Molinos SAG de Bolas , Ciclon ,Tamiz ARES879876

VISITA TÉCNICA A LA COMPAÑIA MINERA ARES – PLANTA DE BENEFICIO

ESTA VISITA FORMA PARTE DEL PROGRAMA DE ENTRENAMIENTO DE MINERA YANACOCHA A FAVOR DEL LANZAMIENTO DE SU NUEVA PLANTA GOLD MILL, ENERO 2008 DIRIGIDO A: ING. ADRIÁN CORIHUAMAN Sub. Gerente de Operaciones ING.CRISTIAN GARCIA Superintendente de Planta de Beneficio ING. GALO SOTOMAYOR Jefe de planta ING.ALBERTO MOSCOSO Jefe de Refineria

Arequipa,

agosto de 2007

AGRADECIMIENTO

El presente informe trata las operaciones del grupo HOCHSCHILD y el procesos en las distintas áreas de la Planta de Beneficio Compañía Minera Ares S.A.C. donde se realizo el entrenamiento, aprendizaje y evaluación del personal de M.Y.S.R.L. designado a esta compañía, realizándose la recolección de parámetros y variables de operación y mantenimiento en todos los circuitos para tal fin contamos con la colaboración de la Gerencia, Sub.Gerencia, Superintendencia de Planta, Jefe de Planta de Beneficio, Jefe Planta ILR, Supervisión de Guardia, Operadores, Jefatura del Área de Instrumentación, así como el apoyo del Área de Mantenimiento, a todos y cada uno de ellos el agradecimiento de sus alumnos de Yanacocha.

SECCIÓN CHANCADO Es la trituración que debe aplicarse al mineral, con el fin de separar, los distintos minerales que la forman. La liberación es importante, ya que de ella depende el grado de concentración y el porcentaje de recuperación, de un determinado mineral, en un proceso metalúrgico. Debido a la naturaleza de nuestro mineral no es frecuente el uso de esta sección, ya que la cantidad de mineral en mallas gruesas es mínima, siendo necesario este material como medio moledor para el molino SAG (molienda semiautogena),

El mineral mayor a 10” en el stop pile es clasificado por el cargador frontal enviándolo a la zona de chancado no mayor a 36”, mayor a este es retornado a mina para ser plasteado (voladura) Los cuidados que se deben observar durante el trabajo Verificar la correcta descarga del mineral menor a 36”. Usar siempre los equipos de seguridad, tales como el arnés de seguridad, respiradores para evitar absorber polvo, casco, guantes. (EPP) Durante la descarga mantenerse alejado de la tolva de Gruesos. Verificar que se encuentre en buen estado el equipo de seguridad que se vaya a usar. Alimentador de placas: Un alimentador de placas es un transportador corto y de movimiento lento. El transportador consiste en placas (también llamadas paletas o tablillas) construidas de acero manganeso unidas entre sí para formar una banda flexible, similar a maquinarias con orugas. El mineral cae sobre el alimentador desde un chute, o tolva, ubicado encima. Las placas móviles arrastran el mineral desde el punto de descarga hacia el chute de descarga. El alimentador corta constantemente una capa

del material desde el punto de descarga. Las fuerzas requeridas para hacer esto significa que el alimentador debe ser de construcción robusta y las placas están hechas de una aleación de acero manganeso resistente a la abrasión. Los componentes principales del alimentador de placas son:

Cadenas: Dos cadenas de acero de fuertes eslabones (similar a las cadenas de bicicletas) forman lazos continuos alrededor de los ejes de accionamiento y de cola. Las placas están empernadas a ellas. Placas: Estas son piezas en capas muy pesadas y fundidas de aleación de acero manganeso. Ruedas dentadas: Hay dos ruedas dentadas motrices en el extremo de cabeza del alimentador y dos ruedas dentadas en el extremo de cola. Los dientes de las ruedas dentadas engranan con las cadenas. Las ruedas dentadas están montadas sobre ejes forjados. Rodillos de carga: Estos son rodillos cortos, pesados y estrechamente espaciados que soportan las cadenas (y, por lo tanto, las placas) bajo la parte cargada del alimentador de placas. Los rodillos están embridados para guiar las cadenas. Rodillos de retorno: Los rodillos de retorno soportan las cadenas y placas a medida que éstas se desplazan sobre la parte inferior del alimentador en su camino de regreso al extremo de cola. Los embridados de las mismas placas viajan sobre los rodillos de retorno. Estos rodillos están más ampliamente espaciados que los rodillos de carga y están embridados en un lado solamente (como las ruedas del tren). Rieles de impacto: Dos rieles de acero recorren la longitud del alimentador, debajo de las placas. Los rieles soportan las placas en el centro. Si el chute o buzón debajo de la tolva de extracción se ha vaciado y una carga cae súbita y limpiamente desde el acopio sobre el alimentador, los rieles impiden que las placas se doblen y rompan.

Bastidor principal: Dos miembros estructurales pesados corren a lo largo del alimentador y están unidos entre sí mediante miembros transversales. El bastidor está soldado para brindar resistencia y rigidez.

El alimentador de placas es un mecanismo que hace posible que la chancadora de quijadas, reciba una carga uniforme, y que la descarga de la tolva de gruesos no sea violenta.

Características del Motor: Marca :

RELIANCE ELECTRIC

Modelo:

2SZ

Tipo

P

Designación

B

Potencia

10HP

Voltaje

440 volts.

Corriente

12,4 amps.

Hz

60

Código

H

ISOL/INSL

F

S. F.

1.15

Amb.

40ºC

IP

55

Eficiencia

90.20%

peso

187 Lbs.

Rod. Opuesto

35BC02J30X

Rod. Acople

35BC02J30X

Los cuidados que se deben observar durante el trabajo Buena lubricación de las chumaceras Monitorear la temperatura del motor y chumaceras. Que las placas estén completas y con guardas. Que el sistema de movimiento (piñón, catalina) estén bien lubricados

FAJAS TRANSPORTADORAS Generalmente, las correas transportadoras están fabricadas de capas de tela y caucho adheridas entre sí. La capa superior e inferior son de caucho. La capa superior por lo general es más gruesa para resistir el daño causado por las rocas. En las largas correas transportadoras que manejan grandes cargas, puede haber cables insertos entre la tela de la correa y las capas de caucho. Los cables proporcionan resistencia adicional. La correa es accionada y guiada por grandes poleas cilíndricas en cada extremo, con otras poleas actuando para aportar tensión. Las poleas están revestidas—cubiertas con caucho—para mejorar el contacto con la correa. La cobertura de caucho, o revestimiento, mejora la tracción en las poleas motrices y reduce el deslizamiento, y por ello el desgaste.

Faja Nº. 1: (Faja de finos) Esta ubicada en la parte inferior del alimentador de placas, recepciona los restos finos que se quedan atrapados en el alimentador de placas y los lleva hasta un chute que comunica con la faja Nro. 2. La longitud de la faja es de 10 metros, su ancho es de 1.6 metros, los polines que la conducen se encuentran a una distancia promedio de centro a centro de 1 metro, el diámetro de dichos polines es de 14 cm. El radio de la polea de cabeza es de 19 cm., mientras que el radio de polea de cola es de 25 cm. Características del MOTOR:

Marca :

ABB

Modelo:

4433-9042-P5

FREC:

60 Hz

Cat

A

f.s.

1

Kw(HP-CV)

2,3(3)

rpm

1100

ISOL/INSL

F

∆T

80

IP

55

Alt.

5000m

Volt

440/380/220

Amp

6/10,4/12

REG DUTY

S1

Max amb.

40 °C

Rend %

67.79

Cos φ

0.73

Rod. Opuesto

6306 ZZ

Rod. Acople

6205 ZZ

Kg.

31

Características del REDUCTOR: Marca :

BONFIGLIOLI ITALIA

CHANCADORA DE MANDÍBULA (ARTICULACIÓN ÚNICA) Los trituradores de mandíbulas aplican energía al material que va a ser triturado apretándolo entre dos superficies duras. Cuando la energía aplicada excede la capacidad del material de absorber esta energía, el material se rompe. Los trituradores de mandíbulas consisten esencialmente en dos superficies trituradoras colocadas casi verticalmente: una está fija y la otra se mueve alrededor del punto de pivote. El triturador de mandíbulas de articulación única consiste en una placa fija llamada la mandíbula fija, o mandíbula estacionaria, y de una placa en movimiento llamada la mandíbula móvil, o mandíbula oscilatoria. El fondo de la mandíbula móvil es

sujetado por una placa de articulación única. La parte superior se desplaza desde atrás hacia adelante mediante un eje excéntrico rotatorio que corre a través de la parte superior de la mandíbula móvil (acción de un triturador de mandíbulas). Este arreglo permite que la mandíbula móvil se mueva desde atrás hacia adelante, así como también desde arriba hacia abajo, mientras gira el eje excéntrico. El material de alimentación ingresa al triturador de mandíbulas a través del orificio de admisión en la parte superior de las dos placas y es descargado en el fondo del triturador.

CHANCADORA DE QUIJADA Datos Técnicos de la chancadora Marca : svedala Tamaño : 30 “X 40 “ Tipo : JW1108HD Numero de serie: 115058 Peso : 21650 Kg. RPM : 1185 Voltaje : 440 Eficiencia : 92.2 % Año : 1997 Tonelaje : 86.4 t/hora

FAJA Nº. 2 Esta faja se encuentra ubicada en la parte inferior de la Chancadora de quijada, su función es transportar el mineral chancado, con un tamaño promedio de 8” al stop pile. En este se encuentran tres tolvas o alimentadores vibratorios que pueden trabajar individualmente apoyado por un cargador frontal, de acuerdo a la operación. Características de la Faja 2 Longitud

: 92 metros aprox.

Ancho

: 72 cm.

Diámetro Polea de Cabeza

: 53 cm.

Diámetro de Polea de Cola

: 40 cm.

Diámetro de polea de contrapeso: 42 cm

Tolva de Finos Esta tolvas se encuentra ubicadas bajo el stop pile. Estas depositan el mineral por intermedio de los alimentadores vibratorios de manera homogénea en la faja Nro 4, esta transporta el mineral hacia el molino SAG, sabiendo que este necesita mineral heterogéneos para poder realizar una buena molienda, la abertura de esta tolva deja pasar tamaños de partículas de hasta 10 pulgadas. Volumen de la tolva Capacidad de la tolva

: :

1.5 m3 1.5 m3 x 2.5 TM / m3 = 3.75 TM

Alimentador Vibratorio

El chute de cada chimenea de extracción se dirige a un alimentador vibratorio. Los componentes de un alimentador son la bandeja y la unidad de accionamiento electromecánica (también llamada unidad de excitación). El alimentador es sostenido por cables que están sujetados a resortes de aislamiento y al chute de la chimenea de extracción. La bandeja es la superficie de transporte para el mineral, y está construida de acero. La unidad de excitación proporciona la fuerza que transporta el material sobre la bandeja. La unidad de excitación está conectada a la bandeja con resortes poliméricos resistentes a la corrosión. Los resortes están comprimidos para mejor estabilidad de carga, ángulos de alimentación mejorados y movimiento rectilíneo. La unidad de excitación incluye un conjunto de eje con pesas de afinamiento accionadas por un motor de velocidad variable. Los resortes de acoplamiento están empernados de manera segura a la unidad de excitación y a la bandeja, transmitiendo la fuerza de excitación a la bandeja. El alimentador está suspendido por cables equipados con amortiguadores de vibración. Los amortiguadores de vibración aíslan al alimentador vibratorio de la estructura circundante. La longitud de recorrido (amplitud de la vibración) del alimentador es fija. La velocidad de vibración del alimentador es dictada por la frecuencia de la fuente de potencia hacia el motor. Variando la frecuencia del motor puede variar la cantidad de material que el alimentador entrega.

Actualmente se trabaja con el alimentador Nº 3 Motor del alimentador vibratorio SERIE : 10A961 MODELO : 115B VOLTAJE : 330 AMPERAJE : 59.5 CYCLES : 56

FAJA Nº 3 En esta faja descargan 2 de los alimentadores vibratorios y esta descarga en el chute de la faja 4, tiene las siguientes características. Características de la faja Nº Dimensiones:

30''x48,98m

Nº de rodillos:

2

Contrapeso:

No

Marca:

RAMSEY

Códigos:

ZS-2116A / ZS2116B

Superiores:

23x3

Inferiores:

8x1

Interruptor de parada Modelo RS:

2

FAJA Nº 4: La faja # 4 es accionada por un motor y tiene por función llevar el mineral de la tolva de finos hasta el molino SAG, en esta se encuentra una balanza electrónica que cumple con indicarnos cuantas toneladas métricas pasa por hora en dicha faja, además en esta faja también se añade Cal viva a la alimentación para mantener el pH, ya que en la alimentación al molino SAG entra barren y libera HCN es por eso que se añade cal a esta faja, evitando altas concentraciones de este gas, además de iniciar la lixiviación por el incremento de temperatura que se da en la molienda y el movimiento de la carga. Motor MARCA TIPO AMP. MÁXIMO AMP. DE CONSUMO POTENCIA VOLTAJE HZ P.F. S.F. EFICIENCIA VELOCIDAD

: : : : : : : : : : :

ABB MBT armazón 9.5 amperios 6.4 amperios 56 Kw. 440 60 0.65 1 80.04 % 0.42 m/s

Alimentador de cal Viva La tolva se encuentra ubicada a un costado de la faja # 4, esta tolva tiene como función almacenar Cal, que luego poco a poco va a ser depositado a lo largo de la carga de mineral que va pasando por la faja # 4, la cantidad de Cal que se suministra, va a depender directamente del pH que se encuentre en el mineral del molino SAG, este debe de estar entre 10.5 -11de pH, en caso de que este baje por característica del mineral, el contenido de cal vendría a ser aumentado de manera inmediata(manual), el motor oscila entre 8 -12 herts. En esta sala se prepara de 10 a 12 sacos cada 12 horas, en cada guardia, cada una de estas bolsas tiene una cantidad de 50 Kg. de Cal viva. El contenido aproximado de Cal que se agrega a la faja # 4 es de 1.3 a 2 Kg. por cada tonelada de mineral a tratar, a 12 Hr. se calcula aproximadamente 680 Kg. de Cal.

CIANURO (CN) Fórmula Química:

NaCN

Número CAS: 143 – 33 - 9 Peso Molecular:

49.01 g/mol

Nombre IUPAC: Cianuro de Sódio Sinônimos: Acido hidrociánico, sal de sódio, prusiato de sódio

Identificación NFPA-704

Número UN

1689

1

Características de Peligrosidad

Muy tóxico

Peligroso para el Medio ambiente

 Son compuestos de origen natural o artificial.  Muchos son altamente tóxicos: poderosos y rápidos venenos.

 El cuerpo humano elimina gradualmente pequeñas cantidades de cianuro que ingresan de forma natural como resultado de sus actividades diarias. Cianuro

cianato

Orina

 Yucas, cerezas, café, y sal de mesa, gases de combustión de vehículos y cigarrillos contienen cianuros.  Los cianuros NO SON CANCERÍGENOS  Como todo químico, el cianuro debe ser manipulado de manera segura y adecuada para evitar daño a la persona y el medio ambiente.

PROPIEDAD

VALOR

Masa molecular relativa

49.01 g/ mol

Temperatura de Fusión

562°C

Temperatura de Ebullición1530°C Solubilidad (10°C)

480 g/L (en agua)

Densidad del sólido

1.61 g/cm3

Higroscopicidad

Sí (Absorbe humedad del ambiente)

 NaCN puede descomponerse por calentamiento produciendo: HCN, CO, CO2.  NaCN reacciona con ácidos, agua o dióxido de carbono liberando HCN gaseoso, compuesto muy tóxico.  NaCN es incompatible con agentes oxidantes fuertes. Este reactivo químico dosifica al cajón 9x13 (19.96 L/m = 4 kg. /TMS) y aprovechada durante todo el proceso en planta en soluciones de retorno (barren).

MOLINOS SAG Y DE BOLAS El término molino SAG significa molino de molienda semiautógena. El término molienda autógena significa que toda la reducción de tamaño del mineral tiene lugar como resultado del mineral cayendo sobre sí mismo. La reducción de

tamaño se obtiene mediante la acción del mineral rompiendo y moliendo otras partículas minerales. En los molinos totalmente autógenos, no hay bolas de molienda de acero. En los molinos semiautógeno—descrito aquí—una porción de la molienda es autógena y una porción es realizada por las bolas de molienda, de allí el término semiautógeno. Este proceso de molienda, representado por las dos etapas de molienda, consume más energía eléctrica que cualquier otro paso de proceso en el concentrador (molino SAG - 420 Kw., este consumo esta en relación a la carga del molino).

INTRODUCCIÓN AL PROCESO DE MOLIENDA La trituración es el primer paso en el proceso de reducción de tamaño del mineral, llamado conminución. La molienda es el próximo paso principal. Está compuesta por dos subpasos: molienda primaria, que tiene lugar en un molino SAG, y una molienda secundaria, que tiene lugar en un molino de bolas (9x13). El proceso de molienda de mineral está diseñado para reducir el tamaño del mineral triturado a un tamaño lo suficientemente pequeño como para Liberar el mineral valioso de la ganga. El tamaño también debe reducirse lo suficiente para que los minerales se lixivien en el proceso de flotación, ubicado aguas abajo de la molienda. Cada una de las etapas de molienda está diseñada como un sistema de circuito cerrado. Esto significa que el mineral no puede dejar una etapa de molienda si no hasta haber sido molido a su tamaño especifico. En la etapa de molienda del molino SAG, se usa un tamiz para cerrar el circuito (zaranda 7 x 10). Todo el material más grande que la abertura de la zaranda, retorna al molino SAG vía correas transportadoras para su molienda adicional. En la etapa de molienda del molino de bolas (9 x 13), se usan hidrociclones y una zaranda Derrick para cerrar el circuito. El material devuelto al molino de bolas para su molienda adicional se conoce como carga circulante. MOLINO SAG Descripción general:

Un molino SAG es un recipiente cilíndrico de gran diámetro soportado en cada extremo por un muñón hueco. Cada muñón descansa sobre un cojinete del muñón. Los muñones están cada uno empernados al casco del molino, mientras que sus cojinetes son estacionarios y están soportados sobre pedestales. El recipiente gira accionado por un conjunto electromotor. El casco interior del molino SAG está revestido con material resistente a la abrasión con una aleación de cromo-molibdeno-caucho. Aproximadamente entre un 12 a 15 % del volumen interior del molino se llena con bolas de acero esféricas (4”= 5 Kg., 2” = 0.6 Kg., 1½ “= 0.25 Kg.). El mineral, agua y cal viva forman una pulpa con una densidad de 1770(1.77 Kg. /L) con un 65 a 70 % de sólidos, la alimentación dentro del molino se hace a través de un chute de alimentación a medida que el molino gira. La cal viva se utiliza para controlar el PH (11.5). El mineral, agua, cal viva y bolas, como una combinación, se denominan carga del molino. La carga total del molino ocupa entre un 25 al 30 % del volumen en el molino SAG. A medida que el molino SAG gira, la carga del molino es levantada sobre el lado ascendente del molino. Cuando está a casi dos tercios del camino a la parte superior de la rotación, la carga se libera del costado del molino y cae con impacto sobre la parte inferior de la carga o pie. Esta acción se conoce como efecto catarata y produce una acción de rotura. El diagrama abajo muestra la acción en el interior del molino.

Vista posterior del efecto catarata en el molino SAG

Además del efecto catarata, la molienda dentro de un molino SAG también incluye la abrasión de las partículas que se deslizan hacia abajo cayendo en cascada unas contra otras y contra las bolas y revestimientos del casco. La combinación de molienda y acción de rotura en el molino SAG gradualmente desgasta las bolas, las que deben ser reemplazadas periódicamente con bolas nuevas esta recarga se hace a diario en una equivalencia de 0.75 Kg. por tonelada alimentada esto cambia mensualmente según evaluación de desgaste (aprox. 200 bolas). El revestimiento interior del molino SAG protege el casco contra la acción abrasiva y rompiente de la carga del molino cayendo en cascada y catarata. Los revestimientos también cuentan con barras levantadoras. Las barras levantadoras se disponen longitudinalmente a lo largo de los revestimientos del molino. Ayudan a levantar la carga del molino a medida que éste gira. Las

barras levantadoras normalmente están construidas de la misma aleación de cromo-molibdeno-caucho en nuestro caso igual a los revestimientos. Parrillas y carga del molino

El extremo de descarga del molino SAG tiene una pared conteniendo parrillas ubicada antes de la pared del extremo de descarga, o cabezal. Las parrillas tienen pequeñas ranuras que permiten el paso de la pulpa conteniendo mineral de un tamaño suficientemente pequeño (1” x 1 1/8”). Hay una cavidad entre las parrillas y el cabezal, del molino. La pulpa fluye a través de las parrillas, dentro de la cavidad, y hacia afuera a través del muñón de descarga.

Parrilla de descarga

A medida que la pulpa llega a la parte superior de su rotación, drena por el muñón de descarga. El mineral continúa siendo molido en el molino SAG hasta que las partículas minerales son lo suficientemente pequeñas como para escapar a través de las aberturas de la parrillas y fuera del molino.

Sistema de accionamiento El molino SAG es accionado por un motor de velocidad constante. El eje de salida del motor está conectado a un piñón diferencial vía un embrague

neumático. El piñón diferencial acciona una corona fijada al casco del molino SAG. El embrague neumático—al estar desconectado—permite que el motor eléctrico opere sin estar conectado al piñón de accionamiento del molino SAG. El embrague neumático consiste en un eje de accionamiento desde el motor y un eje impulsado conectado al piñón de accionamiento del molino. El diseño real del embrague puede variar. En un diseño, cierta cantidad de conjuntos de zapata de fricción se ubican en la caja exterior. Estos giran con el eje del motor, el cual es hueco para permitir que el aire comprimido fluya por él hasta el embrague. Un tambor de acero interior gira con el eje del piñón. Para enganchar o conectar el embrague, el aire infla un tubo de caucho detrás de los conjuntos de zapatas de fricción. El tubo presiona las zapatas contra el tambor, transmitiendo así el torque, o fuerza de torsión, del motor, al eje del piñón. El diagrama en corte mostrado a la derecha ilustra un embrague único con un tambor y un conjunto de zapata de fricción.

Embrague

El diagrama arriba muestra la parte inferior de las zapatas de fricción que se enganchan con el tambor. Para enganchar el embrague y transmitir potencia al molino, una válvula automática en la línea de aire dirige el aire hacia el embrague. Una válvula reguladora de presión ajustable en la línea de suministro de aire regula cuán rápido se engancha el embrague. El aumento de presión aumenta el tiempo de aceleración del molino. Los tubos de aire actuadores compensan automáticamente el desgaste de las zapatas de fricción, eliminando la necesidad de ajustar. Para desenganchar o desconectar el embrague, la válvula automática se cierra y, al mismo tiempo, ventea aire desde el embrague. La fuerza centrífuga y los resortes de liberación hacen que las zapatas de fricción se desenganchen rápidamente del tambor cuando la válvula se abre y cae la presión de aire.

El embrague tiene varias funciones: •

Desconecta rápidamente el molino y el motor ante la ocurrencia de una condición de emergencia.

•

Si el motor se cortocircuita y se detiene muy rápidamente, el embrague se desliza en vez de permitir que la inercia del molino giratorio destruya el tren de accionamiento.

•

Permite que el motor ponga el molino en marcha gradualmente (durante unos pocos segundos). El motor no tiene el torque (fuerza de torsión) suficiente para hacer partir el molino desde una detención a menos que el motor sea llevado primero a plena velocidad y la carga se aplique gradualmente.

•

Permite detener y reiniciar el molino frecuentemente sin detener el motor si ocurren problemas de proceso. Demasiados arranques del motor pueden recalentarlo.

Una vez que el embrague neumático se ha enganchado, el eje de salida del embrague acciona el piñón, el que a su vez, acciona la corona del molino. La corona del molino está empernada al casco. Rodea el molino completamente. Los dientes del piñón diferencial engranan con los dientes en la corona, haciendo que la corona gire. Normalmente, los dientes del engranaje no son rectos, sino helicoidales (es decir, están cortados en una curva espiral ligera). Esto provee área superficial adicional del engranaje para mejorar el engrane y tiende a esparcir la carga. Lubricación Los cojinetes y dientes del engranaje del molino SAG requieren todos de lubricación. Los componentes a ser lubricados incluyen los dientes del piñón y corona, cojinetes del eje del piñón y cojinetes de los muñones. Dientes del engranaje: Un sistema de lubricación de engranajes típico consiste en una disposición de pulverización de grasa. En este ejemplo, un tambor de grasa está provisto de una bomba alternativa neumática. La bomba impulsada por aire fuerza el lubricante a través de un múltiple de válvulas hacia las boquillas rociadoras. El aire fluye a través del múltiple de aire hacia las boquillas rociadoras. Las boquillas fuerzan el lubricante dentro de una pulverización penetrante dirigida sobre los dientes del engranaje. El múltiple de pulverización está montado sobre la protección del engranaje. Las boquillas sobresalen a través de la protección, rociando directamente sobre la corona a corta distancia. La grasa en la corona también es transportada al piñón diferencial. La frecuencia de aplicación de grasa se determina mediante un temporizador en los controles de engrase del engranaje, donde se ajusta la cantidad de aplicaciones de lubricante y los ciclos de tiempo. En forma típica, el contador puede ajustarse para aplicar lubricante en forma continua durante una cantidad preajustada de revoluciones del engranaje del molino. El temporizador luego detendrá el sistema durante un período de tiempo. Estos ajustes pueden

cambiarse según los requerimientos, conforme a una revisión visual de la capa de lubricante sobre los dientes del engranaje. Cojinetes del molino: Los muñones del molino SAG descansan sobre cojinetes estacionarios. Las superficies del muñón giratorio son lisas, y cada muñón gira sobre asientos hidrostáticos ubicados sobre la superficie del cojinete del muñón. Un cojinete hidrostático es uno en el cual el aceite presurizado de un sistema de lubricación es forzado dentro de la separación entre la superficie del muñón giratorio y la superficie de asiento del cojinete del muñón estacionario. El aceite bombeado hacia los cojinetes de los muñones tiene suficiente presión como para levantar los muñones del molino fuera de los cojinetes. Cuando el molino está girando, viaja sobre esta película de aceite. El cojinete del muñón del molino en el extremo donde se encuentra la corona está fijado en su posición. Se le conoce como cojinete fijo. El muñón en el otro extremo está diseñado para moverse conjuntamente con el eje del molino para permitir la expansión térmica o movimiento ligero del molino o de sus otros componentes. Éste se conoce como cojinete flotante. Depósito de aceite: El sistema de lubricación de los cojinetes de los muñones es una unidad independiente autocontenida. Tiene un depósito de aceite. Una mirilla indicadora en el exterior del estanque permite una indicación visual del nivel de aceite en el depósito. El depósito normalmente contiene un termostato que controla un calentador eléctrico. El calentador asegura que el aceite esté lo suficientemente caliente como para poner en marcha el sistema después de una detención. Sin embargo, el aceite que retorna desde el molino está lo suficientemente caliente como para hacer el calentamiento innecesario durante la operación del molino. Cojinetes del piñón: Una bomba separada normalmente entrega aceite a los cojinetes del piñón. El aceite fluye sobre y alrededor de los cojinetes del piñón, luego drena desde el fondo de los cojinetes y fluye de regreso al depósito de aceite. Protección: El sistema de lubricación está equipado con una cantidad de interruptores de flujo, presión y temperatura. Estos dispositivos generan una alarma si se producen condiciones que puedan poner los equipos en peligro. En muchos casos, también detienen los equipos y/o impiden que los mismos arranquen. Tips de operación del molino SAG • • • •

Mantener el volumen de carga apropiado en el molino es uno de las condiciones más importantes para un molido eficiente. Verificar sistema de accionamiento Comprobar flujo de aire, motor del molino y hacia el embrague El volumen de carga puede inferir en el consumo de la potencia del motor del molino.

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Controlar la presión de aceite de los cojinetes. Buen manejo del sistema de arranque, eficiencia del motor y sistema de embrague Chekear el buen funcionamiento del sistema de lubricación cojinetes, dientes de engranaje del molino, piñón, corona, truniones. Controlar nivel del depósito de aceite, buen nivel. Controlar temperaturas en diferentes puntos (control room). Controlar y verificar los dispositivos de alarma que puedan poner los equipos personal en peligro así como la operación. Controlar desgastes del interior del molino, estar presente en el mantenimiento ya que esto ayudara a fijar o corregir parámetros operacionales. La variación de velocidad del molino es un método para controlar la operación del molino SAG (velocidad actual es constante, no varia). El operador del proceso debe asegurar que los revestimientos del molino están protegidos contra el impacto directo de las bolas de molienda esto se logra manteniendo un lecho de mineral sobre el cual las bolas pueden amortiguar durante el efecto catarata. Si el mineral es más blando, se muele más rápido. Bajo condiciones de mineral blando a velocidad normales del molino, se hace difícil mantener un lecho de mineral en el molino y al mismo tiempo impide que los circuitos aguas abajo reciban demasiado flujo de pulpa molida. Durante la operación, el sonido emitido por el molino puede usarse como una indicación de la carga del molino. El sonido emitido por el molino SAG durante la operación varía en intensidad con la cantidad y tamaño promedio del material en el molino. Un alto nivel acústico indica un molino con baja carga, lo cual resulta en una disminución de eficiencia de la molienda. Un molino con carga insuficiente también lleva al desgaste excesivo de las bolas de molienda y daño a los revestimientos del molino. La producción máxima y mejor operación se obtienen con una carga intermedia del molino y bajo nivel acústico. En algunas operaciones, el nivel acústico del molino se monitorea con instrumentación.

MOLINO DE BOLAS Descripción general Al igual que el molino SAG, el molino de bolas consiste en un cilindro de acero giratorio. Sin embargo, los molinos de bolas tienen una geometría diferente a aquella de los molinos SAG: la longitud de un molino de bolas excede su diámetro, mientras que el diámetro de un molino SAG excede su longitud. Como en el molino SAG, el molino de bolas está soportado en cada extremo por muñones huecos que giran sobre cojinetes. En ambos tipos de molinos, hay revestimientos resistentes a la abrasión empernados al interior del casco y cabezales del molino, y la alimentación ingresa a través de un chute y muñón del extremo de alimentación. Las bolas de acero llenan el molino de bolas hasta en un 25 a 35 por ciento de su volumen total, lo cual es considerablemente más del 10 a 12 por ciento del molino SAG.

Molino de bolas

La pulpa de mineral llena los vacíos entre las bolas. A medida que el molino de bolas recibe alimentación, la carga total del molino aumenta en volumen hasta que rebalsa a través del muñón de descarga el cual consta de un helicoidal que no permite la salida de las bolas. La acción en un molino de bolas es más una acción de caída en cascada que la de efecto catarata del molino SAG ya que el molino de bolas se llena a un mayor volumen. A medida que el molino de bolas gira, una combinación de fuerza centrífuga y fricción mantiene la carga de pulpa y bolas de acero contra el lado ascendente del molino. Eventualmente, la carga se desliza por la cara de la parte ascendente de la carga hacia el pie. Los revestimientos de los molinos de bolas están diseñados para impedir el deslizamiento y el rodar de las bolas hacia abajo por la superficie ascendente del casco. (Esto es distinto a las barras levantadoras del molino SAG de sección cuadrada, que tienden a levantar y dejar caer la carga.) Las partículas minerales son rotas al ser apretadas entre las bolas, entre las bolas y los revestimientos, o simplemente son desgastadas por rozamiento. Se agregan nuevas bolas de molienda al molino en forma periódica para reemplazar las bolas desgastadas. El resultado es una variación de tamaños de bolas. (4”= 5 Kg., 2”= 0.6 Kg. y 1½”= 0.25 Kg.). La pulpa que sale del molino ingresa a un trómel fijado al extremo del muñón de descarga. El trómel o tamiz trómel es cilíndrico y gira con el molino. El tamiz consiste en un bastidor abierto con paneles perforados fijados sobre su superficie interior. Toda la pulpa pasa a través de este tamiz. Ocasionalmente bolas de molienda desgastadas salen del molino con la pulpa y descargan con cualquier otro material de sobretamaño por el extremo del trómel. El molino de bolas es accionado mediante un motor eléctrico de velocidad constante (200 rpm.). El accionamiento es similar al descrito para el molino SAG e incluye una configuración de piñón diferencial, corona y embrague neumático. Los engranajes y cojinetes del molino de bolas son lubricados de la misma manera descrita para el molino SAG. El circuito de molienda secundaria tiene el propósito de reducir adicionalmente el tamaño del mineral molido recibido del circuito del molino SAG y entregar el

mineral finamente molido al proceso de flotación. El proceso de molienda secundaria tiene dos pasos de proceso principales: •

Clasificación

•

Molienda del molino de bolas

Clasificación La clasificación es un proceso que separa partículas de varios tamaños. Se utilizan ciclones, zarandas para la clasificación por tamaños en el circuito del molino de bolas. El ciclonado es un método de separación por gravedad. El ciclón es un dispositivo que separa el producto de los molinos de molienda en dos porciones: el producto terminado (rebose u overflow), el cual se muele tan fino como se desea, y el material de sobretamaño (descarga o underflow), el cual se devuelve para su molienda adicional en el molino de bolas(9x13). La descarga del ciclón que se envía a la zaranda Derrick (clasifica 4 mallas) retorna al molino de bolas se conoce como carga circulante. A menudo la carga circulante se expresa como un porcentaje de la nueva alimentación. Molienda del molino de bolas La pulpa bajotamaño del tamiz se descarga del molino SAG fluyendo dentro del cajón de alimentación a los ciclones y se optimiza la clasificación con la zaranda Derrick descargando gruesos al molino de bolas. En este punto, generalmente se agrega solución CN de mayor concentración al cajón de alimentación (molino 9x13), normalmente revestido con caucho. La pulpa se bombea mediante una bomba 8x6 revestida con caucho hacia una batería de ciclones. La descarga (material de sobretamaño) de los ciclones se alimenta a la zaranda derrick y luego pasa al molino de bolas giratorio vía el chute de alimentación. El molino de bolas reduce adicionalmente el tamaño de la carga. El mineral y la solución de proceso, normalmente en el margen del 70 a 75 % de sólidos, cae en cascada en el molino de bolas. El tamaño de partícula de la alimentación de mineral es de casi 6 milímetros de diámetro y se reduce en el circuito del molino de bolas al tamaño necesario para la flotación (- 200 m). Como en el caso del molino SAG, las bolas se desgastan gradualmente y deben ser reemplazadas periódicamente con bolas nuevas.

CICLONES Los ciclones se usan para clasificar, o separar, material sobre la base del tamaño. Se usan en un concentrador para clasificar partículas minerales finas contenidas en una pulpa. Los ciclones consisten en una sección cilíndrica y una sección cónica. Generalmente están orientados de modo que el extremo cónico esté debajo del extremo cilíndrico. La pulpa ingresa tangencialmente, por el costado, a través de una tubería de alimentación en la sección cilíndrica.

Luego, la pulpa desciende, forzada por la nueva alimentación que viene detrás. El ingreso tangencial fuerza a la pulpa a un movimiento en espiral, el cual crea fuerzas centrífugas que hacen que las partículas sólidas se muevan hacia la pared exterior. Este movimiento desplaza líquido, el cual es forzado hacia el centro del ciclón, llevando con él las partículas sólidas finas. A medida que la pulpa continúa descendiendo hacia el ápice (el punto de descarga inferior) del ciclón, el ahusamiento del cono restringe el flujo. Las partículas más gruesas y pesadas en suspensión en el exterior del ciclón continúan acelerando y salen a través del ápice. Gran parte del líquido y partículas finas son ahora forzadas hacia adentro y hacia arriba. Esta fracción de la pulpa sale en un vórtice a través de la salida de rebalse en la parte superior. Un localizador de vórtice (una tubería que sobresale dentro de la sección cilíndrica del ciclón) sirve para proteger el vórtice contra la perturbación de la nueva alimentación que ingresa y guiar la corriente clasificada hacia afuera por la parte superior del ciclón. El material más fino y gran parte del líquido que salen por la parte superior se denomina rebose, y el material más grueso que sale a través del ápice se denomina descarga. Siempre debe haber una columna central de aire para mantener el vórtice. Si el ciclón se llenase completamente con pulpa, la acción en espiral cesará y el ciclón ya no clasificará apropiadamente. Se pierde aire en el rebose, pero la columna de aire es reemplazada continuamente con aire arrastrado hacia arriba dentro del ciclón desde el ápice. El ciclón requiere altas velocidades de pulpa para generar las fuerzas internas necesarias para un funcionamiento apropiado. Las altas velocidades resultan en una alta resistencia al flujo y requieren de una alimentación presurizada.

Hay dos variables que el operador puede controlar y que determinan principalmente el tamaño de las partículas finas que fluyen a través del rebalse y el tamaño de las partículas que fluyen por el ápice. Estas variables son: •

La densidad, o porcentaje de sólidos, de la pulpa alimentada al ciclón.

•

La diferencia de presión medida entre la pulpa que alimenta al ciclón y la pulpa que sale con la descarga.

A medida que la densidad de la alimentación disminuye (menor porcentaje de sólidos) y/o la diferencia de presión aumenta (aumentando la presión de alimentación), el tamaño promedio de las partículas en la descarga del ciclón tiende a ser más fina. El tamaño que separa aproximadamente la partícula de sobretamaño promedio de la partícula se denomina tamaño de corte. El tamaño real de las partículas en la descarga varía alrededor de un promedio, o media. Sin embargo, la práctica normal consiste en especificar el tamaño de tamiz a través del cual el 80 por ciento de las partículas pasarán (P80). Durante la operación de un ciclón, mientras los sólidos descargan del ápice, la fuerza centrífuga que actúa sobre ellos tiende a hacer que estos giren hacia afuera. Por ello, la forma de los sólidos descendentes se abocina a medida que descargan del ápice. Características de la descarga del ciclón •

•

•

A medida que disminuye la cantidad de pulpa bombeada dentro del ciclón, disminuyen las fuerzas descendentes sobre la pulpa y aumenta el ángulo de abocinamiento. Esto se denomina rociado y ocurre si la densidad es ligera. Resulta en un rebose fino. A medida que aumenta el volumen de pulpa, disminuye el ángulo de abocinamiento. Un bajo ángulo de abocinamiento indica una baja eficiencia del ciclón porque las fuerzas de separación (centrífugas) son relativamente bajas. El caso extremo ocurre cuando el ciclón está completamente sobrecargado y la pulpa desciende verticalmente desde el ápice del ciclón. Esta situación se denomina acordonamiento ya que la descarga se tuerce en un espiral—como una cuerda de múltiples hebras. El acordonamiento indica que ya no existe vórtice; la columna central de

aire no está presente. En este caso, el ciclón ya no está clasificando apropiadamente la alimentación. Cuando el ciclón está operando según diseño, el ángulo de descarga refleja aproximadamente al ángulo de ahusamiento del ciclón.

Los ciclones generalmente están dispuestos en baterías para ahorrar espacio y asegurar una distribución pareja de la alimentación a cada ciclón, actualmente se cuenta con tres ciclones dos en funcionamiento y uno en stand by.

TAMICES VIBRATORIOS El tamizado es un proceso mecánico en el cual las partículas son separadas según el tamaño. El material a ser separado se alimenta sobre la superficie de un tamiz. El tamiz mismo, comúnmente llamado tela de tamizado, tiene aberturas dimensionadas para efectuar la separación de tamaño deseada. La combinación de tela de tamizado y su bastidor de soporte se denomina plataforma de tamizado. Algunas veces los tamices están equipados con plataformas múltiples. Generalmente, un conjunto tamizador se instala con una cierta inclinación y se hace vibrar. La vibración, combinada con la geometría inclinada, hace que el material en cada plataforma de tamizado se mueva, rebote y haga contacto con la tela de tamizado en forma frecuente.

Las partículas más pequeñas que las aberturas del tamiz pasan a través del tamiz y se conocen como bajotamaño. Las partículas más grandes que las aberturas pasan a través del tamiz hasta su extremo y descargan como el sobretamaño del tamiz. Las aberturas de tamiz más grandes se miden en milímetros (o pulgadas en el sistema inglés). Las aberturas de tamiz más pequeñas se miden en micrones (o malla—la cantidad de aberturas por pulgada—en el sistema inglés). Un micrón equivale a una milésima de un milímetro. Luego, una tela de tamizado con orificios de 500 micrones tiene orificios de ½ milímetro de diámetro. Un tamiz de tres plataformas. La superior, o plataforma de remoción de ganga, tiene orificios más grandes y remueve la carga de material muy grande antes de que impacte sobre las plataformas inferiores (plataformas de tamizado). Esto permite que las plataformas inferiores con aberturas más pequeñas tamicen con mayor eficiencia. La plataforma intermedia en la fotografía clasificará material más grande que la plataforma inferior, la cual tiene los orificios más pequeños.

Los tamices vibratorios están montados sobre resortes. La acción vibrátil se obtiene girando contrapesos excéntricos (descentrados). Los pesos están diseñados de modo que imparten violentos impulsos de alta frecuencia de movimiento hacia adelante al material que cae dando vueltas sobre el tamiz. En efecto, la carrera de retorno de cada impulso jala la plataforma de tamizado desde debajo del lecho. El lecho de material se mantiene de esta manera en movimiento y activo, produciendo la separación de las partículas y un tamizado efectivo. La base fija sobre la cual se monta el tamiz normalmente está protegida de la vibración con aisladores de vibración de caucho. Para facilitar el manejo, la tela de tamizado se dispone en secciones relativamente pequeñas fijadas a la plataforma de tamizado y bastidor. Dependiendo de la aplicación, la tela de tamizado puede estar hecha de malla de alambre tejida, placas de acero de aleación ranuradas, paneles de poliuretano ranurados u otros materiales. Si el material tamizado debe permanecer seco, el tamiz es cubierto y conectado a un sistema colector de polvo. Si el material puede humedecerse, el tamiz normalmente se equipa con rociadores de agua dispuestos para pulverizar agua sobre la parte superior de la plataforma de tamizado. Otro uso común para los tamices es la remoción de “basura”. Algunas veces hay material de desecho contenido en la pulpa de mineral finamente molido entregado desde la sección de molienda a la sección de flotación. Esta basura puede consistir en bolas de molienda u otros materiales indeseados que han Cajón de Distribución encontrado el camino dentro de la pulpa fina. Generalmente, los tamices de basura contienen sólo una plataforma como el tamiz mostrado abajo. Las Zaranda aberturas en el tamiz de basura son lo suficientemente pequeñas como para Derrick Finos Zaranda asegurar que el material indeseado no las pueda atravesar. Este material es rechazado a través del extremo del tamiz. Gruesos Zaranda Distribuidor de Pulpa

Descripción del Proceso: Molino de Bolas, Hidrociclones, Overflow Zaranda Vibratoria (Derrick) Cajón de Descarga 1

Nido de Hidrociclones Cajón de Descarga

1

Alimentación a Zaranda Derrick

Molino 9”x13”

Solución Barren

Alimentación a Hidrociclones Cajón de Descarga SAG MILL

1 2

2

CONSIDERACIONES METALÚRGICAS IMPORTANTES EN PLANTA DE MOLIENDA –CLASIFICACIÓN

En minera ARES se presentan características singulares tanto en su mineral así como su proceso lo que la hace diferente de otras operaciones en el país así como un lugar especial para aprender de sus experiencias que han logrado superar las adversidades que se presentan. Dichas consideraciones metalúrgicas se detallan a continuación: 1. Viscosidad – Arcillas del mineral. La viscosidad que presenta el mineral de ARES es alta por la presencia de arcillas lo que ocasiona dificultades en el proceso. Desde el inicio del proceso, la viscosidad se presenta en el molino SAG lo que trae consigo la poca difusión del cianuro en la pulpa dificultándose la extracción de los metales la cual ya es baja por el tamaño grande de mineral en esta etapa. También en la operación del molino, la presencia de arcillas genera que la pulpa no pueda ser descargada normalmente, obligando al operador aumentar el flujo de barren

para poder descargarlo del molino, esto ocasiona diferentes densidades del producto de molienda. 2. Carga Optima de Bolas en Molino SAG La tendencia actual en los molinos SAG es de carga de bolas entre 15 a 20%. En ARES ya se considera un llenado de 15% lo cual optimiza el producto en la malla -270. Mayores porcentajes de bolas ayudan a la inercia pero debe tenerse el molino lo suficientemente lleno para evitar mayores consumos de amperaje y desgate rápido de partes internas 3. Reducción de Área Total de Descarga en Parrilla del SAG Anteriormente se tenia una área total de descarga aproximada de 1 200 000 mm2 lo cual se redujo a 610 000 mm 2 por el cambio de parrillas cuyas aberturas son menores (1 ¼” x 1 1/8” por abertura). Este cambio ocasiono que se aumente el tiempo de residencia en el molino lo que conlleva a un aumento de la eficiencia en la malla -270. Como producto de este cambio se tuvo una disminución de la densidad de 2000 - 2100 gr/Lt a 1700 – 1800 gr/Lt. 4. Punto de Adición de Cianuro de Sodio En sus inicios de operación, el cianuro de sodio fresco se adicionaba en la entrada del SAG lo cual se cambio al cajón de descarga del molino 9 x 13 lo cual produjo una disminución en la generación de HCN con una consecuente reducción en la adición de cal en la faja 4 y un aumento en la recuperación de Au. y Ag. en la etapa de molienda. El aumento de la recuperación se debe a que en este punto de adición de cianuro, a la pulpa se le somete a un mayor contacto de mineral-cianuro en las bombas e hidrociclón. Después de la clasificación del hidrociclón, las arcillas se eliminan en el O/F llegando un material “limpio” de viscosidad al 9 x 13 (U/F del ciclón) que aunado al aumento de área que se da por los medios de molienda, la extracción se ve aun mas favorecida. 5. Presión de Alimentación al Hidrociclón Al inicio de la operación, la clasificación en los hidrociclones tenia baja eficiencia por lo que se fue probando mayores presiones en la alimentación lo que mejoro dicha eficiencia. Las presiones altas en la alimentación se debe a la presencia de arcillas que provocan alta viscosidad la cual no permite realizar buenas clasificaciones si no se aplica presiones altas. 6. Uso de la Zaranda Derrick. La instalación de esta zaranda, que trabaja en combinación con los hidrociclones, permitio aumentar el % de malla -270 (entre 2 y 4%) además de reducir la carga circulante para el molino 9 x 13. El aumento en el % de malla

-270 se vio favorecido a que el Undersize de la zaranda entra al molino 9 x 13 el cual posee un buen tiempo de residencia por ser de 13’ de largo. A continuación se presenta resultados de análisis granulométricos de las diferentes etapas del circuito de molienda RESUMEN DE LA EVALUACION DEL CIRCUITO DE MOLIENDA Y CLASIFICACIÓN DE ARES Mallas

Finos Zaranda SAG

Descarga Molino 9x13

Arenas Hidrociclón

7 8 10 20 40 60 100 140 200 270 325 400 450 500

100.0 95.8 94.7 86.9 76.1 66.2 57.2 51.5 46.9 41.2 38.3 36.2 33.7 31.8

100.0 99.4 99.4 98.9 97.4 93.0 79.8 65.5 55.1 43.9 38.8 35.3 32.2 29.1

100.0 96.8 96.0 90.7 82.4 72.1 52.2 35.0 25.1 18.3 16.0 15.2 13.7 12.5

100.0 100.0 100.0 100.0 100.0 99.6 96.6 89.7 82.0 70.3 64.1 59.6 54.7 50.7

F80 (micras) Densidad Pulpa g/l % Solidos

549 1757 69

151 1690 65

377 1737 68

70 1253 32

Rebose Hidrociclón Alimento Hidrociclón

Over Size

Under Size

100.0 98.1 97.6 94.4 89.4 83.1 69.9 56.8 47.8 39.0 35.1 32.9 30.0 27.7

100.0 98.5 97.9 91.5 79.3 62.8 38.6 23.2 16.2 11.7 10.3 9.4 8.9 8.2

100.0 94.5 77.9 52.5 38.4 28.0 24.4 23.8 20.7 18.9

223 1420 47

443 1648 63

160 1346 41

Zona Lixiviación en Tanques Descripción del Proceso Proceso que consiste en la disolución de oro y plata remanentes (apróxidamente un 70 a 90% en Oro y 50% a 70% en Plata ya fue extraído en molienda y clasificación) proveniente de la clasificación de los hidrociclones (overflow). La pulpa es enviada a la zona de tanques de lixiviación en el cual se produce el proceso de disolución mediante la exposición de las partículas de oro a la acción del disolvente CN- y el oxigeno proporcionado por el aire insuflado. La operación es continua es decir simultáneamente puede irse alimentando el material al proceso y descargando el material ya procesado. Para ello la pulpa se alimenta a un cajón el cual distribuye a los tres tanques de cada fila (Fila A, B y C) y a lo largo del proceso va fluyendo por rebose hasta a el tercer tanque en cada una de las tres filas donde a la pulpa ya se le ha extraído la mayor cantidad de oro y plata contenido en el sólido. Los tres flujos de pulpa ya lixiviada, salientes del tercer tanque de cada fila, son descargados por gravedad a un cajón en donde se mezclan con un flujo de 4.25 m3/hr. de lechada de cal para obtener un pH de 12.25 de ingreso a la Zona de CCD.

Debemos precisar que la lixiviación del oro y la plata ya se inicia desde que el mineral entra en contacto con la solución barren (aprox 0.16 % CN free) en la entrada del mineral al molino SAG en el circuito de molienda (Spoot Feeder), incluso el cianuro de sodio faltante para alcanzar la fuerza requerida en los tanques es adicionada en el cajón de la descarga del molino 9’ x 13’. También debemos mencionar que la extracción continúa en la etapa de CCD. A continuación se muestra un esquema de la Zona de Lixivia

Variables de Operación: - Suministro de Aire: El suministro de aire a los tanques de cianuración es necesario para mantener suficiente oxigeno disuelto para la disolución del oro y la plata. El suministro de aire a cada tanque se realiza mediante los spargers – seis por tanque- instalados a 40 cm por encima de la base del tanque por donde ingresa el aire a una presión de 20 a 25 psi. a una temperatura de 10 ºC. A mayor altitud y a mayor temperatura el contenido de oxigeno disuelto en una solución es cada vez menor, sin embargo la adición de aire caliente a los tanques tiene por finalidad tratar de mantener una temperatura entre 11 y 14 ºC en la pulpa ya que la cianuración a temperaturas de condiciones normales es mas favorable que a temperaturas cercanas a los 0 ºC como suele suceder en las soluciones de los tanques en temporada de invierno. La compresora que suministra el aire es una Compresora de Baja con un adicional para tener aire caliente. Se pueden observar las temperaturas de los tanques en la siguiente Tabla A:

% NaCN

pH

Redox mV

O2 mg/l

T ºC

Rebose Ciclón

0.42

11.16

-132

Tanque A-1

0.46

11.04

-68.70

7.57

13.40

Tanque A-2

0.44

10.98

-50.60

8.00

13.00

Tanque A-3

0.41

10.98

-30.20

7.60

12.80

Tanque B-1

0.46

11.04

-66.70

7.35

14.00

Tanque B-2

0.44

11.01

-42.50

7.70

11.00

Tanque B-3

0.40

10.91

-33.50

7.70

12.10

Tanque C-1

0.47

11.06

-59.40

8.15

14.80

Tanque C-2

0.46

11.05

-59.00

7.20

14.00

Tanque C-3

0.42

10.99

-50.60

7.10

12.70

Desc. Tk

0.41

10.96

-38.10

7.47

12.53

-Densidad de Pulpa: La lixiviación en tanques generalmente se realiza a densidades de pulpas comprendidas entre 1235 y 1300 gr/lt (30.4% y 37 % de sólidos). Densidades bajas facilitan los fenómenos de transporte de la pulpa sin embargo, densidades mayores favorecerían el tiempo de retención de los sólidos además de reducir el consumo de reactivos por tener menor volumen de solución en la etapa de lixiviación en tanques. En Minera Ares, el mineral presenta una peculiaridad que es la presencia de arcillas que ocasionan el aumento de la viscosidad en la pulpa. Esta viscosidad que es alta ocasiona deficiencias en la clasificación del hidrociclón si es que no se logra la presión adecuada en la alimentación. La presión en la alimentación en el hidrociclón esta entre 18 y 30 psi, actualmente se usa 2 hidrociclones para un tonelaje de 43 TMHD. Anteriormente la alimentación a molienda era de menor tonelaje por lo que se trabajaba con un hidrociclón con presiones de 30 a 35 psi. En la siguiente. Tabla B se muestran datos de densidad, p.e. y % Sólidos en los tanques

PRODUCTO

%S

G.e.

Dens. g/l

Over Flow

32.21

2.6797

1253

Tanque A-1

31.91

2.6797

1250

Tanque A-2

30.36

2.6797

1235

Tanque A-3

30.36

2.6797

1235

Tanque B-1

31.39

2.6797

1245

Tanque B-2

32.92

2.6797

1260

Tanque B-3

31.19

2.6797

1243

Tanque C-1

30.88

2.6797

1240

Tanque C-2

29.83

2.6797

1230

Tanque C-3

30.36

2.6797

1235

Desc. Tk

30.64

2.6797

1238

TABLA B -pH de la Pulpa: la cianuración se realiza a un pH de 11.0 a 11.5 (anteriormente se trabajaba de entre 12 a 12.5 de pH por el punto de adición del cianuro) el cual se consigue con la adición de cal viva en la faja Nº4. en el Spoot Feeder los pHs demasiados altos, por encima de 11.5, disminuyen la recuperación del oro y la plata... El consumo de cal entre las áreas de CCD y Molienda es de 1.4 Kg de Cal/TM, aproximadamente 0.46 Kg Cal/TM en la Faja 4 de la molienda. En la Tabla A se muestran los pH de los tanques de cianuración. -Concentración de Cianuro: La concentración varia entre 0.40 a 0.46 % NaCN (2122 a 2440 ppm. CNfree), llegando a los valores más altos en la fila C ya que esta recibe el relave de ILR (Cianuración Intensiva). El cianuro de sodio faltante para alcanzar la fuerza requerida en los tanques de lixiviación es adicionada en el cajón de la descarga del molino 9’ x 13’ calculado mediante el ratio de consumo de 3.0 a 4.5 Kg de NaCN/TMS el cual depende de la fuerza de cianuro que se obtenga en el muestreo por el operador cada 2 horas en el O/F del ciclón. Si esta fuerza sobrepasa 0.45% NaCN el ratio de consumo será disminuido y si la fuerza es menor a 0.39% NaCN el ratio será aumentado. El cianuro es preparado a una concentración de 16.5% de concentración. Cabe mencionar que la adición de cianuro empieza con la solución barren en: Spoot Feeder, Zaranda Vibratoria (salida del molino SAG) y la mayor concentración en el cajón de la descarga del molino 9 x 13´. Este barren es la combinación de la descarga de los filtros prensa con la solución de retorno de la cancha de relave. El flujo de la solución de retorno depende de la época de lluvia y estiaje, ya que el primer caso, tanto el oro y la plata así como el cianuro baja de concentración, sucediendo lo contrario en el estiaje. La solución de filtros prensa tiene la mínima cantidad de metales pero un alto contenido de cianuro. Lo antes mencionado se puede observar en la tabla siguiente: Tabla C 29- Enero-07 (Época de Lluvia) Au (gr/m ) 0.01 0.12 3

Solución Filtro Prensa Solución de Retorno( Cancha de Relave) Solución Mezcla (Solución Filtro Prensa y Solución de Retorno)

7- Agosto-07 (Epoca de Estiaje)

0.04

Solución Ag (gr/m3) pH 0.01 11.99 2.45 11.27 1.36

11.83

% NaCN 0.29 0.08 0.19

Solución Filtro Prensa Solución de Retorno( Cancha de Relave) Solución Mezcla (Solución Filtro Prensa y

Au (gr/m3) 0.02 0.11

Solución de Retorno)

0.09

Solución Ag (gr/m3) pH 0.01 11.69 5.97 11.07 3.55

11.60

% NaCN 0.40 0.23 0.31

Se pueden observar las concentraciones de NaCN en los tanques de lixiviación en la Tabla A. -Tiempo de Residencia : Esta en función del flujo de pulpa que ingresa a cada tanque y el volumen del tanque de agitación, el tiempo de residencia varia dependiendo de las características del material tratado, debiendo ser determinadas por pruebas de laboratorio. La pulpa proveniente del O/F del hidrociclón es bombeado a un distribuidor, el cual divide el flujo en tres partes iguales (en paralelo) , cada tercio del flujo recorre una secuencia de tres tanques en serie. En la siguiente tabla se calcula los tiempos de residencia por fila

DETERMINACIÓN DEL TIEMPO DE RESIDENCIA EN LOS TANQUES DE LIXIVIACIÓN

t/h pulpa

Dens. (g/l)

%S

t/h

% Dist.

m3/h pulpa

Vol Tk (m3)

h

FILA A

39.60

1240

30.88

12.23

33.18

31.94

697

65.45

FILA B

39.60

1249

31.84

12.61

34.21

31.70

699

66.18

FILA C

39.60

1235

32.62

32.06

703

65.73

PROMEDIO

65.79

30.36

12.02

t calculado

36.86

t real

39.04

% error

-5.60

-Agitación de la Pulpa: los sistemas de agitación permiten mantener una pulpa homogénea, manteniendo en suspensión los sólidos, con lo cual se favorece el proceso de disolución o reacción, las pulpas dependen principalmente del porcentaje de sólidos y de la viscosidad de la pulpa de modo que se obtenga una permanente suspensión. La agitación de la pulpa se realiza mediante los impelers (dos niveles de paletas) y por la insuflación de aire. También existen 4 Baffles o deflectores dentro del tanque, ubicados simétricamente, los cuales también ayudan a la agitación.

Características de los tanques de lixiviación

reductor

motor

acople bafle eje

impeller s

Cap. 824 m3 Aire 25 psi

• • • • • • • •

Capacidad manqué 824 m3. Tempo de residencia 65 horas. % de sólidos 30.4% y 37 % Densidad de pulpa 1235 y 1300 gr/lt pH : 11.0 – 11.5 Fuerza de NaCN: 0.40 a 0.46 %NaCN (2122 a 2440 ppm. CNfree) % de recuperación: 7 – 11 % Aire inyectado: 20 a 25 psi por punto de ingreso a cada tanque (6 puntos).

Tips de Operación y Mantenimiento Operación: - Medición de la densidad de pulpa al ingreso a la zona de lixiviación. - Control de pH al ingreso de la pulpa. - Verificación de la adición de aire por la parte baja (fugas). - Control del buen funcionamiento de los motores de agitación - Control de la altura efectiva de los tks ( lixiviación ). - Control de rebose. (corte circuito) - Presión de ingreso de aire - Verificar burbujeo - Verificar flujo de ingreso - Verificar flujo de salida - Muestreo de tks (pulpas por LAB. Metalúrgico). - Reporte de anomalías para corrección. - Líneas by pass limpias - Adición de lechada de cal a la salida. - Temperatura de aire. - En caso de falla eléctrica purgar línea de aire para evitar retorno de pulpa al sistema de aire - Limpieza del cajón distribuidor a tks de lixiviación en el mantenimiento mensual. Mantenimiento: - Monitoreo de lubricación de bombas - Monitoreo sala de compresoras ( eléctrico – mecánico ) - Verificación de aspersores de aire ( tapados quilados ) - Soldadura de picaduras en tks , desgaste de impellers. - Alineamiento de eje - Niveles de aceite. - Mantenimiento general programado al año. FACTORES QUE AFECTAN LA LIXIVIACIÓN EN TANQUES. Las perdidas de oro y plata dentro del circuito de cianuración por agitación se dan regularmente por las siguientes causas:  Partículas de oro, plata no liberadas como resultado de una pobre molienda (producto grueso), es decir cuando se obtiene en molienda menos de 74% en la malla -270  Presencia de mineral refractario, generalmente oro de tamaño fino atrapado en matriz pirita, que requiere alto grado de liberación de partículas para ser disueltos por el cianuro. Sin embargo existen minerales sulfurados los cuales presentan baja recuperación lo que hace bajar la recuperación actual en planta. Para ello se realizan pruebas metalúrgicas de minerales nuevos para saber su respuesta al proceso (recuperación, consumo de reactivos, cinética, etc.) antes de ser enviados a planta.  Absorción del mineral desde la solución por algún mineral carbonaceo y de tipo arcilloso. Las pruebas metalúrgicas también determinaran este efecto preg-robing en minerales nuevos.  Cortocircuito, debido a la presencia de pocos tanques de lixiviación.  Aireación inadecuada, resultado en insuficiente cantidad de oxigeno disuelto, para promover la reacción química de disolución del oro. Bajos niveles de oxigeno son frecuentes en muchas pulpas de mineral, por ello es una practica común someter a una pre-aireación a las pulpas piriticas.

 La presencia de cianicidas, compuestos que consumen cianuro de sodio, e inhiben la disolución de oro, plata.  Tiempo de residencia demasiado corto de la pulpa en el tanque de agitación, lo cual hace que la pulpa de mineral no haya completado el tiempo necesario en el circuito de agitación.

VENTAJAS Y DESVENTAJAS DE LA CIANURACIÓN EN TANQUES. VENTAJAS     

Alta recuperación de oro y plata. Fácil cianuración de menas arcillosas Apropiado para menas no porosa. Aplicable a mineral de alta ley. Tiempo de cianuración corto (horas)

DESVENTAJAS     

Mas alto costo de producción. Requiere etapas de trituración previa (chancado, molienda, etc.) Generación de relaves Requiere mayor control operacional. Mayor consumo de reactivos.

ZONA LAVADO CONTRA CORRIENTE (CCD) Principios: Es un proceso de tratamiento empleado para mejorar la eficiencia de separación solidó-liquido basado en que a mayor numero de etapas se logra una mejor recuperación de sólidos y liquido. Los circuitos de lavado en contracorriente se componen básicamente de espesadores dispuestos en serie y cascada, donde los líquidos se mueven en dirección contraria a los sólidos. El líquido se enriquece en metales extraídos desde el último espesador al primer espesador en tanto la pulpa pierde concentración en sentido contrario (ley de solución de la pulpa). El objetivo de un espesador es separar pulpas de baja densidad en un líquido relativamente claro y una pulpa de alta densidad, o lodo, durante esta separación se produce el lavado. Todos los espesadores dependen de la gravedad y el reactivo floculante (a veces se usa también coagulantes) para permitir la sedimentación de sólidos finos. Un espesador consiste en un estanque circular con un fondo en forma de cono de inclinación gradual con una descarga en el centro. Un mecanismo rastrillador de movimiento lento fuerza los sólidos en sedimentación hacia la descarga central. Estos circuitos en contracorriente tienen, por lo general, una finalidad común, obtener una pulpa (relave) cuya solución tenga el mínimo contenido de metales preciosos y al mismo tiempo una solución rica con la mayoría de los metales preciosos y con el menor contenido de sólidos (solución clarificada)

Los tanques de lixiviación descargan la pulpa lixiviada hacia un circuito en cascada de espesadores para un lavado continuo en contracorriente (CCD). Los espesadores “lavan” la pulpa disminuyendo la concentración de los metales a recuperar en dicha pulpa en pasos sucesivos por la batería de espesadores; la solución del primer espesador generalmente es la mas alta para recuperar el metal. Para una operación exitosa de estas plantas, controles cuidadosos de los flujos de lodos, soluciones de lavado así como la adición de floculantes, coagulantes, controles de densidades son necesarios para evitar disturbaciones en las condiciones de equilibrio prevalecientes. DESCRIPCIÓN GENERAL DEL CIRCUITO CCD

La pulpa de descarga de los tanques de lixiviación se juntan en un cajón pulpa + lechada de cal (flujo de 4.26 m 3/h de cal) para ser alimentado esta mezcla al Espesador 1 en su cajón donde ya empieza el lavado de pulpa con solución barren, luego entrara al feedwell de dicho espesador añadiéndose floculante.

Pulpa de ingreso + cal

1360 – 1400 Kg./L

Floculante

La solución que rebosa de cada espesador será alimentado al espesador previo. Entre cada etapa de espesamiento, un cajón de mezcla recibe pulpa de la etapa previa y solución de la etapa siguiente. Por ejemplo, el cajón de alimentación del espesador numero 2 recibirá la descarga de pulpa del espesador 1 y la solución de rebose del espesador numero 3. Estos flujos se mezclaran completamente y fluirán hacia el feedwell del espesador 2. En el Feedwell se adiciona el floculante a un flujo aprox. entre 20 y 30 Lt. floculante / hr. a una concentración de 0.36 gr/lt (0.036%). Se agrega floculante para aumentar la velocidad de sedimentación de las partículas especialmente las partículas mas finas ya que estas tienen una sedimentación natural muy lenta. Los minerales arcillosos poseen partículas muy finas por lo que requieren importantes cantidades de floculantes sin embargo esta adición de floculante esta sujeta a la eficiencia de las siguientes etapas en Merrill Crowe. Además el floculante permite producir un rebalse claro. Para tener una buena operación en los espesadores es necesario lograr una densidad de pulpa en el feedwell entre 1050 y 1080 gr/Lt. En el siguiente cuadro se observa mediciones en las soluciones de rebose de los espesadores en un muestreo realizado en Julio 2007, estos datos son variables de acuerdo a la operación: pH

TSS

TDS mg/l

Floculante, g/t

Desc. Tk

10.94

Rebose E-1

11.74

42

13100

18.3

Rebose E-2

11.77

41

12000

17.4

Rebose E-3

11.79

68

11300

16.5

Rebose E-4

11.76

105

11200

16.5

Rebose E-5

11.83

62

10700

14.7

Preclarificador

12.03

26

13300

B. Lavado

11.79

36

10400

B. Sellos Agua

11.66

20

8900 Total

83.4

La alimentación en el feedwell se dispersa para cubrir toda el área del estanque espesador. Las partículas sólidas sedimentan y forman un lecho de lodo en el fondo del espesador. Rastrillos impulsados por un accionamiento de un motor eléctrico, empujan la parte inferior del lecho de lodo hacia un cono de descarga en el centro del espesador, compactando aun más el lecho de lodo. Habitualmente se usa una bomba de pulpa 5” x 4” de 15 Hp para bombear la pulpa de descarga hacia otra etapa en el proceso (relave) o para bombear al siguiente espesador. En el siguiente cuadro se observa los datos de flujo de pulpa de los espesadores en un muestreo realizado en Julio 2007, estos datos son variables de acuerdo a las condiciones de operación: Flujo de Pulpa (m3/hr) E-1 a E-2

83.49

E-2 a E-3

68.68

E-3 a E-4

70.39

E-4 a E-5

66.22

El suave agitar de los rastrillos permite que el agua en el lodo percole hacia arriba a través del lecho de lodo, compactando aún más el lecho. Cuando el espesador está operando en forma estable, el caudal de sólidos en la descarga es igual al de la alimentación. Bajo estas condiciones, hay una mezcla uniforme de tamaños de partículas a través del espesador. Esto es importante porque las partículas más finas en el lodo tienen un efecto lubricante y ayudan a que las partículas más arenosas y gruesas se muevan hacia el cono de descarga.

El circuito consta de cinco etapas de espesamiento (espesadores son 10 de diámetro por 2.5 mts.) con un ratio de solución de lavado 120 – 200 m3/h y un flujo de pulpa (underflow del espesador) entre espesador y espesador entre 65 – 85 m3/h. La cantidad de solución de lavado dependerá: •

Ley de solución con que entra la pulpa lixiviada, es decir si la ley es alta debemos aumentar la cantidad de solución de lavado

•

Cuando se observa una mala floculación en el Feedwell (mucha espuma) ya que una pulpa diluida mejora la floculación.

•

Si la descarga del Preclarificador presenta rebose turbio es preferible no aumentar el flujo de lavado ya que provocaría mayor cantidad de solución rica turbia, al menos hasta estabilizar el preclarificador.

La descarga de cada espesador es bombeada como alimento del siguiente espesador, finalmente la descarga del último espesador se envía a la sección de relaves. En el siguiente cuadro se observa los datos de densidad de pulpa y % de sólidos de los espesadores en un muestreo realizado en Julio 2007, estos datos son variables de acuerdo a la operación:

Densidad de Pulpa y %Solidos Densidad (gr/Lt) % Solidos E-1

1252.40

32.2

E-2

1415.20

46.9

E-3

1338.40

40.4

E-4

1406.40

46.2

E-5

1331.00

39.8

Relave

1329.00

39.6

Un detalle importante en la operación en la planta es la adición de lechada de cal en la alimentación de la pulpa que ingresa al CCD. La cal sirve como un coagulante que ayuda a obtener un rebose de solución mas clara, lo cual no seria posible por la presencia de material arcilloso. Por otra parte la adición de cal sube el pH aproximadamente en 12.2 lo cual ocasiona que precipiten metales pesados de la solución y se descarten en el relave tales como el plomo el cual es adicionado como nitrato de plomo en la molienda para mejorar la recuperación de la plata. Para hacer lechada de cal, se agrega agua a la cal viva bajo condiciones controladas en un dispositivo llamado apagador. El apagador controla automáticamente la adición de agua a la cal viva para asegurar que la temperatura se controla dentro de los límites ya que se libera una enorme cantidad de calor durante el proceso de mezclado. Por este motivo, el personal debe asegurar el uso del equipo de protección personal requerido, ya que la reacción puede causar serias quemaduras si la cal en la reacción de apagado salpica sobre la piel u ojos expuestos. Adicionalmente, la cal y agua normalmente se muelen en un molino mientras se agrega el agua. A menudo se usan molinos verticales, aunque los molinos de bolas son muy comunes. Una vez que la cal viva se ha apagado en el apagador, puede agregarse agua adicional para diluir la pulpa de cal a la consistencia deseada. Con respecto a la eficiencia de lavado en el circuito de CCD de ARES, en el mes de Julio2007 se obtiene el siguiente grafico donde se muestra las leyes en el lavado lo que permite una eficiencia de 99.08% en Au y un 99.42% en Ag. EFICIENCIA DE LAVADO EN EL CIRCUITO CCD 180.00

170.8

40.00 Plata mg/l

160.00

Oro mg/l

30.00

120.00

25.00

100.00

82.7

20.00

80.00 15.00

47.1

60.00

36.1

20.00

10.00

24.6

40.00

4.92 2.38

0.00

Desc. Tk

E-1

1.9 1.07

E-2

0.41

E-3

0.15

E-4

0.03

E-5

5.00 0.00

Oro mg/l

Plata mg/l

140.00

35.00

Preparación de Floculante El floculante será adicionado desde una estación central de preparación en cada espesador, se utilizan 3 tipos de floculante: PHP 40 Decantador violento (es rápido pero deja partículas finas flotando). A-110 Refuerza al floculador PHP40. Praestol 2520 Buen Clarificador pero no es buen decantador. Su preparación es de 3Kgr de cada uno (9 Kgr) en un tanque de 24.9 m3 llegando a una concentración de 0.036%. La agitación en el tanque de preparación es un factor importante ya que si no logra disolverse el floculante completamente, no cumplirá su función adecuadamente provocando un mayor consumo de este reactivo. El floculante preparado es trasvasado a un tanque de almacenamiento de la misma capacidad desde el cual se dosifica a los 5 espesadores y el preclarificador. La duración del volumen del floculante preparado es de aproximadamente 4 horas dependiendo de las necesidades de la operación. PARÁMETROS DE OPERACIÓN Zona de Espesadores: • Alimentación : 80 m3/h • % de solidos : 35 % • Densidad de pulpa de ingreso : 1250 – 1280 (grs/lit) • Gravedad especifica : 2.64 Tipos de Reactivos: • Floculante : - PHP40 atrapa solido - A110 floculación - PRAESTOL 2520 , estos floculantes se usan en rangos de 3 a 4 Kg. por cada uno a una concentración de 0.045 a 0.06 Kg. en un tanque de preparación de 20 m3. • Cal: 1.4 Kg. /TM y 1/3 de esta ingresa al espesador # 1 proveniente del cajón de mezcla. Tipos de Control Operativo: • Nivel de cama : pulpa de 25 a 30 cm. ( actual ) • Flujo a espesadores : # 1, # 2 , # 3 , # 4 y # 5 de 55 a 85 m3/h • Flujo de lavado ( barren ) : 132 – 140 m3/h • Bomba de transferencia de pulpa : 50 a 60 hz Tips de Operación y Mantenimiento: • Control de densidad de ingreso , % de solidos al tanque # 1 • Control de adición de floculante a c/tanque. • Preparar floculante varia por tipo de mineral • Medir manualmente de c/espesador • Regular hz de bombas según la cama , para asegurar buena operación • Chekear ingreso de cal al cajón que abastece al espesador # 1

•

Muestreo de solución en CCD # 1, barren y relave.

FACTORES QUE AFECTAN LA EFICIENCIA DE UN ESPESADOR FACTOR EFECTO Velocidad de alimentación de la pulpa Afecta el proceso de espesamiento mineral. debido a que algunos sólidos sedimentan más rápidamente que otros. Velocidad de alimentación de la pulpa Velocidades demasiado altas mineral. producen un insuficiente tiempo de retención. Si las velocidades son muy bajas, una cama muy espesa puede formarse. Tiempo de residencia de los sólidos Bajos tiempos de residencia pueden generar una sedimentación parcial e ineficiente. Tiempos de residencia altos ocasiona menor capacidad de tratamiento. Velocidad de rotación de las rastras Una velocidad muy alta genera turbulencia, ineficiente sedimentación y presencia de partículas en solución que rebosa. Adición de reactivos químicos. La presencia de coagulantes y/o floculantes mejora la clarificación de la solución que rebosa (overflow). Variación de temperatura de la pulpa. Pueden originar menores o mayores velocidades de sedimentación debido a los cambios de viscosidad producidos. MONITOREO DE ESPESADORES Los operadores deben monitorear los parámetros de operación del espesador para asegurar una óptima operación. Los monitoreos de rutina deben incluir.  Muestra de alimento al espesador y de las descargas de relave, al menos una vez por día para su análisis por TSS, % de sólidos y densidad de pulpa.  Muestra de solución clara que rebosa, al menos una vez por día y analizar turbidez.  Registrar el flujo de alimentación al espesador y el volumen de sólidos de ingreso o removidos.  Registrar la dosificación de reactivos químicos.  Registrar la altura de cama formada, observando las variaciones de interfase solido – liquido al menos una vez por guardia.  Medir constantemente el troqué en l rastras del espesador.

RELAVES Prescripción del Proceso Esta el área de dispocision final de la pulpa sin contenido de minerales valiosos pero con buena concentración de CN, del quinto espesador es enviado al tk de relave, con una densidad de esta pulpa es muestreada por Lab. Met; para verificar eficiencia en el lavado de CCD cada dos horas. Esta pulpa con bajo valores de minerales y CN es mezclada con solución proveniente de refinería, esta ayuda a bajar la densidad, facilitando así el envió a la cancha de relaves y/o planta de relleno. Parte de este relave es usado para rellenar los cortes ascendente en operaciones en mina y estabilización de tuneles. La solución en la cancha de relave de acuerdo a la estación el flujo retorna, en época de lluvia el oro y la plata así como el cianuro baja de concentración, sucediendo lo contrario en el estiaje es allí cuando el 30 % de solución retornable es mezclado con el 70 % de la solución de refinería, usándolo en la planta de Beneficio.

Proceso ILR Principio El Proceso de ILR se basa en una cianuración intensiva debido al alto contenido de cianuro de sodio (15.7 % NaCN inicial) y la adición de un oxidante. peroxido de hidrogeno (50Kg H2O2/TMS). Esta cianuración intensiva lograra disolver el sulfuro de plata (Argentita) presenta en el concentrado asi como el oro diseminado. Este concentrado es proveniente de la planta concentradora Selene-Explorador. En el concentrado también se presentasulfuros como la pirita, sulfuros de plomo, etc. La agitación, oxidación mediante peroxido de hidrogeno al 50% pureza y la alta fuerza de cianuro, son los elementos claves para una rápida cinética de lixiviación El reactor donde se realiza la cianuración es un tambor horizontal rotatorio de baja velocidad, con una cantidad de deflectores diseñados especialmente. El ILR fue desarrollado por Gekko Systems con el propósito de optimizar la recuperación de oro a partir de concentrados de alta ley. Descripción del Proceso El concentrado de Selene de 60%-200m vienen en sacos de 50 Kgs, cuya ley aproximada es en oro 10 onz/tms y en plata 1000 onz/tms lo cual es recepcionado y pesado para luego pasar a un circuito de molienda. Las medidas del molinos son 3’X 4’ con un motor de 20Hp 15KW con una alimentación de bolas de 1” con un ratio de 0.7 Kg. de bolas/TMS. La densidad en el molino es aprox. 1850 gr/Lt con un producto de 82-85% -200M. El molino hace un circuito cerrado con un tanque de 8’ x 8’, terminado el tiempo de molienda, la pulpa pasa del tanque de 8’ x 8’ de molienda al tanque de alimentación. Tanto el circuito de molienda como el de cianuración intensiva son bach. Los reactores de cianuración son horizontales de 8 m de largo x 2 m de diametro con una velocidad de rotación de 3 RPM. Los reactores horizontales de cianuración se pueden observar en la siguiente figura:

Al iniciar el bach, va ingresando aproximadamente 22 m 3 de solucuion barren con una fuerza de 15.7 % de NaCN y 3 m 3 de pulpa de concentrado alimentados desde el tanque de alimentación de 12 m 3 por unica vez al iniciar el bach. Una vez ingresada toda la pulpa, se cierra el tanque de alimentacióny comienza a circular la pulpa entre el reactor y el tanque de solución por un tiempo de 48 hrs. La adición del peroxido se da desde el inicio del bach considerandose un flujo alto para las primeras 12 hrs ya que al inicio se da la mayor cantidad de la extracción. El peroxido de hidrogeno es alimentado a una concentración de 50% mediante una bomba peristaltica a un determinado numero de Strockers. En la siguiente tabla se muestra la tabla de Strockers con que es alimentado el H 2O2 a lo largo del proceso. Tiempo de Cianuración (Hrs) 0 – 12 12 – 18 18 – 24 24 – 30 30 – 40 40 – 46 46 – 48

Numero de Strockers de Alimentación de H2O2 100 30 10 15 30 50 100

Equivalencia en Flujo de H2O2 (Lts/hr) 19.32

5.34 19.32

El cianuro de sodio solo se alimenta al inicio del bach terminando con una concentración entre 4.5 y 5.5 % NaCN al final de las 48 hrs de cianuración. El aumento en la adición de H2O2 al final del ciclo se debe al criterio de asegurar H 2O2 para las etapas siguientes despues de la descarga, es decir: descarga al cajon, bombeo a tanques y de esta manera asegurar algunas decimas mas en la recuperación. Al terminar el tiempo de cianuración se procede a parar el reactor y adicionar floculante de tal manera que tengamos una solución separada de la pulpa tanto en el tanque de solución como en el reactor. La solución es enviada al tanque de Solución Rica y la pulpa es lavada con 14 m 3 de barren para recien ser enviada al Tanque de Relave. La pulpa en el tanque de relave es enviada a la fila C de la zona de lixiviación a un flujo de 7 m3/hr y la solución es enviada al preclarificador de ILR para luego juntarse a razón de 1.8 m3/hr con la solución rica del preclarificador de CCD. A continuación se presenta el diagrama de flujo de la planta ILR en ARES.

DESTOXIFICACIÓN Principio En época de lluvia existe un exceso de agua en el circuito por lo que el nivel de solución en la cancha de relave empieza a incrementarse. Por tal motivo es necesario procesar este exceso de solución antes de poder verterlo al medio

ambiente libre de metales y de cianuro. Para este fin se usa el peroxido de hidrogeno y el sulfato de cobre como catalizador de la reacción de transformación de cianuro. La acción del H2O2 es la de destruir al cianuro mediante la oxidación para formar cianatos, como se puede ver en la ecuación siguiente: 2 HCN + O2  2 HCNO La oxidación directa del Cianuro Libre (CN -) requiere de un catalizador para producir iones cianato (CNO -), en este caso se usa como catalizador el Sulfato de Cobre (CuSO4). 2 CN - + O2 + Catalizador = 2 CNO El cianuro de hidrógeno y los Iones Cianato son menos tóxicos que el cianuro libre. El HCNO y el CNO - se hidrolizan fácilmente para formar Amoniaco (NH 3) y bióxido de carbono (CO2 ) en forma de gases. HCNO + H2O = NH3 + CO2 El amoniaco generado en la ecuación puede oxidarse o bien formar compuestos amoniacales para luego formar nitratos, dependiendo del pH. Planta de destoxificación Su función es la de acondicionar la solución cianurada con la adición de H2O2 y sulfato de cobre para la destrucción del cianuro libre, y luego mandar esta solución a que se termine de realizarse el proceso en la Poza de Eventos o en la poza de Hidróxido. El proceso batch inicia con el llenado de solución barren bombeada desde la cancha de relave hasta un volumen de 100 m3 en el tanque acondicionador. 25 minutos antes de llegar a llenado de 100m3 se inicia el bombeo de H2O2 con un flujo de 36 Lt./min. desde los isotanques. Además se agrega 500 gr. de sulfato de cobre como catalizador.

Isotanque de Peroxido de Hidrogeno

Llenado el tanque se procede a agitar por 25 min. apagar el agitador y empezar a bombear la solución a la poza de hidróxido o a la poza de eventos. En la poza, la solución tratada permanece por un tiempo de 48 hrs. con la finalidad que termine la reacción y a la vez precipiten los hidróxidos. En este tiempo, la solución es monitoreada cada 8 hrs. para analizar concentraciones de cianuro. Si la concentración de cianuro en la poza todavía no ha llegado a los niveles bajos requeridos, entonces es enviado un flujo de peroxido a la poza para disminuir estas concentraciones.

Poza de Eventos y Poza de Hidróxidos Parámetros de Operación Tiempo de llenado del Tanque

:

1 Hora

Inclusión del Peróxido

:

aprox. a la 3era parte del Tanque.

Caudal de Peróxido

:

36 litros / minuto

Tiempo de llenado de Peróxido

:

18’ 45’’

Peróxido de Hidrógeno que ingresa

:

CuSO4 que ingresa

0.50 kilogramo

:

Tiempo de agitación Tiempo de evacuación

: :

(36 ltr / min.) x (18’ 45’’) = 675 litros 25 a 30 minutos

15 minutos

Una vez evacuada hacia la poza de eventos o hidróxidos se espera el tiempo necesario para su evacuación siempre y cuando este < a 1 ppm de CN caso

contrario se observa el peroxido residual si esta < a 0.02 ppm entonces se adicionara en bidones (a veces se envia mediante la próxima solución tratada) para que continúe la reacción