Minero Metalúrgico.

1.4. Razón social

Compañía Minera San Simón S.A.

CAPÍTULO II

DESCRIPCIÓN DEL PROCESO METALÚRGICO

INTRODUCCIÓN

El oro es un elemento poco reactivo y da lugar a un número

bastante limitado de compuestos naturales. El oro puede

presentarse libre o asociado a otras fases minerales, los

sulfuros en particular, sus dimensiones pueden ser desde

micrones hasta centímetros.

El procesamiento de los minerales auríferos ha constituido

siempre un reto en la minería. Las diferentes formas

mineralógicas de las menas acompañantes del oro han

complicado en cierta manera los procesos extractivos de este

metal valioso. Sin embargo, el estudio y la capacitación de



las personas que tienen que ver con su procesamiento han

permitido afrontar con éxito el tratamiento de menas

auríferas.

La compañía Minera San Simón S.A., viene procesando mineral

desde Junio del 2003, actualmente el procesamiento

metalúrgico comprende el tratamiento por cianuración en

pilas y recuperación de valores por adsorción con carbón

activado, desorción, electrodeposición y fundición, para

ello se usa también actividades complementarias, como son:

reactivación química y térmica del carbón, todas estas

actividades enfocan claramente las medidas de seguridad y la

de protección al medio ambiente.

Al inicio de las operaciones en planta, el tratamiento de

mineral fue desde 3000 a 16000 TMD , cuya infraestructura

se fue adecuando para futuros crecimientos, el flowrate de

riego de mineral de 10 a 12 litros/hora/m2 y 75 días de

lixiviación. Actualmente el tratamiento de mineral es de

18000 TMD en promedio y el flowrate de 12 a 14

litros/hora/m2, dependiendo del tipo de mineral y 60 días

netos de lixiviación.

1. Carguío de mineral al PAD



El mineral es transportado desde el tajo con volquetes

con capacidad de 60 m3 el cual es descargado al final de

la rampa previamente preparada del módulo

correspondiente, avanzando progresivamente a un nivel de

8 metros de altura.

En el proceso de cianuración en pilas, la cal

principalmente se utiliza como regulador de pH y

neutralizante de la acidez, la dosificación de este

reactivo se realiza luego de que el volquete a efectuado

la descarga del mineral en la pila de lixiviación, la

mezcla se produce en el momento en que el mineral es

empujado al borde de la pila mediante un cargador

frontal, para mantener un pH ideal entre 10.5 -11.

Una vez alcanzado los 3000 m2 del área superior de pila,

se procede el removido de la capa superior que ha sido

compactada por el tránsito de volquetes con la ayuda de

un tractor de orugas.

2. Lixiviación

Una vez concluido la remoción de una celda se procede

con el tendido e instalación de las tuberías de riego

de 3 y 2 pulgadas, distribuyendo los aspersores a

distancias de 6 metros uno respecto al otro. La

solución lixiviante esta con una baja concentración de



NaCN y pH de 10.5, esta es bombeada desde la poza de

solución barren mediante electrobombas de 500 HP hacia

un tanque de preparación ubicado en la parte superior

del PAD (fase 7), desde allí se dosifica la solución

cianurada con una presión aproximada de 60 psi, con una

concentración de 300 ppm para las celdas nuevas, ya que

es aquí donde se diluye y recupera la mayor cantidad de

oro, luego de 15 días se baja la concentración de

cianuro a 150 ppm para terminar de diluir el oro

residual en el mineral.

La solución de la poza barren es bombeada hacia el

tanque de solución lixiviante mediante bombas

sumergibles de 140 y 115 HP; aquí se junta con la

solución barren proveniente de los circuitos.

La percolación de la solución a través del mineral

acumulado en el PAD, lixiviara los valores de oro, para

ser colectadas por las tuberías de drenaje de fondo y

conducidos a la poza de solución pregnant. Aquí llega

solución proveniente de los tres PAD de lixiviación que

se tienen.

Estos PAD son denominados dinámicos o recargables, ya

que una vez lixiviado el mineral, este es removido con

leyes muy bajas; y se procede a cargar nuevamente con

mineral rico o nuevo. Terminado el ciclo de lixiviación

de celdas después de un periodo de paralización y

oxigenación de mineral se procede a realizar una



remoción con excavadora, el cual previo muestreo

(calicatas) se inicia la lixiviación a baja

concentración de cianuro 70 ppm (condición de acuerdo a

pruebas metalúrgicas) con la finalidad de recuperar el

oro remanente.

Actualmente el bombeo de solución se realiza

directamente con dos bombas de 500HP hacia el tanque de

paso N° 2 habilitado para este fin en la parte más alta

de los Pads, con la finalidad de regar todos los Pad

inferiores por gravedad (60 psi aproxiadamente) y la

utilización de un bomba de 300 HP para regar las zonas

más altas ubicadas en la fase 7, mineral lixiviado.

3. Adsorción

La solución rica producto de la lixiviación en pilas es

bombeada desde la poza pregnant y el tanque de paso

hacia los circuitos de adsorción mediante electrobombas

de 125 HP. ingresando la solución pregnant a los

circuitos con una presión aproximada de 25 psi y un

caudal de 130 m3/h; al ingresar a cada circuito de

columnas de carbón, se agrega antincrustante HISA 3214

a una razón de 6 lt/h trabajando a una eficiencia de

(30-40) %. Los valores de oro serán atrapados por el

carbón activado contenidos en las columnas.



La eficiencia promedio del proceso de adsorción es de

95%, con carga promedio de 1.5 kg Au/ton de carbón.

La solución barren que sale de los circuitos es

conducido a la poza barren pasando por la malla DSM

malla #20, luego ira al tanque de solución lixiviante,

donde previa compensación de reactivos tanto como NaCN

y cal, es bombeado a los pad de lixiviación, haciendo

así un circuito cerrado permanente en la operación.

Actualmente la planta viene trabajando con 3 circuitos

(N° 2,4 y 6) de 6 columnas cada uno y con capacidad de

2 toneladas de carbón cada uno, y el circuito N° 5 de 6

columnas de 4 toneladas de capacidad.

El bombeo de solución rica con mayor contenido

metálico, proveniente de la lixiviación hacia Planta,

está supeditado al carguío de mineral fresco y de

calidad que ingresa al Pad.

Se ha implementado sistema de Adsorción en columnas

directo desde la lixiviación del Pad dinámico ubicado

en el Pad 1 Fase 7 , con resultados de 95-99% de

eficiencia de adsorción, lo que nos ayuda a acortar el

tiempo y bombeo de solución rica hacia Planta.

Con la finalidad de evitar que el carbón atriccionado

recircule a las pilas por medio de la solución

lixiviante y este provoque el efecto preg-robbing, y

dañe a los adpersores se colocaron mallas más finas en

los DMS de (malla 150) y tambien se está viendo la



posibilidad de adaptar un sistema de filtros para

evitar que por este fenómeno se pierda oro en el

carbón, además se está derivando parte de finos de

carbón al tanque de solución lixiviante donde en algún

momento se podrá recuperar.

4. Desorción y electrodeposición

En cuanto al proceso de Desorción-Electrodeposición, se

dejó de operar la planta de desorción con alcohol a

fines de Enero 2011. Dicha planta se utiliza como

emergencia en caso se requiera avanzar con las

desorciones. Actualmente se está trabajando con la

planta desorción a presión (DP); que inicialmente

estuvo trabajando con 3 Celdas Electrolíticas con una

duración de 12 horas, a la fecha se está trabajando

con 5 Celdas electrolíticas que se ha implementado con

el fin de acortar el tiempo de las desorciones (de 7 a

8 horas).

Aquí el reactor tiene una capacidad de 4 toneladas de

carbón cargado, proveniente de de la descarga de 2

columnas de diferente o del mismo circuito, esto

depende del balance metalúgico.

Una vez descargadas las columnas se prepara la solución

en el tanque de preparación, para luego hacerla

recircular por el tanque de solución stripp, hasta que



una vez alcanzados los parámetros adecuados se hará

recircular por el reactor y se abrirá paso hacia las

celdas de electrodeposición a 70 °C y una presión

aproximada de entre 15-20 psi, formando de esta manera

un circuito cerrado. Además se añade antincrustante

HISA 3230 a la entrada de la solución rica a las celdas

de electrodeposición.

5. Fundición y refinación

Los cátodos electrolíticos son retirados de la celda y

sometidos a un tratamiento con solución de HCl

industrial a fin de eliminar en fierro antes de la

fundición. El cemento de oro después de lavado y

filtrado es fundido en el horno basculante con inyección

de petróleo, previa dosificación de fundentes como

bórax, salitre, sílice y otros a la temperatura de

aproximadamente 1200 C° por espacio de 6 horas donde

finalmente se producen las barras de dore.

Los gases producto de la fundición serán conducidos vía

una campana y un extractor hacia una torre de lavado



donde se recuperara estos polvos que han sido arrastrado

juntamente con los gases durante la fundición. Los gases

completamente fríos y limpios de sólidos van a la

atmosfera libre de todo contaminante.

La refinación del oro o separación, se utiliza para

separar el oro de las impurezas y de otros metales. El

oro y la plata, que se obtienen a menudo a partir de los

mismos minerales, son químicamente similares,

haciéndolos difíciles de separar.

6. Reactivación química

Este proceso consiste en eliminar químicamente los

carbonatos adsorbidos en el proceso de adsorción del oro

y la plata, a fin de restaurar la actividad del carbón

para un nuevo uso en el proceso de adsorción y mejorar

la eficiencia en el circuito de adsorción, en la planta

ADR, en circuito cerrado.

Es importante tener en cuenta su preparación y su nivel

de pH para su correcto funcionamiento. El pH debe de ser

siempre inferior a 2 para que de esta manera pueda

actuar eficazmente y remover toda impureza y mineral

captado sin valor.

La reactivación química del carbón se realiza con la

finalidad de eliminar deposiciones de carbonatos,

sulfatos, fosfatos entre otros que se forman sobre el



carbón disminuyendo su capacidad de adsorción de los

iones de oro.

Este proceso se realiza haciendo circular ácido

clorhídrico a través del carbón hasta llegar a un pH

aproximado de 2, el tiempo estimado es de 2 horas con un

posterior lavado del carbón ya reactivado.

7. Reactivación térmica

Generalmente la reactivación química no es suficiente

para que el carbón recupere sus propiedades químicas,

además de un porcentaje significante de su actividad,

por tanto es necesario realizar una reactivación térmica

posterior a la reactivación química.

El proceso consiste en pasar el carbón a través de un

horno a 375 voltios y 55 amperios de intensidad. Cuanto

más impurezas tenga el carbón, será mayor el tiempo de

retención en el horno; de esta manera se logran abrir

por completo los poros del carbón activado que quedan

obstruidos por acción de los carbonatos remanentes.

Actualmente los hornos de capacidad de 1 y 3 ton/día no

están funcionando por lo que no se está realizando este

proceso. En la reactivación de carbones se estuvo

trabajando sólo con la reactivación química.

8. Tratamiento de efluentes



Los efluentes procedentes del proceso metalúrgico, como

agua de relaves, flujos ácidos del proceso, lixiviación

de metales por cianuro; estos son tratados cumpliendo

los requerimientos ambientales.

Los flujos ácidos del proceso pueden ser el sangrado de

la pila de lixiviación, típicamente alto sulfato y

fierro. El ácido diluido de la limpieza de gases de la

fundición, que puede contener metales pesados como Hg y

As, para los cuales se requiere un tratamiento

específico. Además del efluente de la refinería.

Cia Minera San Simón está implementando técnicas para el

manejo y control adecuado de estos efluentes como

prevención de contaminación en la fuente, reciclaje y

reutilización y descarga al ambiente hídrico.

Figura N° 1. DESCRIPCIÓN GENERAL DEL PROCESO METALÚRGICO



TECNOLOGÍA DE PROCESAMIENTO DE MINERALES AURÍFEROS

Cianuración

La cianuración es el proceso electroquímico de disolución

del oro, plata y algunos otros componentes que se pueden

encontrar en un mineral aurífero, mediante el uso de una

solución alcalina de cianuro, que forma aniones complejos

de oro, estables en condiciones acuosas. Este proceso

implica una serie de reacciones que ocurren en la

superficie del sólido. Elsner (1846) propuso la reacción

global de disolución del oro mediante una solución acuosa

de cianuro, en presencia de oxígeno:

4 Au + 8 NaCN + O2 + 2 H2O => 4 AuNa(CN)2 + 4 NaOH



Figura N° 2. Reacciones de oxidación-reducción en el

proceso de cianuración.

El mecanismo de disolución de oro en la solución de

cianuro es el siguiente:

Absorción de oxígeno en la solución

Transporte de cianuro disuelto y oxígeno a la interface

sólido líquido

Transporte de los reactantes al interior del sólido por

poros o canales

Adsorción del cianuro y oxígeno en la superficie del

sólido

Reacción electroquímica en la superficie

Desorción del complejo soluble oro-cianuro y otros

productos de la reacción

Termodinámica de la Cianuración

La termodinámica de la cianuración se observa a través de

los diagramas de estabilidad (Diagramas de Pourbaix fig. 1

Y 2) que relaciona el potencial de oxido - reducción (Eh)

del metal con el pH medio.

Estos diagramas demuestran que compuestos como Au (OH)3,

Au02, HAuO3-2 también al ion3- Au requieren elevados



potenciales (superiores al de la descomposición del O2)

para formarse. Por otro tanto la Lixiviación de oro

metálico, es muy difícil a causa de su gran estabilidad.

En el diagrama Au - H20 - CN, no obstante, la

reacción:

Au(CN)2- + e- + 2CN- se lleva a cabo dentro de los límites

de estabilidad del agua. Acá se ve la hidrólisis del CN se

produce a pH < 9, estos es:

NaCN + H20 HCN + Na OH

Figura N° 3. Diagrama de Pourbaix, Sistema. Au-CN-H2O-O2-H2

(1atm: y 25 ºC)



Para evitar esto es que se trabaja a pH > 10. En el mismo

gráfico se muestra que los compuestos Au (OH)3, Au3+, y

HAuO32- son reducidos por la introducción del cianuro.

Figura N° 4. Ilustración de la naturaleza

electroquímica de la disolución de oro en soluciones

cianuradas con presencia de oxígeno.

Cinética de la cianuración

La cianuración está gobernada por las leyes de Fick,

expresada matemáticamente:

d(O2)dt = DO2

−A18 {[CO2 ]−[O2]S} .................................

....... ( 1 )

d(CN− )dt = DCN

−A28

{[CN+ ]−[CN ]S }................................

...... ( 2 )



Donde:

d(O2)/dt y d(CN-), son las velocidades de difusión del O2 y

CN- respectivamente, expresados en moles/s. D0 y DCN son los

coeficientes de difusión en cm2/S, A1 y A2, superficies

anódicas y catódica sobre las cuales se lleva a cabo la

reacción, ambas medidas en cm2, 8 ancho de la capacidad

límite de Nerst en cm [O2] y [CN-] concentración de oxígeno

y cianuro en la solución, en moles/ml.

[O2]S y [CN-]S es la concentración sobre la superficie de la

reacción. Si la reacción es muy rápida entonces [O2]S =

[CN-]S = O, y además que 2Do2 Al8 [O2] =

12 DCN- .

A28 [CN-]

A = A1 + A2, se deduce que la velocidad de cianuro es:

V =

2A DCN Do2 [CN- ][O2 ]

δ{DCN [CN ] + 4Do2 [O2 ]}

- La velocidad de disolución es función de la superficie

específica del metal (Lund V.)

- La velocidad de disolución es función de la agitación

(Kakovsky)

- La velocidad de disolución es función de la temperatura

(Kameda, Kakovsky).

Tabla 1. Coeficiente estequiométricos, según Kakovsky



METAL [CN] / [O2]

25°C 35°C

CuAgAu

7,757,284,70

7,937,564,84

A. Factores que influyen en la cianuración

Concentración del Oxígeno

El uso del oxígeno o de un agente oxidante aparece como el

agente indispensable en la disolución de oro y plata con

soluciones de cianuro, excepto en los compuestos

halogenados de plata. El oxígeno atmosférico es el agente

generalmente empleado, puede tener en solución 8.2 mg

O2/l. Los minerales que contienen agentes reductores

pueden necesitar más oxígeno que la cantidad obtenida

desde el aire, y se suple fácil en el caso de percolación

o bombas centrífugas para recircular la pulpa.

La adición de oxidantes químicos tales como ferrocianuro

de potasio permanganato de potasio peróxido de sodio y

ozono, no ha sido del todo exitosas, por sus elevados

costos y por la tendencia a actuar contra el cianuro para

oxidarlo, el cual no tiene efecto disolvente sobre oro y

plata.



Efectos de la Concentración de Cianuro

La disolución del oro en soluciones cianuradas aumenta

linealmente con la concentración de cianuro, hasta que

alcanza un máximo; mas allá de lo cual un incremento

adicional en la concentración de cianuro no aumenta la

cantidad de oro disuelto, sino que un ligero efecto

retardante, la concentración de la solución para una

rápida disolución es de 0.05% NaCN.

Efecto del pH y alcalinidad

Para prevenir pérdidas excesivas de cianuro por

hidrólisis, el proceso de cianuración se lleva a

cabo a valores de pH superiores a 9.4. El efecto del

pH en la disolución de oro a valores mayores a 9,5

depende de los minerales que se encuentren como

constituyentes de la mena, así como también del

álcali empleado para su regulación.

Efecto de la Temperatura

Cuando se incrementa la temperatura en soluciones

cianuradas que contienen oro metálico, se espera que

también se incremente la actividad de la solución, y

de este aumente la razón de disolución del oro.

La velocidad de disolución de los metales en una

solución de NaCN aumenta con el incremento de la

temperatura, hasta 85°C arriba de esta temperatura;



las pérdidas por descomposición del cianuro es un

serio problema.

Efecto del área superficial y tamaño del oro

En general, la velocidad de disolución aumenta con

el menor tamaño de partícula (mayor liberación de

oro). Sin embargo, al decrecer el tamaño de la

partícula, se incrementan también las reacciones de

competencia de otros elementos, por tanto, se debe

encontrar un compromiso entre el tamaño de la

partícula, el porcentaje de extracción del oro y el

consumo de cianuro.

Efecto de la agitación

La disolución de oro está usualmente controlada por

e! transporte de masa y depende del espesor de la

capa de difusión, es por esto que si se incrementa

la agitación, aumenta la velocidad de disolución,

hasta un máximo sobre el cual este efecto ya no

tendrá mayores beneficios.

B. Tipos de cianuración

La cianuración de los minerales auríferos puede

realizarse mediante dos métodos: dinámicos y

estáticos. Dentro de la lixiviación estática, existen



dos procesos que se utilizan en la práctica

industrial para la recuperación de oro: lixiviación

en pilas (heap leaching) y lixiviación en piscinas

(vat leaching).

VAT Leaching

Este tipo de cianuración estática, ha tenido un menor

desarrollo que el sistema de pilas. Consiste en

colocar el mineral triturado, en pozas o piscinas,

donde la solución puede inundar el mineral, con lo

que se asegura que todo el material se moje, evitando

las canalizaciones y zonas muertas que ocurren en el

sistema de pilas. La principal desventaja es el costo

de inversión, superior al requerido para las pilas de

lixiviación, mientras que la recuperación de oro

puede ser similar. El objetivo que persigue la

lixiviación en piscinas, es reducir el tiempo de

cianuración e incrementar el contenido de oro en las

soluciones ricas, en comparación con lo que se

obtiene en la lixiviación en pilas.

Cianuración por Agitación



El proceso agitado funciona muy bien para minerales

con tamaños inferiores a 150 micras existiendo

operaciones que trabajan con minerales a d80

inferiores a 45 micras. Tamaños mayores, incrementan

el desgaste de las paletas de agitación por efecto de

la abrasión y existe mayor dificultad de mantenerlos

en suspensión. Los equipos utilizados son tanques

circulares de acero con fondo cónico, en los que la

agitación puede conseguirse de manera mecánica,

mediante el uso de paletas o neumática, usando aire

comprimido. La densidad de pulpa utilizada, varía

entre 35 - 50% de sólidos.

Cianuración en pilas

La cianuración en pilas es un método que se está

aplicando con regularidad en varios yacimientos a

nivel mundial, para procesar minerales de oro y plata

de baja ley, se aplica también en yacimientos del

tipo hidrotermal en la zona oxidada, es decir vetas

de alta ley pero de volumen pequeño, generalmente

explotados por la pequeña minería, debido a sus bajos

costos de capital y operación. La cianuración en

pilas es una lixiviación por percolación del mineral

acopiado sobre una superficie preparada para colectar

las soluciones. El tamaño de partícula de mineral



puede ser obtenido, según el tamaño deseado por

planta, mediante la fragmentación por la voladura,

esto es ajustando la malla de perforación. En

ocasiones el mineral debe ser sometido a operaciones

de chancado antes de ser transportado a las

plataformas de lixiviación.

Antes de iniciar una operación de esta naturaleza una

plataforma con ligera inclinación debe ser preparada

impermeabilizando una gran área donde se depositará

el mineral. Para que no exista riesgo de fuga en

plataformas de semejante tamaño se instalan unos

sistemas de materiales impermeabilizables, los cuales

suelen ser materiales sintéticos o polímeros de

diversa naturaleza, textura y resistencia. Estos

materiales reciben nombres comerciales tales como

geomembranas o geosintéticos. Las plataformas

previamente deben ser aplanadas y compactadas muchas

veces es necesario poner una capa de arcillas. Sobre

la plataforma de lixiviación se instala un sistema de

tuberías las que servirán para la colección de la

solución, la misma que es recibida en la base del pad

y es llevada a tanques de solución, de donde se

alimenta al circuito de recuperación. En la parte

superior, y una vez que el material ha sido colocado

se instala un sistema de riego por aspersión o por



goteo mediante tuberías, la solución es descargada

según un flujo determinado.

MÉTODOS DE RECUPERACIÓN

PROCESO DE ADSORCIÓN CON CARBÓN ACTIVADO

Los carbones activados se utilizan por su estructura

granular, los que tienen una gran superficie específica,

las que permiten un alto grado de adsorción del oro y la

plata, desde las soluciones cianuradas ricas a la

superficie de estos carbones. A nivel industrial el método

de adsorción por carbón activado es él más usado. En estas

operaciones se hacen pasar las soluciones que percolan de

las pilas de lixiviación, por 5 o 6 columnas, las que en su

interior contienen el carbón activado.

La alimentación de las columnas se hace en contracorriente

las que mantienen las partículas de carbón en suspensión

evitando que el lecho se compacte. La primera columna que

se contacta con la solución es retirada periódicamente y

rotadas las restantes, agregándose al final una nueva

columna con carbón descargado.

El oro adsorbido sobre el carbón activado es extraído del

mismo, mediante una solución alcalina de sulfato de sodio o

bien una solución cianurada en caliente. El oro que

contendrá esta última solución cianurada, se puede



recuperar mediante electrólisis y luego purificarlo

(refinado).

Al carbón descargado, se le realiza un proceso de

reactivación, el que consiste en eliminar los carbonatos y

sílice presente, mediante el lavado con solución de ácido

nítrico diluido en caliente y soda cáustica, para luego

someterlo a una etapa de reactivación en un horno elevando

su temperatura entre los 600 Cº y los 650 Cº, durante

treinta minutos en una atmósfera pobre en oxígeno, a fin de

eliminar las materias orgánicas contaminantes sin producir

una combustión.

Descripción del proceso de adsorción en planta ADR - Mina

San Simón

La percolación de la solución de NaCN (cuyo riego es por

aspersión y su concentración es de 100ppm) a través de la

mena apilada, extrae el oro como un complejo aurocianuro

[Au(CN)2]-, ésta solución que contiene el metal precioso se

denomina PREGNANT y es transportada por medio de tuberías

de 12” a la poza desarenadora (para reducir los finos que

trae la solución en su recorrido), luego es enviada por

reboce hacia la poza pregnant de aproximadamente m3 en donde

es almacenada; para luego ser enviada por medio de 4 bombas

centrífugas de 50HP hacia los circuitos de adsorción, o

también la solución puede ser enviada desde la poza



desarenadora a través del uso de 3 bombas: Hidrostal de

50HP (que bombea solución hacia los circuitos 3 y 4),

Loguara de 50HP (que bombea solución hacia los circuitos 1

y 2) y finalmente IMBIL de 125HP (que bombea solución solo

al circuito 5).

La solución pregnant ingresa a cada circuito de adsorción,

los cuales son 5 en total (las primeras 4 que tienen

capacidad para cargar 2TM de carbón activado y el 5to

circuito que tiene una capacidad para cargar 4TM de carbón

activado). Los flujos que ingresan a los circuitos de

adsorción del 1 al 4 deben estar en un rango de 140-160m3/h

y el circuito Nº 5 debe estar de 450-470m3/h, para que la

solución pregnant pueda atravesar el lecho fluidizado y

consiguir un excelente contacto sólido-líquido; asimismo la

presión debe mantenerse en 32psi como máximo.

Cada circuito consta de 6 columnas en serie, en donde la

solución preñada fluye de abajo hacia arriba, fluidizando

el carbón suavemente dentro de la columna. La solución

pregnant (solución rica) es alimentada a la primera columna

que contiene el carbón más cargado de oro, y sale como

solución empobrecida (solución barren) de la última columna

que contiene carbón fresco ó que está menos cargado; ésta

última solución es enviada y almacenada en una poza del

mismo nombre “poza barren”, de m3 aproximadamente.


E1

D1

B1 A1C 1

1SB

EC

SS1SC

E2

D2

B2 A2

C2

E3

D 3

B3 A3

C3

E4

D 4

B4 A4

C 4

E5

D5

B5 A5

C5

E6

B6

C 6

B0 A0

F0DCM

CIRCUITO 1

SOLUCIÓNPREGNANT

SOLUCIÓNBARREN

2SB

EC

SS2SC

3SB

EC

SS3SC

4SB

EC

SS4SC

5SB

EC

SS5SC

6SB

EC

SS6SC


La columna que tiene el carbón con mayor contenido de oro

es descargado para ser trasladado hacia los reactores para

su desorción, colocándose posteriormente en el último

lugar con carbón fresco mientras que las restantes avanzan

un lugar en la serie; este sistema de operación permite un

mejor aprovechamiento de la capacidad adsorbente del

carbón.

Figura N° 5. Circuito de columnas de adsorción.

PROCESO DE DESORCIÓN DE CARBÓN ACTIVADO

En la actualidad existe una diversidad de aplicaciones

industriales de elusión para la descarga de oro, siendo en

la mayoría de los casos variaciones de los procesos de

los casos explicados anteriormente. En todos los casos, al

final, el oro y la plata se recuperan por



electrodepositación (EW). Para los efectos de realizar una

comparación metalúrgica – como se aprecia en el resumen de

la Tabla Nº 2 – y una comparación de sus ventajas y

desventajas prácticas – como después se aprecia en la

Tabla Nº 3 – entre ellos, los definiremos en forma

simplificada, como sigue:

1. Método Zadra – “Zadra”: este procedimiento de

deserción es esencialmente el mismo que fue desarrollado

originalmente por el U.S. Bureau of Mines, en 1952. Se

realiza con una solución de 10g/L de soda caústica (NaOH

al 1%) que contiene además 1 a 2 g/L de cianuro de sodio

(NaCN al 0,1% - 0,2%), a presión atmosférica, lo que

limita la temperatura a un valor bajo el punto de

ebullición, a 95ºC. Así se requieren hasta unas 60 horas

de operación para descargar el carbón en un 98 a 99%,

hasta un nivel de 150 a 300g/TM de Au (unas 5 a 10 onzas

de oro por tonelada). Esto operacionalmente resulta

engorroso, por los grandes inventarios de carbón en

proceso, las necesidades de cambio de turno del personal y

los problemas de seguridad asociados al manejo del oro por

muchas manos.

2. Método Zadra Modificado con Presión – “Z/Presión”:

en este caso, se mantienen los reactivos del Proceso Zadra

original, es decir, una solución de 10g/L de soda caústica



(NaOH al 1%) y que contiene además 1 a 2g/L de cianuro de

sodio (NaCN al 0,1 – 0,2%), pero al aumentar la presión

por sobre la atmosférica – a unas 5atm, equivalentes a

unos 75psi, ó 500kPa – se puede aumentar también la

temperatura a unos 130-135ºC. Con esto, la misma operación

anterior toma entre 3 y 5 horas, lo que permite

completarla en 1 turno de 8 horas, con el mejor control y

seguridad de los inventarios. La descarga puede llegar a

unos 50 a 60g/TM de oro (unas 2onzas/TM). La desventaja

mayor puede ser el costo de capital y el manejo más

complejo de los reactores a presión, caldera e

intercambiadores de calor.

3. Método Zadra Modificado con Alcohol – “Z/Alcohol”:

en esta otra variante, se mantienen los reactivos del

proceso Zadra original, es decir, una solución de 10g/L de

soda caústica (NaOH al 1%) y que contiene además 1 a 2g/L

de cianuro de sodio (NaCN al 0,1 – 0,2%), pero además se

agrega 10 a 20% de alcohol etílico, o isopropílico. A 85ºC

y presión atmosférica resulta en tiempos de operación

similares al del método con presión. Sin embargo, el

riesgo de incendio asociado a trabajar con alcoholes – muy

inflamables – y con temperaturas relativamente altas,

amedrenta a muchos.



4. Método Anglo-American – “AARL”: en esencia, este

procedimiento se distingue por usar el concepto de

pretratamiento, o remojo, de carbón cargado con una

solución fuerte de unos 35 a 50g/L de cianuro (NaCN al 3,5

– 5%) aproximadamente y de 10 a 20 g/L de soda (NaOH al 1

– 2%) antes de proceder a su elusión con agua

desionizada, a 95ºC y presión atmosférica. En estas

condiciones, en unas 8 a 12 horas se completa la elusión.

5. Método Anglo-American con Presión – “AA/Presión”:

es similar al método del caso anterior, pero al aumentar

la presión a unas 2 atm (unas 30psi, o 200kPa) se puede

subir la temperatura a unos 110ºC, disminuyendo los

tiempos de tratamiento a unas 6 a 8 horas.

Tabla Nº 2. Resumen de condiciones de operación en losprincipales procedimientos de desorción de oro desde carbonesactivados

Método Remojoprevio

Solución

Temp.(ºC)

Presión(kPa)

Tiempo(horas)

Flujo(BV/h)

Recirculacióndesde EW

Zadra No 1% NaOH0,1-0,2%NaCN

95-100 100 30-48 2

Completaconreciclajecontinuodeleluido

Z/Presión No 135 500 8-12 2

Z/ No

1% NaOH0,1-0,2% 80 100 6-10 2



Alcohol

NaCN10-20%Alc.Etílico/H2O

AARL

5% NaCN2% NaOH

AguaDesionizada

95-100 100 8-12 2 No

permiterecirculación yaque eleluyentedebe seraguafresca

AA/Presión 110 200 6-8 2

Solvente

80%acetonitrilo(CH3CN)en H2O

40%CH3CN enH2O1%NaCN0,2%NaOH

25

100

10-13 0,5

Completaconreciclajecontinuode eluido

70 10 0,25

70 4-5 0,2

Tabla Nº 3. Análisis comparativo de las principales ventajasy desventajas entre los diversos procedimientos de desorción

Principales Ventajas Principales Desventajas

Zadra (a presión atmosférica)

1. Relativa simplicidad2. Bajo costo de capital3. Bajo consumo de reactivo

1. Cinética muy lenta2. Alto inventario de oro enel circuito3. Descarte periódico desolución para controlarimpurezas4. Alto consumo de energía



por duración

Zadra Presurizado

1. Cinética más rápida2. Menor inventario de oroen el circuito3. Bajo consumo de reactivos

1. Mayor costo de capital2. Mayor costo de operaciónpor presión3. Uso de temperatura ypresión elevada4. Descarte periódico desolución para controlarimpurezas.

Zadra con Alcohol

1. Cinética más rápida2. Menor temperatura detrabajo y presiónatmosférica3. Menor inventario de oroen el circuito

1. Riesgo de incendio obligaa mayores precauciones2. Mayor costo de operaciónpor alcohol3. Sistema de recuperación dealcohol evaporado4. Descarte periódico desolución para controlarimpurezas

Anglo-American (AARL)

1. Cinética mas rápida2. Bajo inventario de oro enel circuito3. Alta eficiencia y altaconcentración de oro eneluído4. Circuito abierto sindescarte solución porimpurezas

1. Mayor costo capital2. Requiere aguadesmineralizada de altacalidad3. Uso de temperatura ypresión relativamenteelevados4. Circuito es más complejo.



5. Aprovecha el eluyente dereciclo en la lixiviación6. Puede operar a presiónatmosférica

A. Factores físicos y químicos que afectan la

eficiencia de la desorción

Siendo la desorción del carbón activado, cargado con el

complejo de aurocianuro, una etapa que revierte las

reacciones de la adsorción, también se verá favorecida por

los parámetros contrarios al óptimo operacional

representado por dicho proceso de carga. En consecuencia,

para una más eficiente desorción del oro adsorbido en los

carbones, se pueden resumir las recomendaciones que

siguen:

1. Temperatura y Presión

La temperatura es el factor más importante para lograr una

buena y rápida desorción; la presión es necesaria para

alcanzar temperaturas superiores a los 100ºC, favoreciendo

así la desorción. El efecto de la temperatura queda

gráficamente demostrado en la figura 6.



2. Concentración de Cianuro

La concentración de cianuro (NaCN) en el proceso de

desorción también es determinante para un buen resultado

de la desorción del oro. Este reactivo puede dosificarse a

lo largo del período de desorción completo, o bien

entregarse más concentrado al inicio, en la forma de un

“remojo” (como es el caso del método AARL) seguido de

lavado con agua desionizada. El grado de causticidad del

medio eluyente, representado por la concentración de soda

(NaOH), también es importante. El efecto de distintas



concentraciones de ambos reactivos sobre la cinética de

desorción, se puede apreciar gráficamente en la figura 7.

3. Fuerza Iónica

La fuerza iónica tiene un efecto sobre la cinética de

desorción que es mayor que el que le corresponde al tipo

de los reactivos, cianuro de sodio y soda, como se puede

apreciar en la figura 8. En efecto, el oro puede

desorberse del carbón con mucha facilidad a muy bajas

fuerzas iónicas, incluso con pura agua desionizada, es

decir, en ausencia de cianuro. El efecto beneficioso que

tuvieron los iones divalentes, del tipo calcio y magnesio,

sobre la adsorción aquí se revierte.



4. Efecto del pH

Todos los métodos de desorción que se han desarrollado

después del Zadra han cuidado de trabajar con un 1 a 3% de

soda, NaOH, sea diluido en el eluyente mismo o entregado

de una vez en el “remojo”, con lo cual se han asegurado

una “alcalinidad protectora” (para evitar la hidrólisis

del cianuro), es decir, típicamente pH entre 10,5 y 12. A

su vez debe recordarse que los iones hidróxido, OH, son

buenos para desplazar el aurocianuro adsorbido, casi tanto

como lo es el ión cianuro libre CN-.

5. Solventes Orgánicos



Hay varios solventes orgánicos que influyen poderosamente

en la desorción del oro, y que pueden actuar resorbiendo

por sí solos, sin la cooperación de otros agentes y a sólo

25ºC, como es el caso del acetonitrilo. En todo caso, la

efectividad relativa de varios solventes en la desorción

disminuye en el siguiente orden: acetonitrilo> metil-etil-

cetona>acetona>>di-metil-formamidin>etanol, tal como se

aprecia en la figura 9.

Sin embargo, el efecto más habitual, está por el lado de

actuar acelerando la cinética de desorción que se realiza

con los medios normales ya conocidos, como son los



eluyentes en base a cianuro e hidróxido. En efecto, en la

figura 10 queda demostrado ese efecto al incorporar etanol

como aditivo en una desorción del tipo Zadra. En este

sentido los alcoholes de tipo etanol, metanol e

isopropanol, en dosis del 15 al 25% en el eluyente, pueden

reducir los tiempos totales de desorción en un factor de 3

a 4 veces. Desafortunadamente, éstos ofrecen riesgos de

incendio por ser muy inflamables. Por estas razones se ha

preferido, a veces, usar glicoles – de tipo etilenglicol y

propilenglicol – los que, usados en similares

concentraciones, ofrecen menores riesgos de

inflamabilidad, pero su efecto acelerante es también mucho

menor, de aproximadamente la mitad de lo que se puede

lograr con los alcoholes.



6. Velocidad de Flujo del Eluyente

La velocidad de circulación de flujo del eluyente a través

de un carbón se expresa, normalmente, en unidades de

“volumen de lecho” (bed volumen = BV) por hora. La

cinética de elusión tiende a ser virtualmente

independiente de este flujo, cuando se excede 1 BV/h. Sin

embargo, la carga de oro residual en el carbón si

disminuye con un aumento del flujo, después de un tiempo

fijo, tal como se aprecia en la figura 11.



Típicamente se recomiendan flujos de 2 a 4 BV/h, para

producir un carbón con baja carga residual de oro,

mientras todavía se evita tener que procesar un volumen

excesivo de eluyente.

7. Concentración de Oro en la Solución Eluyente

La cinética de desorción disminuye y la carga residual de

oro en el carbón aumenta, con un incremento de la

concentración de oro en el eluyente, según se observa en

la figura 12.

Esto reduce la concentración de oro con el tiempo en un

proceso discontinuo (batch) y pasa a ser un factor

determinante para imponer una alta eficiencia en la etapa

de recuperación de metal, que sigue. Así, a causa de los



reciclos, la eficiencia de la desorción será función de la

eficiencia del EW o de la precipitación con zinc.

8. Elución de Otros Metales

En general, en las condiciones usadas para eluir el oro,

se eluyen también los demás metales adsorbidos. Sin

embargo, cuando hay cantidades importantes de otros

metales – como el cobre, e mercurio y plata – surge la

posibilidad de hacer una elusión diferencial. Esta

posibilidad se puede materializar, por ejemplo, al

observar las curvas de elusión del cobre, plata y oro, que

se presentan en la figura 13, donde se ve que le cobre y

la plata se desorben más fácilmente que el oro. Otra

posibilidad es la elución en dos etapas secuenciales, que

se realizaba en la planta de El Indio (Chile), donde el

carbón cargado llegaba a 300g/TM de oro y 12000g/TM de

cobre, es decir una relación de 1/40. En primera instancia

se recuperaba selectivamente una buena parte del cobre

mediante una desorción con cianuro a bajas temperaturas;

luego se procedía a una elución tipo Zadra normal para el

oro y la plata. La solución de eluído alimentada al EW

llegaba a tener en promedio 60g/TM de oro y 500g/TM de

cobre, es decir, una relación de 1/8, lo que ya permite

efectuar un EW razonable y separar el cobre después.



PROCESO DE FUNDICIÓN EN LA PLANTA ADR

El oro en el dore o bullón puede contener varios metales

que lo impurifican, como por ejemplo: cobre, plomo, zinc,

selenio, teluro, mercurio, etc., sin contar la plata que

siempre va unida a él.

En realidad hay que hacer dos operaciones para obtener el

oro refinado: la primera que tiene por objeto la

eliminación de todos los metales menos la plata, y la

segunda, el refinado propiamente dicho, que consiste en la

separación de estos metales.

El oro cuando esta sin purificar, se llama oro bruto, se

ofrece comercialmente en forma de lingotes. Para refinarlo

se refunde en crisoles de grafito u otro material

refractario .El tamaño de estos crisoles es muy variable,



y depende de la capacidad y de los lugares donde se

efectúe la operación.

El refinado se inicia en el mismo crisol, en el momento de

la refundición, añadiendo los elementos oxidantes tan

conocidos como nitrato, el bórax, o mediante la adición

del aire o de los óxidos metálicos, todos los cuales tiene

por objeto la oxidación de las impurezas.

Cuando el refinado se hace por la influencia del oxígeno,

se inyecta el aire introduciendo un tubo de material

refractario en el metal fundido, contenido en el crisol.

Los óxidos metálicos que se forman se escorifican con

sílice y bórax. Este procedimiento es muy económico, que

tiene además la ventaja de que las pérdidas en metales

preciosos que ocasionan, son muy exiguas.

Además, se conocen los métodos: de disolución y

precipitación mediante la adición de reactivos y de

disolución y precipitación mediante la ayuda de corriente

eléctrica.

Fundentes y colectores

El precipitado de oro proveniente de la cianuración debe

de ser fundido para continuar con su proceso de

refinación. Dependiendo de la cantidad de otros metales;

este producto generalmente tiene la siguiente composición:



Au 34-37 % Fe

(Fe2O3) 1-3 %

Ag 3-5 %

Ni (NiO2) 0.5-1 %

Zn 7-10 %

SO 5-8 %

Pb 12-20 %

SiO2 7-20%

Cu 2-3 %

El objetivo de la fundición, es la eliminación de la mayor

proporción de las impurezas mediante el proceso de

oxidación para obtener una aleación de oro-plata llamada

bullón de 98 % Au-Ag

Oxidación con fundentes:

La carga del precipitado se mezcla con la carga del

fundente, éste se agrega por partes añadiendo más cuando

la carga calentada en el crisol llega al cambio de fase

(fusión ya que en este estado se contrae en volumen).

Una mezcla puede ser de la siguiente manera:

Precipitado de oro

100 g

Bórax

43 g



Carbonato de sodio

1 g

Fluorita

7 g

Bióxido de manganeso

2 g

Arena

15 g

En fusión oxidante los elementos metálicos dentro de la

carga del crisol se oxidan en el siguiente orden:

Zn --- Fe --- Sb --- As --- Pb --- Bi --- Ni --- Te --- Cu

Pudiendo este fenómeno variar el tiempo de fusión en

función de la composición química del precipitado a

fundir.

La fusión en el horno de crisol se realiza con una

combustión oxidante es decir se usa un 20% de exceso

respecto a la relación estequiométrica aumentar la

temperatura de llama.

La oxidación de la masa del precipitado se realiza cuando

se usa el NaNO3 como fundente al adicionarse en la

superficie del baño metálico se produce un burbujeo y

debido al desprendimiento de oxigeno contenido en el

nitrato de sodio, esta oxidación producida reaccionara



con los metales básicos para evitar corroer las paredes

del crisol de grafito.

Debido al uso de este fundente el revestimiento del crisol

debe ser de arcilla refractaria de alta alumina para

proteger las paredes del crisol del ataque de la escoria.

Los óxidos metálicos producidos se escorifican con la

sílice y el bórax.

Oxidación con aire u oxigeno

Para llevar a cabo esta operación se usa corriente de aire

sobre la superficie del oro o plata fundidos, para oxidar

los metales de mayor afinidad por el oxígeno. Así como en

la cooperación de los óxidos de los metales básicos son

disueltos y escorificados con litargirio, si hay plomo en

e bullón; se produce un fenómeno similar. Si están

presentes apreciables cantidades de otros metales, la

escoria cubre pronto la superficie del metal e impide el

contacto con el aire, en este caso es necesario espumar la

escoria a intervalos frecuentes, manteniendo el centro de

la carga libre de escoria para facilitar el proceso de

oxidación.

Equipos de fusión

Generalmente se emplea hornos rotatorios horizontales con

revestimiento refractario de sílice u hornos de crisol

basculantes calentados con petróleo o gas. Los crisoles se

fabrican de carburo de silicio.



A continuación se detalla el horno usado en nuestra

planta:

Propiedades requeridas por los fundentes

La temperatura de fusión debe ser inferior a la de los

metales a recuperar.

La densidad en estado de fusión debe ser menor que la de

los componentes del concentrado aurífero.

Debe solubilizarse en el metal para que su acción

química sea eficaz.



Los óxidos formados no deben ser solubles en el baño

metálico.

Debe tener una baja presión de vapor y no desprender

gases tóxicos.

En estado fundido, debe tener gran avidez por los

óxidos metálicos base u y otras impurezas.

Características de los fundentes

Los fundentes usados en la Refinería, para la formación de

escorias se describen brevemente a continuación:

Bórax: El Borato de Sodio usado está en forma anhidra

(Na2B4O7). El Bórax se funde a 743º C, lo cual disminuye

el punto de fusión para toda la carga. Cuando se funde

es muy viscoso, pero en calor rojo se convierte en un

ácido fluido fuerte el cual disuelve y capta

prácticamente todos los Óxidos metálicos (tanto ácidos

como básicos). Las grandes cantidades de Bórax pueden

ser perjudiciales causando una escoria dura y poco

homogénea. Además un exceso de Bórax puede dificultar

la separación de fases debido a la reducción del

coeficiente de expansión de la escoria y su acción de

impedir cristalización.

Sílice: El Dióxido de Silicio (SiO2) funde a 1750°C y es

el fundente ácido más fuerte y disponible que se tiene.

Se combina con Óxidos metálicos para formar cadenas de

silicato estables. Las escorias con alto contenido de



Sílice son extremadamente viscosas y retienen

excesivamente metálicos en suspensión. Cuando la Sílice

se mezcla con Bórax, se forman cadenas Borosilicatadas.

El ratio en peso de Bórax a Sílice en presencia de

cantidades considerables de Zinc, generalmente no debe

ser menor de 2:1.Estas escorias Borosilicatadas no solo

tendrán una alta solubilidad para Óxidos metálicos

base, sino que ofrecen buena fluidez al fundido.

Nitro: El Nitrato de Sodio (Na2NO3) se añade para oxidar

los metales básicos en la carga. Este es un agente

oxidante muy poderoso cuyo punto de fusión es de 338ºC.

A bajas temperaturas el nitro se funde sin

alteraciones; pero a temperaturas entre 500ºC y 600ºC

se descompone produciendo Oxígeno, el cual oxida a los

sulfuros y algunos metales como el Hierro, Cobre y

Zinc. Se debe controlar la adición de Nitro porque al

liberar Oxígeno ocasiona una reacción vigorosa y puede

ocasionar el rebose en el crisol. El Nitro reacciona

con el Grafito, provocando una excesiva erosión del

crisol reduciendo su vida.

Carbonato de Sodio: El Carbonato de Sodio (Na2CO3), es

un fundente básico poderoso que funde a 852°C. En

presencia de Sílice, el Carbonato de Sodio forma

Silicato de Sodio con el desprendimiento de Dióxido de

Carbono. Estos silicatos reaccionan con una variedad de

Óxidos básicos para formar silicatos complejos. Además,



debido a la facilidad natural para formar sulfatos

alcalinos, también actúa como desulfurizante y un

agente oxidante. El uso de El Na2CO3 proporciona

transparencia a la escoria pero en cantidades excesivas

origina escorias pegajosas e higroscópicas que son

difíciles de remover del Doré.

Fluoruro de Calcio: Conocido como Fluorspar (CaF2),

tiene un punto de fusión de 1380°C. Cuando se funde es

muy fluido y es capaz de mantener en suspensión

partículas sin fundir, sin afectar la fluidez de la

escoria. Reduce la viscosidad porque es un eficiente

rompedor de cadenas silicatadas. Aun en pocas

cantidades, el Fluoruro de Calcio tiende a atacar el

crisol y puede causar pérdida del Bórax por

volatilización del BF3.

Clasificación de los fundentes

Fundentes oxidantes

Nitrato de potasio

Nitrato de sodio

Cloruro de sodio

Fundentes reductores

Carbón vegetal

Harinas vegetales

Zinc

Hierro



Carbonato de sodio

Carbonato de potasio

Fundentes neutros o reguladores

Bórax

Sílice

Vidrio molido

Composición de la mezcla fundente

- Para 100 Kg. de precipitado tenemos:

80 Kg. de bórax

60 Kg. de dióxido de manganeso

40 Kg. de sílice

- Para 100 Kg. de precipitado, utilizar:

Bórax granulado 30 kilos

Carbonato de sodio 50 kilos

Nitrato de potasio 5 kilos

Sílice en polvo 10 kilos

Fundición del dore

El Doré es una aleación de Au y Ag. El objetivo del

proceso de fundición o fusión de precipitados de Oro y

Plata es obtener metal Doré en presencia de fundentes

formadores de escoria a temperaturas que excedan el

punto de fusión de todos los componentes de la carga

típicamente entre 1200 y 1300ºC. El tiempo que se



demora en fundir completamente la carga no solo depende

de la calidad de la escoria que se forma sino también

de la composición química de la aleación Oro-Plata. El

punto de fusión del Oro es de 1064°C, mientras que la

Plata funde a 962°C. La Figura 1 muestra el diagrama

binario Ag-Au y se puede apreciar que el punto de

fusión de la aleación se incrementa si aumenta el

contenido de Oro.

Con el Bórax:

Na2B4O7.10H2O + Q = 2B2O3 + Na2O + 10 H2O (200ºC)

x Me2O + y (B2O3) = x Me2O . y(B2O3)

Con la Sílice:

x MeO + y SiO2 = x MeO . y SiO2

x Me2O3 + y SiO2 = x Me2O3 . y SiO2

Me = Metal

La preparación de la carga es una tarea crítica en la

operación de la fundición. El precipitado y el material

recuperado de las escorias son pesados y mezclados con

fundentes en proporciones adecuadas con el objetivo de

obtener una escoria con las siguientes propiedades:

Bajo punto de fusión

Baja densidad

Baja viscosidad

Alta fluidez



Alta solubilidad de los óxidos de los metales

básicos

Insolubilidad de los metales preciosos

Bajo desgaste refractario (corrosión / abrasión)

Fácil de romper para volver a ser tratado.

La eficiencia en la separación entre la escoria y el

metal Doré, se mide en términos de leyes de Au y Ag en

la escoria o lo que es lo mismo, la recuperación de

metales base (y otras impurezas) atrapadas en la

escoria. La perfomance depende de la naturaleza del

precipitado a ser fundido, en base a su contenido

metálico y las propiedades de los fundentes a ser

usados.

Las escorias

Se entiende por escoria, una mezcla de compuestos y

óxidos de diversos orígenes (como por ejemplo las

impurezas y las gangas de los minerales) y otros

aditivos que actúan como fundentes. Durante la

fundición, la escoria forma una fase que se separa del

doré y debido a su inmiscibilidad y menor densidad se

ubica sobre éste, lográndose así la separación de ambas

fases.



Para la formación de escorias es necesario emplear

diversos reactivos fundentes (conocido en inglés como

flux). Se entiende por fundentes, toda sustancia o

compuesto que se agrega a propósito a la carga, con el

objeto de facilitar la fusión de aquellos componentes

de alto punto de fusión como los involucrados en la

fundición del Oro. Los puntos de fusión y ebullición

para los metales y compuestos importantes en la

fundición del Au se encuentran en la tabla 1.

La adición de fundentes se efectúa principalmente por las

siguientes razones:

Reducción de pérdidas por volatilización: Los fundentes

reducen el punto de fusión de la carga a un nivel por

debajo de la temperatura que pudiera ocasionar

volatilización. La fusión forma capas de escorias

vidriosas que cubren físicamente el metal durante la

fundición, reduciendo el potencial de los elementos

volatilizantes de la capa del metal.

Protección del baño: La formación de una capa de

escoria aísla el baño metálico fundido de la atmósfera

para evitar posibles reacciones de oxidación con ésta.

Asimismo se evita las excesivas pérdidas de calor.

Recolección de impurezas: Los fundentes reaccionan

químicamente con las impurezas que contiene el

precipitado. Las impurezas forman con los fundentes,

compuestos químicos que son solubles en la escoria.



Características de la escoria

Las escorias producidas deben cumplir con las siguientes

características generales:

Bajo punto de fusión.

Baja viscosidad.

Baja densidad.

Alta fluidez.

Alta solubilidad de los óxidos de los metales básicos.

No solubilidad del Oro y la Plata.

No alterar el estado metálico del Oro y la Plata.

Buena separación del metal Doré.

Bajo desgaste refractario (por corrosión y/o abrasión).

Fácil de romper para volver a ser tratado.

REACTIVACIÓN DE CARBÓN ACTIVADO

El carbón pierde eficiencia de carga y disminuye su

cinética de adsorción, con cada ciclo. Para reactivarlo, se

toma en cuenta primero cuál es la causa de la pérdida de

eficiencia:

Atrapamiento de grasas y deterioro de la actividad

superficial del carbón.

Enceguecimiento del carbón con escamas de carbonatos y

yeso.

1. Reactivación Química



Para la segunda causa, principalmente para remover las

incrustaciones de carbonato de calcio, el carbón se lava

con ácido nítrico diluido o bien con ácido clorhídrico

diluido. La frecuencia de lavado es también función de

contenido de sulfuros de mineral, ya que otra causa

principal del problema de enceguecimiento de los carbones

es la oxidación de S2- a SO42- y su posterior precipitación

como yeso.

Por ejemplo, en las plantas sudafricanas, este lavado

ácido se realiza previo a la elusión del carbón, usando

ácido clorhídrico diluido, 3% HCl, y caliente, a 90ºC.

Previo al lavado con ácido, es cuidadosamente enjuagado

con agua para evitar la formación de gas cianhídrico,

HCN-. En estos casos, además de los carbonatos y sulfatos

de calcio, se remueve algo de los otros metales cianurados

que se pueden haber adsorbido en el carbón, como son los

complejos de cobre, níquel y zinc. En cambio, en las

plantas norteamericanas este lavado con ácido se realiza

después de la elusión y antes de la reactivación térmica.

2. Reactivación Térmica

Para la primera causa, se usa un horno con fuego

indirecto, repitiendo el esquema usado para preparar el

carbón. Para ello se requiere de un horno rotatorio,

aislado eléctricamente, alimentado a gas o petróleo, que

alcance una temperatura de entre 650 y 1000ºC; con una



atmósfera inerte libre de oxígeno y un tiempo de

residencia en la zona caliente de hasta 30 minutos.

También se han usado con éxito otros hornos de tipo

vertical con calefactores eléctricos, que han resultado

ser más convenientes en términos de inversión. La humedad

propia del carbón, al evaporarse, excluye el oxígeno que

pudiera estar presente. Según C.A.Fleming, al calentarse

el carbón húmedo se produce una combustión parcial

superficial:

El carbón regenerado es apagado con agua (recomendación

inicial del U.S. Bureau of Mines) o enfriado con aire

(práctica recomendada por Homestake Mining) y, a

continuación debe harnearse para remover los finos

(esencialmente bajo 200#) producidos en el proceso de

regeneración. En este caso se pierde mucho carbón

(aproximadamente el 75% de las pérdidas totales de una

planta ocurren aquí) por la rotación y atrición en el paso

a través del horno. Finalmente, el carbón se acondiciona

con agua antes de volver al circuito de adsorción.

C + H2O ↔ CO + H2

C + 2H2O ↔ CO2 + 2H2



CAPÍTULO III

TRABAJOS ENCOMENDADOS

DETERMINACIÓN DEL FLOW RATE EN LAS CELDAS DE LIXIVIACIÓN

1) OBJETIVOS :

Determinar el flow rate en la celdas de lixiviación

Tener conocimiento de que tipo de riego se aplica en

minera san simon

2) INTRODUCCION:

2.1 Métodos de lixiviación:

La hidrometalurgia del oro presenta varios métodos de

lixiviación, entre los que tenemos:

lixiviación por agitación

lixiviación in-situ

lixiviación en pilas

lixiviación en botaderos

La selección del método de lixiviación depende de :

o caracterización físicas y químicas de la MENA



o caracterización mineralogía

o ley de mena

o solubilidad del metal útil en fase acuosa

o cinética de disolución

o magnitud del tratamiento

o facilidad de operación

o reservas del mineral

o capacidad de procesamiento

o costo de operación

o rentabilidad

2.2 Flujo de fluidos en tuberías:

El diseño de tuberías y selección de una tubería que

satisfaga los requisitos del sistema para el caso del

armado de troncales de riego , depende de muchos factores

entre los que se pueden mencionar los siguientes : e

tamaño. El régimen de flujo, solidez., carga, exposición,

impacto, resistencia química, factibilidad de montaje,

costo inicial, costo instalado,

2.3 Sistema de distribución de soluciones:

Para tal caso hemos preparado un resumen de los

diferentes tipos de materiales que se usan en el área de

lixiviación para el armado de montaje de troncales de

riego.

2.4 Tubería de HDPE:



Esta tubería esta fabricada de un material polimérico de

alto peso molecular, de origen petroquímico. Las siglas

significa “High Dnsity Poliethylene, que en español es

“Polietileno de alta densidad. Las ventajas de la tubería

de HDPE son:

Permiten mayor flujo de un material sin problemas de

atoros gracias a su superficie

ideal donde hay vibraciones y dilataciones.

Resiste temperaturas desde 0 a 100 °C

De fácil instalación

Resistente a los impactos fuertes

Gran estabilidad química

Gran resistencia a los rayos ultravioletas

2.5 Miniwobler:

El aspersor miniwobbler es un rociador , originalmente

diseñado para irrigación agrícola , que crea un patrón

de rociado uniforme, fabricado con termoplástico de

alta densidad de ingeniería de alto impacto , posee una

alta resistencia a la corrosión , el oscilador cuenta

con una pieza móvil y ningún resorte metálico. La única

pieza móvil es el conjunto deflector y trípode , que

descansa encima de la base y se sostiene suelto en su

lugar mediante soporte de la boquilla . La solución



ingresa ala oscilador por la base y sube por el

monilete y por el inserto de la boquilla.

El aspersor que utilizamos en lech pad es el

miniwobbler # 7, cuya boquilla de salida es de 7/64”.

2.6 Aplicación de los sistemas de riego:

Los sistemas de riego están conformados por tuberías y

accesorios de yelomine y HDPE; aspersores tipo

miniwobler, etc.

En la lixiviación de oro en pilas, los métodos más

importantes son el riego por aspersión y por goteo.

2.7 Sistema de riego por aspersión:

Puede decirse que se tarta de un sistema en el que la

superficie de la pila recibe la solución en forma de

lluvia. Básicamente, un sistema de riego por aspersión

consta de:

grupo de bombeo

tuberías de transporte

tuberías de distribución

aspersores

elementos auxiliares

suelos de textura gruesa(ROM)

cuando la disponibilidad del recurso hídrico no es

limitante



cuando se tienen aguas muy duras y por lo tanto de

precipitación de carbonatos

cuando se requiere una buena oxigenación de la

solución

condiciones climatológicas

3 Procedimiento experimental:

Se elige la celda donde se va a flujear, se toma un

aspersor tapándolo para que llene el recipiente de 7

litros, para lo cual se va a controlar el tiempo de

llenado, esto se hará para cada aspersor que se

encuentra a lo largo de la tubería, las cuales derivan

de una matriz de riego.

Una vez tomado los tiempos de la mayoría de aspersores

ubicados en una celda con la ayuda de un mapa para no

pasarnos a otra celda, estos datos se llevaran a una

hoja de cálculo de Excel junto con el área de cada

celda obtenida del AutoCad, se podrá determinar el Flow

Rate en razón de lt/h.m2.

Implementos de seguridad

- ropa de agua (pantalón y camisa)

- botas de jebe



- guantes de jebe

- careta transparente

- respirador con doble filtro

- antiparras

Materiales:

- recipiente de 7 litros

- cronómetro

4 RESULTADOS:

EL ratio de regadío, la relación de Lt/hr.m2, nos permite

determinar un flujo del emisor con respecto a un área,

para que fluya la solución lixiviante adecuadamente sin

empozamiento o ahogo de pila, por lo general está en un

ratio de 10 a 15 Lt/hr .m2

El caudal del emisor permite tener un espacio adecuado de

emisor a emisor , ya que un espacio mayor determinara

tambien el caudal mayor , para mantener el ratio.

Homogeneidad del riego, quiere decir que el area debe

contar con un riego uniforme , es decir un flujo igual de

cada emisor en todo el area que este lixiviando.

PRUEBA EN BOTELLA: DETERMINACIÓN DEL % DE RECUPERACIÓN DE ORO

a. Objetivos



Obtener la mejor recuperación de oro de un mineral

proveniente del tajo.

Determinar el consumo de reactivos en kg/TM (cianuro y

cal).

b. Materiales y equipos

Mineral aurífero

Equipo de rodillos

Balanza digital de 6 dígitos

centrífuga

pHmetro

Botellas de 10 L de capacidad

Probetas graduada 25ml

Embudo de vidrio (vástago largo)

Pipeta volumétrica

Bureta

Pizeta y bombilla de jebe

Reactivos: NaCN, cal, AgNO3 factor 0,01 N, rodamina,

agua destilada

c. Procedimiento

Chancar el mineral en la chancadora y rodillo, hasta

100% - m10.

Hallar la ley cabeza del mineral, se envía una muestra

al laboratorio químico.



Prepara 2 litros de agua para 1 kg de mineral chancado.

Revisar el pH natural del mineral, después de 10 minutos

de agitación y uso de centrifuga.

Calcular la cal necesaria para un 1 Kg de mineral, el

ratio de cal que se utiliza es de 0.4 kg/ton, para un pH

de 10.5-11.

Determinar el peso de NaCN necesario para realizar la

siguiente prueba según los parámetros indicados, en este

caso es de 0.51g NaCN para una concentración de 250ppm.

Rotar por 48 horas controlando el pH y el % de CN- en

2,6, 12, 24 y 48 horas que dura la prueba.

Tomar 20 ml de alícuota en las horas indicadas, luego de

centrifugarla se titulará en un matraz 5 ml de muestra,

para ver el consumo de cianuro, si aspí fuera el caso se

repondrá NaCN de igual manera se medirá el pH y 10 ml se

enviarán a laboratorio químico para su posterior

análisis por absorción atómica.

Agregar 3 gotas de rodamina, titular con AgNO3 y medir

el pH al contenido de 5 ml de solución cianurada.

Calcular el % de NaCN y peso de NaCN a reponer en cada

hora.

Reponer a la botella los 20 ml con agua.

Una vez finalizada la prueba se mandarán a analizar la

ley de ripios de mineral con ayuda de un floculante para

sedimentar los sólidos suspendidos.

Reportar todos los datos obtenidos en una tabla.



Determinar el consumo de cianuro de cal y cianuro en

kg/TM de mineral.

d. Resultados

Fecha de prueba 10/02/2015Peso húmedo gr Humedad 2.09 %Peso seco 1000.0 grConsumo cal 0.80 Kg/TMVol. Alícuota 20 ml

CONDICIONES

PH:natural: 5.33

Peso Muestra (Kg) 1.00Tamaño

Granulométrico 100% Mech -10

Dilución (L/S) 2/1Volumen de solución

(litros) 2

pH 11.92Fuerza de Cianuro

(ppm) 250

Tiempo (horas) 48Adición inicial de

Cal (gr) 0.800Adición inicial de

NaCN (gr) 0.510



PRODUCTOS

Vol.Alícuota(lt)

Tiempo

(horas) pH

NaCN(ppm)

Consumo de Reactivos Ley (ppm) gr/TM

%Recuperac

ión

NaCN

(gr)

NaCN(Kg/ton)

Cal(gr)

Cal(Kg/ton) Au Ag Cu Au Ag Cu Au Ag

Cu

0 011.92

250.00

0.510 0.000

0.40 0.400

0.000

0.000

0.000

0.000

0.000

0.000

0.00

0.00

0.00

Sol. Rica1 (*) 0.02 2

11.91

250.00

0.000 0.000

0.00 0.000

0.154

0.186

0.508

0.311

0.371

1.016

38.56

10.90

0.58

Sol. Rica2 (*) 0.02 6

11.71

250.00

0.000 0.000

0.00 0.000

0.244

0.286

0.726

0.495

0.572

1.451

61.44

16.80

0.82

Sol. Rica3 (*) 0.02 12

11.54

250.00

0.000 0.000

0.00 0.000

0.295

0.351

0.955

0.604

0.702

1.910

74.89

20.60

1.08

Sol. Rica4 (*) 0.02 24

11.48

250.00

0.000 0.000

0.00 0.000

0.314

0.349

1.357

0.648

0.698

2.714

80.44

20.50

1.54

Sol. Rica5 (*) 0.02 48

11.16

241.25

0.018 0.018

0.00

0.333

0.373

2.027

0.693

0.746

4.054

86.04

21.90

2.30

TOTAL11.56

248.54

0.510 0.000

0.40 0.400

Au Ag CuMetal en solucion (gr/TM) 0.693 0.746 4.054Residuo (gr/TM) 0.112 2.662 172.470Cabeza Calculada (gr/TM) 0.806 3.408 176.524Cabeza Ensayada (gr/TM) 0.778 4.483 204.575Recup. Ensayada % 89.082 16.643 1.982Recup. Calculada % 86.044 21.896 2.297



e. Conclusiones

Por cada TM de mineral arenisca tipo oxidado con las

características del que ha sido analizado, para asegurar

una buena cianuración en tanques, es necesaria la adición

de 0.51 Kg de NaCN.

Por cada TM de mineral tratado en tanques en las mismas

condiciones de estudio, son necesarias 0.4 kg de cal para

asegurar la protección del NaCN.

La mayor extracción de Au se dio en las 48 horas de 86 %.

0 10 20 30 40 50 600.0010.0020.0030.0040.0050.0060.0070.0080.0090.00100.00

Cinetica de Extraccion

Series2Series4Series6

Tiempo de Lixiviación (horas)

% Re

cupe

raci

ón



f. Recomendaciones

La solución de NaCN – mineral aurífero debe estar lo

suficientemente clarificado para poder tener una buena

visualización del cambio de color cuando se ha alcanzado

el punto de equivalencia.

El agua a reponer debe usarse para lavar el vaso utilizado

en la extracción de muestra de la botella para evitar

perdida de mineral (sólidos).

Usar los EPPs adecuados y necesarios para evitar algún

daño personal y al medio ambiente.

PRUEBA EN COLUMNA: DETERMINACIÓN DEL % DE RECUPERACIÓN DE ORO

a. Objetivos

Determinar el porcentaje de recuperación de oro.

Determinar si el mineral se puede tratar por

percolación, y consumo de reactivos.

b. Materiales y equipos

Probeta de 20 ml.

Matraz Erlenmeyer

Bureta, pipeta

Vaso de Precipitación

Baldes.

Bombas pequeñas con regulador de Flujo.



Guantes Quirúrgicos.

pHmetro

Columnas de 12” de diámetro aprox y largo de 2.5 m.

Balanza digital.

cal (regulador de pH)

NaCN (solvente)

Rodamina (indicador).

AgNO3 (titulante)

c. Procedimiento

El mineral traido del tajo se tritura hasta una

granulometría aproximada de +m 2 pulg., para

simular la lixiviación en el pad, tomamos 100 kg de

mineral procedemos a homogenizar por coneo. Sacamos

su humedad respectiva y a la vez medimos su pH

natural del mineral y enviando analizar la ley de

cabeza respectiva.

Las columnas de percolación se cargan con el

mineral el cual se adiciona una cantidad de cal

con un ratio aproximado de 0.5kg/ton según pruebas

realizadas (generalmente calculada en las pruebas

en botella) para elevar a un pH óptimo de 10.5-11.

Como parámetro de riego se utilizan valores del

orden de 5-20 l/h.m2 (Densidad de riego o flow

rate), en nuestro caso es de 11 y 15 lt/h.m2. y

una velocidad de flujo de 8.1 ml/min.



Se prepara la solución lixiviante con un volumen de

riego de 11.68 litros, además de 0.30 g de cal para

la alcalinidad protectora del NaCN y aspi evitar

que volatilice.

El NaCN se agregará dependiendo si la columna es

nueva con una concentración de 300ppm durante 3

días que es 3.58g de NaCN, luego del cual se bajará

la concentración a 150ppm que es 1.78g NaCN hasta

que termine de diluir todo el contenido metálico

presente, aproximadamente 10 a 15 días, esto

dependerá de la ley de la solución pregnant

cosechada.

La prueba consta de cosechar diariamente la

solución pregnant que caerá por goteo en los baldes

bajo cada columna, del cual se tomaran datos como

peso, fuerza de cianuro, pH, y contenido de

metales como Au, Ag y Cu.

Cuando la extracción ha sido completada, esto

dependerá de las leyes reportadas, el mineral es

lavado con agua por un día hasta que el contenido

del oro en la solución no sea mayor a 0.01 g/l y

luego el residuo es retirado de la columna y

secado, posteriormente el residuo es ensayado

directamente para determinar el contenido tanto de

oro, el cual será la ley de ripios de columna.

Los resultados obtenidos en la pruebas en columna



servirán para indicarnos la factibilidad técnica y

económica de lixiviar determinados minerales y

despejar las posibles hipótesis que se planteen en

la búsqueda de una mejora y optimización de los

procesos de cianuración.

d. Resultados

Laboratorio de Inv. MetalurgicasPeso humedo de Muestra (kg) 100.0

Humedad (%) 1.51Peso seco de Muestra (kg) 98.5Adicion de cal (kg/TM) 0.50

Granulometria 100% -2"

Altura de Columna (cm) 240.0Diametro de Columna (cm) 20.3Area de Columna (m2) 0.03Volumen Util de Columna (m3) 0.078

Cianuro de Sol. Lix. (ppm) 300

Flow - rate (Lt-h/m2) 15.0Flujo de riego (ml/min) 8.11

METAL Au Ag CuLEY DE CABEZA [ppm

] 0.829 4.483 204.575



LEY DE RIPIOS [ppm] 0.236 2.377 175.000

RECUPERACIÓN ENSAYADA[%] 39.0 11.7 0.7

CABEZA CALCULADA [ppm] 1.057 2.902 176.480

RECUPERACIÓN CALCULADA[%] 37.66 18.09 0.84

METAL EN SOLUCIÓN [ppm] 0.821 0.525 1.480

0 5 10 15 20 25 30 35 400.0

10.0

20.0

30.0

40.0

50.0

60.0

70.0

80.0

90.0 % de Recuperación

%RECUPERACIÓN Au

Tiempo (Dias)

Recu

peraci

on (

%)



e. Conclusiones

Se logró una recuperación de Au en el mineral sulfuroso de

37.66% siendo está muy baja para llevarlo a una aplicación

industrial, tal vez este mineral requiera de un pre -

tratamiento.

Se obtuvo un % de extracción de Au máxima al onceavo día.

f. Recomendaciones

El control del flujo de solución cianurada a la columna de

lixiviación, debe realizarse por lo menos uno cada hora y

mantenerlo constante de acuerdo al área.

Cuando se prepare la solución cianurada que se va a

reponer, asegurarse que el CaO y el NaCN estén

completamente disueltos para evitar que se obstruya la

manguerita y por ende disminuya el caudal de flujo.

El llenado a la columna debe hacerse tal que el mineral

dentro quede distribuido de manera homogénea y con los

menos espacios vacíos, evitando medidas excesivas de

asentamiento dado que esto es determinante para ver si el

mineral se carga aglomerado. Usar en todo momento los

implementos de seguridad como guantes; respiradores de

gases, lentes, etc.

CIANURACIÓN EN COLUMNA ROM DE 4 Y 8 METROS DE ALTURA



1. OBJETIVOS

Evaluar cómo afecta en la extracción metalúrgica del oro la variación de alturas de las la pilas de lixiviación de de 4 a 8 metros.

Evaluar y cuantificar los parámetros más importantes en lalixiviación como: velocidad de lixiviación, extracción máxima y consumo de cianuro.

2. PROCEDIMIENTOS

Toma de muestra: se saco 26TM de mineral del banco 3468, brechade categoría A según los reportes de los polígonos de producción Ore control con una ley de 2gr Au/TM.

Muestra que al análisis para las pruebas dio como leyes de

cabeza:

Condiciones de prueba:



3. RESULTADOS

Cuadro I: Resultados y parámetros de lixiviación de la columna

ROM de 4 metros de altura

Tiempo

(días)

4 METROS 8 METROSDisolución Au(gr/TM)

%Extracció

n Au

ConsumoNaCN

(Kg./TM)

Disolución Au(gr/TM)

%Extracció

n Au

ConsumoNaCN

(Kg./TM)0 0.906 0.0 0.011 1.126 0.00 0.0051 0.906 0.0 0.022 1.126 0.00 0.0112 0.834 8.0 0.031 1.126 0.00 0.0163 0.693 23.6 0.039 1.081 4.00 0.0214 0.458 49.5 0.046 1.018 9.60 0.0255 0.272 70.0 0.050 0.889 21.05 0.0296 0.213 76.5 0.053 0.782 30.58 0.0317 0.150 83.4 0.054 0.675 40.07 0.0338 0.126 86.1 0.058 0.579 48.63 0.0369 0.112 87.7 0.059 0.478 57.61 0.03810 0.102 88.7 0.060 0.374 66.79 0.04011 0.092 89.9 0.062 0.272 75.88 0.04012 0.085 90.6 0.063 0.201 82.16 0.04113 0.079 91.2 0.064 0.159 85.86 0.04214 0.075 91.7 0.065 0.132 88.28 0.04215 0.071 92.1 0.067 0.115 89.77 0.04316 0.069 92.4 0.067 0.101 91.00 0.04317 0.067 92.6 0.069 0.090 91.98 0.04418 0.065 92.9 0.070 0.082 92.68 0.04519 0.063 93.1 0.071 0.076 93.27 0.04520 0.062 93.2 0.072 0.071 93.67 0.04521 0.061 93.3 0.073 0.068 93.99 0.046



22 0.060 93.4 0.066 0.065 94.26 0.04623 0.060 93.4 0.065 0.064 94.33 0.05024 0.063 94.40 0.05425 0.062 94.52 0.05126 0.061 94.60 0.04927 0.060 94.65 0.049

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20 220.0

20.0

40.0

60.0

80.0

100.0 EXTRACCION DE Au

4 Metros8 Metros

DIAS

% EX

TRAC

CION

0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20 220.000

0.200

0.400

0.600

0.800

1.000

1.200 CINETICA DE DISOLUCION DEL ORO

4 Metros8 Metros

DIAS

Au g

r./T

M



0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20 22 24 26 28 300.000

0.010

0.020

0.030

0.040

0.050

0.060 COMSUMO DE CIANURO

4 Metros8 Metros

DIAS

N

aCN

Kg./

TM

4. OBSRVACIONES Y CONCLUSIONES

Las concentraciones iníciales de cianuro para este tipo de

mineral brecha tiene que ser por lo menos 500 ppm de modo

que no se tenga ese déficit de cianuro libre en los

últimos metros de la pila, como se puede ver en los cuadro

I y II se tiene un mínimo de cianuro libre 36 ppm para la

columna de cuatro metros y 15 ppm para la de 8 metro.

La ventaja obtenida por la columna de 4 metros en la

velocidad de disolución y él % de extracción es

contrarrestada por la de 8 m, tal es que a los 25 días de

riego solo hay una diferencia 3% y los 35 días las curvas

se superponen.

En cuanto al consumo de cianuro al igual que el ítem

anterior para la columna de 4 metros los primeros días se

hace exponencial mientras que la de 8 metros tiene un

comportamiento casi lineal de inicio a fin, a partir de



los 20 días de riego se puede ver que la columna de 4 m

deja de consumir cianuro esto debido a que la cinética de

disolución se hace lenta por el agotamiento de finos en la

columna.

Por otra parte a manera de cometario la velocidad de

disolución de cobre es controlada por la ley de Fick

(difusión diferencia de concentraciones del metal en el

mineral con respecto a la solución Lixiviante). Dicho

fenómeno nos favorece en nuestras operaciones ya que las

concentraciones de cobre esta alrededor de 30 ppm y no se

da un incremento muy considerable a través del tiempo a

pesar del exceso de cobre que tenemos en el mineral.

Se está coordinando con Geología para sacar una muestra

similar para correr una réplica y corroborar el

comportamiento en la lixiviación de este tipo de

minerales.



CAPITULO VI

6.1. Referencias bibliográficas

Reyes López, Iván (1998), Metalurgia del Oro, Universidad

Nacional de Trujillo, Trujillo,Perú.

Castillo M. Jorge (2003), Lixiviación en Columnas Altas de

Minerales Auríferos, Tecsup, Lima.

De la Torre Chauvin, Ernesto, Guevara Caiquetán Alicia,

junio 2005, recuperación de oro a partir de minerales

refractarios polisulfurados, Pontificia universidad

Católica del Perú. Lima.

Vargas, J. Metalurgia del Oro y Plata. 2°ed.Editorial San

Marcos. Perú.1990.

Velasco, Carlos Pirometalurgia del Oro. Encuentro

Internacional sobre Metalurgia del Oro Pontificia

Universidad Católica del Perú. Lima, 1999.

http://www.textoscientificos.com/mineria/lixiviacion-oro/

cianuracion



APÉNDICE



1. Cálculos de la prueba metalúrgica de cianuración en botella

Calculo de la cal para ½ Kg de mineral de tipo oxido

Wcal=500gmineral×0.1gdecal

50grdemineral

Wcal=1gdecalpara12Kgdemineral

Si el mineral presenta un pH de 7.5, entonces yo necesito 1

g de cal para lograr elevar el pH a 10.5

Determinación de % de NaCN libre



%NaCNlibre=F(mlgastadodeAgNO3)

Determinación del Factor

De acuerdo con la ecuación de neutralización

AgNO3+NacN→AgNa(CN)2+NaNO3

Según el balance estequiométrico de AgNO3 y NaCN:

F=WAgNO3

×2PMNaCNVAgNO3

×PMAgNO3×Vmuestra

×100

Donde:

WAgNO3 = Peso del nitrato de plata diluido en un litro de

agua.

V AgNO3 = Volumen de agua para la preparación de la solución

de nitrato de plata.

PM AgNO3 = Peso molar del nitrato de plata.

PM NaCN = Peso molar del cianuro de sodio.

V muestra = Volumen de la solución cianurada.

Entonces:

F=(3.26g)(2×49g /mol)

(1000ml )¿¿

F=0.0188%



Por lo tanto en la primera titulación;

%NaCNlibre=0.0188%(4.2ml)

%NaCNlibre=0.079%

Determinación del NaCN agregado

En la preparación de la botella:

WNaCNagregado=

(%NaCNiniial−%NaCNfinal)100

×Vsoluciónbotellaenml

Por ejemplo para la primera titulación;

WNaCNagregado=

(0.094−0.079)100

×1000

WNaCNagregado=0.15

Determinación del NaCN eliminado

WNaCNeliminado=Vmuestra×%NaCNfinal

100

Por ejemplo para la primera titulación;

WNaCNeliminado=10(0.079)

100WNaCNeliminado

=0.0079g

Calculo del NaCN acumulado

WNaCNacumulado=WNaCNagregado

−WNaCNeliminado



WNaCNacumulado=0.15g−0.0079g

WNaCNacumulado=0.142g

Calculo del consumo total de cal

Consumodecal=1gcal

0.5Kgmineral× 1Kgcal1000gcal

×1000gmineral1TMmineral

Consumodecal=2Kgcal/TMmineral Calculo del consumo total de cal

ConsumodeNaCN= 0.485gNaCN0.5Kgmineral

× 1KgNaCN1000gNaCN

× 1000Kgmineral1TMmineral

ConsumodeNaCN=0.97KgNaCN /TMmineral

Mineral OxidoPeso Mineral(gr): 1000Acidez del mineral: 7,5

Dilución: 2:1Agua (ml): 2000FCN(ppm): 250

pH 10-11Tiempo de

agitación(hr):10



1. Cálculos de la prueba metalúrgica de cianuración en columna

1. Determinación del factor ( F)

F=4.33gAgNO3

103mlAgNO3(ac)x 2(48.9gNaCN)169.8gAgNO3

x 10625mlNaCN(ac)

F=99.76ppm /mlAgNO3(ac)

2. Determinación del porcentaje de NaCN

ppmNaCN=F¿)

ppmNaCN=99.76 ¿)

Ejemplo: día 01, ml AgNO3 (ac) gastados = 0.4

ppmNaCN=99.76 ¿)

ppmNaCN=40

3. Diámetro de columna (D)

D=12pulgx 0.0254m1pulg

D=¿0.3048 m

4. Área de columna de riego (A)

A=πD2

4 =π(0.1524m)2

4

A=π(0.1524m)2

4



A=0.182m2

5. Flujo de riego (J)

J=8.1ml /min

6. Densidad de flujo de riego o Flowrate (DJ)

DJ= JA

DJ=8.1ml /min0.0382m2 x

1L103ml

x 60min1H

DJ=12.72L /H.m2

7. Porcentaje de asentamiento

%asentamiento=alturainicialdemineral−alturafinaldemineral

alturainicialdemineralx100

%asentamiento=1.32−1.22

1.32

%asentamiento=7.58

8. Consumo de NaCN en el día “n” (NaCNn)

NaCNn=(ppmNaCN,i−ppmNaCN,n)(pesodesolucion)

n=1,2,3,4,5

Por ejemplo para el día n° 01:

NaCN1=(500−40)(4.595)

NaCN1=2113,7mg

NaCN1=2.114g



Los resultados para cada día de prueba se muestran en la tabla N°03

9. Consumo de NaCN durante la prueba (NaCNT)

NaCNT=∑j=1

j=nNaCNn

Wmineral

ANEXOS



