INFORME DE PRÁCTICAS PROFESIONALESINFORME DE PRÁCTICAS PROFESIONALES6464
INFORME DE PRÁCTICAS PROFESIONALES
INFORME DE PRÁCTICAS PROFESIONALES
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UNIVERSIDAD NACIONAL DE TRUJILLO
ESCUELA DE INGENIERÍA METALÚRGICA
EXTRACCION DE Au
DIAS
% EXTRACCION
COMSUMO DE CIANURO
DIAS
NaCN Kg./TM
CINETICA DE DISOLUCION DEL ORO
DIAS
Au gr./TM
Cinetica de Extraccion
Tiempo de Lixiviación (horas)
% Recuperación
% de Recuperación
Tiempo (Dias)
Recuperacion (%)
CAPÍTULO I
GENERALIDADES
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.
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
Sector al que pertenece
Según su finalidad y producción está orientado al sector Minero Metalúrgico.
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.
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.
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.
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.
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.
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.
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.
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.
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:
........................................ ( 1 )
...................................... ( 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 [O2] = DCN- . [CN-]
A = A1 + A2, se deduce que la velocidad de cianuro es:
V =
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
Cu
Ag
Au
7,75
7,28
4,70
7,93
7,56
4,84
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.
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.
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:
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.
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.
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.
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.
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 los principales procedimientos de desorción de oro desde carbones activados
Método
Remojo previo
Solución
Temp. (ºC)
Presión (kPa)
Tiempo (horas)
Flujo (BV/h)
Recirculación desde EW
Zadra
No
1% NaOH
0,1-0,2% NaCN
95-100
100
30-48
2
Completa con reciclaje continuo del eluido
Z/Presión
No
135
500
8-12
2
Z/Alcohol
No
1% NaOH
0,1-0,2% NaCN
10-20%
Alc. Etílico/H2O
80
100
6-10
2
AARL
5% NaCN
2% NaOH
Agua Desionizada
95-100
100
8-12
2
No permite recirculación ya que el eluyente debe ser agua fresca
AA/Presión
110
200
6-8
2
Solvente
80% acetonitrilo
(CH3CN) en H2O
40% CH3CN en H2O
1%NaCN
0,2% NaOH
25
100
10-13
0,5
Completa con reciclaje continuo de eluido
70
10
0,25
70
4-5
0,2
Tabla Nº 3. Análisis comparativo de las principales ventajas y desventajas entre los diversos procedimientos de desorción
Principales Ventajas
Principales Desventajas
Zadra (a presión atmosférica)
1. Relativa simplicidad
2. Bajo costo de capital
3. Bajo consumo de reactivo
1. Cinética muy lenta
2. Alto inventario de oro en el circuito
3. Descarte periódico de solución para controlar impurezas
4. Alto consumo de energía por duración
Zadra Presurizado
1. Cinética más rápida
2. Menor inventario de oro en el circuito
3. Bajo consumo de reactivos
1. Mayor costo de capital
2. Mayor costo de operación por presión
3. Uso de temperatura y presión elevada
4. Descarte periódico de solución para controlar impurezas.
Zadra con Alcohol
1. Cinética más rápida
2. Menor temperatura de trabajo y presión atmosférica
3. Menor inventario de oro en el circuito
1. Riesgo de incendio obliga a mayores precauciones
2. Mayor costo de operación por alcohol
3. Sistema de recuperación de alcohol evaporado
4. Descarte periódico de solución para controlar impurezas
Anglo-American (AARL)
1. Cinética mas rápida
2. Bajo inventario de oro en el circuito
3. Alta eficiencia y alta concentración de oro en eluído
4. Circuito abierto sin descarte solución por impurezas
5. Aprovecha el eluyente de reciclo en la lixiviación
6. Puede operar a presión atmosférica
1. Mayor costo capital
2. Requiere agua desmineralizada de alta calidad
3. Uso de temperatura y presión relativamente elevados
4. Circuito es más complejo.
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:
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.
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.
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.
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-.
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.
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.
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.
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.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:
C + H2O CO + H2C + 2H2O CO2 + 2H2C + H2O CO + H2C + 2H2O CO2 + 2H2
C + H2O CO + H2
C + 2H2O CO2 + 2H2
C + H2O CO + H2
C + 2H2O CO2 + 2H2
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.
CAPÍTULO III
TRABAJOS ENCOMENDADOS
DETERMINACIÓN DEL FLOW RATE EN LAS CELDAS DE LIXIVIACIÓN
OBJETIVOS :
Determinar el flow rate en la celdas de lixiviación
Tener conocimiento de que tipo de riego se aplica en minera san simon
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 :
caracterización físicas y químicas de la MENA
caracterización mineralogía
ley de mena
solubilidad del metal útil en fase acuosa
cinética de disolución
magnitud del tratamiento
facilidad de operación
reservas del mineral
capacidad de procesamiento
costo de operación
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
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".
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.
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
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
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
Objetivos
Obtener la mejor recuperación de oro de un mineral proveniente del tajo.
Determinar el consumo de reactivos en kg/TM (cianuro y cal).
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
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.
Resultados
Fecha de prueba
10/02/2015
Peso húmedo
gr
Humedad
2.09
%
Peso seco
1000.0
gr
Consumo cal
0.80
Kg/TM
Vol. Alícuota
20
ml
CONDICIONES
PH:natural:
5.33
Peso Muestra (Kg)
1.00
Tamaño Granulométrico
100% Mech -10
Dilución (L/S)
2/1
Volumen de solución (litros)
2
pH
11.92
Fuerza de Cianuro (ppm)
250
Tiempo (horas)
48
Adición inicial de Cal (gr)
0.800
Adición inicial de NaCN (gr)
0.510
PRODUCTOS
Vol. Alícuota (lt)
Tiempo (horas)
pH
NaCN (ppm)
Consumo de Reactivos
Ley (ppm)
gr/TM
% Recuperación
NaCN (gr)
NaCN (Kg/ton)
Cal (gr)
Cal (Kg/ton)
Au
Ag
Cu
Au
Ag
Cu
Au
Ag
Cu
0
0
11.92
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. Rica 1 (*)
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. Rica 2 (*)
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. Rica 3 (*)
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. Rica 4 (*)
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. Rica 5 (*)
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
TOTAL
11.56
248.54
0.510
0.000
0.40
0.400
Au
Ag
Cu
Metal en solucion (gr/TM)
0.693
0.746
4.054
Residuo (gr/TM)
0.112
2.662
172.470
Cabeza Calculada (gr/TM)
0.806
3.408
176.524
Cabeza Ensayada (gr/TM)
0.778
4.483
204.575
Recup. Ensayada %
89.082
16.643
1.982
Recup. Calculada %
86.044
21.896
2.297
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 %.
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.
Resultados
Laboratorio de Inv. Metalurgicas
Peso humedo de Muestra (kg)
100.0
Humedad (%)
1.51
Peso seco de Muestra (kg)
98.5
Adicion de cal (kg/TM)
0.50
Granulometria
100% - 2"
Altura de Columna (cm)
240.0
Diametro de Columna (cm)
20.3
Area de Columna (m2)
0.03
Volumen Util de Columna (m3)
0.078
Cianuro de Sol. Lix. (ppm)
300
Flow - rate (Lt-h/m2)
15.0
Flujo de riego (ml/min)
8.11
METAL
Au
Ag
Cu
LEY 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
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.
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 la lixiviación como: velocidad de lixiviación, extracción máxima y consumo de cianuro.
2. PROCEDIMIENTOS
Toma de muestra: se saco 26TM de mineral del banco 3468, brecha de 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 METROS
Disolución Au (gr/TM)
% Extracción Au
Consumo NaCN (Kg./TM)
Disolución Au (gr/TM)
% Extracción Au
Consumo NaCN (Kg./TM)
0
0.906
0.0
0.011
1.126
0.00
0.005
1
0.906
0.0
0.022
1.126
0.00
0.011
2
0.834
8.0
0.031
1.126
0.00
0.016
3
0.693
23.6
0.039
1.081
4.00
0.021
4
0.458
49.5
0.046
1.018
9.60
0.025
5
0.272
70.0
0.050
0.889
21.05
0.029
6
0.213
76.5
0.053
0.782
30.58
0.031
7
0.150
83.4
0.054
0.675
40.07
0.033
8
0.126
86.1
0.058
0.579
48.63
0.036
9
0.112
87.7
0.059
0.478
57.61
0.038
10
0.102
88.7
0.060
0.374
66.79
0.040
11
0.092
89.9
0.062
0.272
75.88
0.040
12
0.085
90.6
0.063
0.201
82.16
0.041
13
0.079
91.2
0.064
0.159
85.86
0.042
14
0.075
91.7
0.065
0.132
88.28
0.042
15
0.071
92.1
0.067
0.115
89.77
0.043
16
0.069
92.4
0.067
0.101
91.00
0.043
17
0.067
92.6
0.069
0.090
91.98
0.044
18
0.065
92.9
0.070
0.082
92.68
0.045
19
0.063
93.1
0.071
0.076
93.27
0.045
20
0.062
93.2
0.072
0.071
93.67
0.045
21
0.061
93.3
0.073
0.068
93.99
0.046
22
0.060
93.4
0.066
0.065
94.26
0.046
23
0.060
93.4
0.065
0.064
94.33
0.050
24
0.063
94.40
0.054
25
0.062
94.52
0.051
26
0.061
94.60
0.049
27
0.060
94.65
0.049
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=500 g mineral×0.1g de cal50 gr de mineral
Wcal=1g de cal para 12 Kg de mineral
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(mlgastado de AgNO3)
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=3.26 g(2×49gmol)1000 ml(169.4gmol)(10 g)×100
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×Vsolución botella en ml
Por ejemplo para la primera titulación;
WNaCNagregado=(0.094-0.079)100×1000
WNaCNagregado=0.15
Determinación del NaCN eliminado
WNaCNeliminado=Vmuestra×%NaCNfinal100
Por ejemplo para la primera titulación;
WNaCNeliminado=10(0.079)100
WNaCNeliminado=0.0079 g
Calculo del NaCN acumulado
WNaCNacumulado=WNaCNagregado-WNaCNeliminado
WNaCNacumulado=0.15 g-0.0079 g
WNaCNacumulado=0.142 g
Calculo del consumo total de cal
Mineral
Oxido
Peso Mineral(gr):
1000
Acidez del mineral:
7,5
Dilución:
2:1
Agua (ml):
2000
FCN(ppm):
250
pH
10-11
Tiempo de agitación(hr):
10
Consumo de cal=1 g cal0.5 Kg mineral×1 Kg cal1000 g cal×1000 g mineral1 TM mineral
Consumo de cal=2 Kg calTM mineral
Calculo del consumo total de cal
Consumo de NaCN=0.485 g NaCN0.5 Kg mineral×1 Kg NaCN1000 g NaCN×1000 Kg mineral1 TM mineral
Consumo de NaCN=0.97 Kg NaCNTM mineral
1. Cálculos de la prueba metalúrgica de cianuración en columna
Determinación del factor ( F)
F=4.33 g AgNO3103 ml AgNO3 (ac)x2(48.9 g NaCN)169.8g AgNO3x10625 ml NaCN (ac)
F=99.76 ppm/ml AgNO3 (ac)
Determinación del porcentaje de NaCN
ppm NaCN=F(ml AgNO3 (ac))
ppm NaCN=99.76(ml AgNO3 (ac))
Ejemplo: día 01, ml AgNO3 (ac) gastados = 0.4
ppm NaCN=99.76 (0.4)
ppm NaCN=40
Diámetro de columna (D)
D=12 pulgx0.0254 m1 pulg
D=0.3048 m
Área de columna de riego (A)
A=πD24=π(0.1524 m)24
A=π(0.1524 m)24
A=0.182 m2
Flujo de riego (J)
J=8.1 ml/min
Densidad de flujo de riego o Flowrate (DJ)
DJ=JA
DJ=8.1 ml/min0.0382 m2x1 L103 mlx60 min1 H
DJ=12.72 L/H.m2
Porcentaje de asentamiento
% asentamiento=altura inicial de mineral-altura final de mineralaltura inicial de mineralx100
% asentamiento=1.32-1.221.32
% asentamiento=7.58
Consumo de NaCN en el día "n" (NaCNn)
NaCNn=(ppm NaCN,i-ppm NaCN,n)(peso de solucion)
n=1,2,3,4,5
Por ejemplo para el día n° 01:
NaCN1=(500-40)(4.595)
NaCN1=2113,7mg
NaCN1=2.114 g
Los resultados para cada día de prueba se muestran en la tabla N°03
Consumo de NaCN durante la prueba (NaCNT)
NaCNT=j=1j=nNaCNnWmineral
ANEXOS
