PROYECTO DE GRADO
MODELAMIENTO DEL PROCESO DE CIANURACIÓN Y EVALUACIÓN DEL CONTEXTO LABORAL DE UNA MUESTRA DE ENTABLES E NTABLES Y COMPRAS DE ORO DEL MUNICIPIO DE BURITICÁ (ANT)
JOHN AIDER CIRO VILLEGAS CARLOS ALBERTO POSADA BEDOYA
UNIVERSIDAD DE ANTIOQUIA FACULTAD DE INGENIERÍA DEPARTAMENTO DE INGENIERÍA DE MATERIALES MEDELLÍN 2014
PROYECTO DE GRADO
MODELAMIENTO DEL PROCESO DE CIANURACIÓN Y EVALUACIÓN DEL CONTEXTO LABORAL DE UNA MUESTRA DE ENTABLES E NTABLES Y COMPRAS DE ORO DEL MUNICIPIO DE BURITICÁ (ANT)
Informe Trabajo de Grado JOHN AIDER CIRO VILLEGAS CARLOS ALBERTO POSADA BEDOYA
Requisito para optar por el título de Ingeniero de Materiales
Directores Profesores. Jairo Ruiz Córdoba, Ingeniero Metalúrgico MSc María Eugenia Carmona, Ingeniera investigadora
Asesores Delsy Ospina, Ingeniera de Materiales Andrés David Ramírez, Ingeniero de Materiales
UNIVERSIDAD DE ANTIOQUIA FACULTAD DE INGENIERÍA DEPARTAMENTO DE INGENIERÍA DE MATERIALES MEDELLÍN 2014
PROYECTO DE GRADO
MODELAMIENTO DEL PROCESO DE CIANURACIÓN Y EVALUACIÓN DEL CONTEXTO LABORAL DE UNA MUESTRA DE ENTABLES E NTABLES Y COMPRAS DE ORO DEL MUNICIPIO DE BURITICÁ (ANT)
Informe Trabajo de Grado JOHN AIDER CIRO VILLEGAS CARLOS ALBERTO POSADA BEDOYA
Requisito para optar por el título de Ingeniero de Materiales
Directores Profesores. Jairo Ruiz Córdoba, Ingeniero Metalúrgico MSc María Eugenia Carmona, Ingeniera investigadora
Asesores Delsy Ospina, Ingeniera de Materiales Andrés David Ramírez, Ingeniero de Materiales
UNIVERSIDAD DE ANTIOQUIA FACULTAD DE INGENIERÍA DEPARTAMENTO DE INGENIERÍA DE MATERIALES MEDELLÍN 2014
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DEDICATORIA Le doy gracias a Dios por cada una de las bendiciones que recibo a diario, así como por permitirme llegar hasta este punto y haberme dado salud para lograr un logro más en mi vida. Este trabajo se lo dedico a mi familia, especialmente a mi madre ( Nelly Margarita Ciro Villegas) y padre (Guillermo Aristizabal Moreno), que han sido un gran apoyo incondicional en mi vida, por sus valores mostrados para salir adelante, por el cariño brindado, por la motivación y constantes consejos, que me han permitido ser una persona de bien personal y profesionalmente. A mis maestros, por su gran apoyo, motivación en cada momento y sus conocimientos brindados para mi formación profesional. Al profesor Jairo Ruiz Córdoba, por la confianza y orientaciones ofrecidas para la elaboración de este trabajo de grado. A mis amigos; que nos apoyamos mutuamente en nuestra formación profesional, por compartir grandes aventuras, sonrisas y triunfos. A mi compañero de tesis, Carlos Posada. A los asesores Delsy Ospina, Andrés Ramírez y los directores María Eugenia Carmona y Jairo Ruiz C. por su amistad, perseverancia, orientación y participación en la elaboración de este trabajo de grado.
JOHN AIDER CIRO VILLEGAS
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Dedico este trabajo a mi madre ( Clara Inés Bedoya Rodríguez) y hermana (Clara María Posada Bedoya) que con sus enseñanzas fueron el pilar con el cual modelaron mi vida tanto académica como profesional, gracias a ellas que nunca dudaron de mis capacidades y me dieron todo el apoyo para sobrellevar aquellos momentos difíciles en los que pensaba desistir y por todo su esfuerzo para lograr culminar mi carrera sin ninguna preocupación. A mis amigos por su apoyo incondicional para alcanzar todas mis metas y por su constante motivación para culminar mi carrera profesional; a mi compañero de trabajo (John Aider Ciro Villegas) por su esfuerzo y dedicación los meses que trabajamos juntos para sacar este proyecto adelante. A todos mis familiares que de una u otra forma estuvieron presentes en esta etapa que ahora estoy culminando. Finalmente a todos los maestros que me brindaron sus conocimientos con los cuales pude sacar adelante mi carrera profesional, especialmente a los profesores Jairo Ruiz Córdoba y María Eugenia Carmona que con su orientación y apoyo fueron trascendentales para la elaboración y culminación de este proyecto.
CARLOS ALBERTO POSADA BEDOYA
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AGRADECIMIENTOS Queremos agradecerle al profesor Jairo Ruiz Córdoba, por darnos la oportunidad de hacer parte del grupo de investigación de materiales y preciosos (MAPRE), y trabajar en conjunto en el proyecto “Atención a la problemática generada por el uso intensivo del mercurio en siete municipios auríferos del departamento de Antioquia: Hacia una minería limpia y competitiva” mediante el cual pudimos
desarrollar este, nuestro trabajo de grado. También agradecemos a todos nuestros compañeros de trabajo tanto directivos, ingenieros y estudiantes, por su apoyo y contribución con sus saberes, los cuales dieron una guía para experimentar y poner en práctica todos nuestros conocimientos adquiridos a lo largo de la carrera. Agradecemos al entable, que de manera desinteresada, nos proporcionó el mineral con el cual pudimos desarrollar toda la parte experimental de nuestro trabajo de grado; a su vez, a todas las personas y la comunidad en general con la que tuvimos acercamiento directo en las diferentes etapas del proyecto, las cuales nos atendieron con gran agrado y muy buena disponibilidad, lo que fue esencial para el desarrollo de este proyecto. Agradecemos por ultimo a la Universidad de Antioquia, por acogernos como estudiantes y permitirnos ser futuros Ingenieros de Materiales.
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TABLA DE CONTENIDO INTRODUCCIÓN ...................................................................................................14 1. OBJETIVOS ...................................................................................................16 1.1. OBJETIVO GENERAL .............................................................................16 1.2. OBJETIVOS ESPECÍFICOS....................................................................16 2. PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA ........................................................... 17 3. MARCO TEÓRICO .........................................................................................18 3.1. AMALGAMACIÓN ...................................................................................18 3.2. PRINCIPIOS BÁSICOS DEL ORO...........................................................19 3.2.1. El oro [9] ...........................................................................................19 3.2.1.1. Propiedades físicas y químicas .................................................20 3.2.1.2. Minerales de oro [10,11] ............................................................20 3.2.1.2.1. Yacimientos auríferos ............................................................20 3.2.1.2.2. Mineralogía de las menas auríferas [10,11] ..........................20 3.3. CONMINUCIÓN ......................................................................................23 3.3.1. Trituración ........................................................................................23 3.3.2. Molienda ...........................................................................................24 3.4. SEPARACIÓN POR GRAVEDAD ............................................................24 3.4.1. Criterio de Concentración [17] ..........................................................24 3.4.2 Flotación [18] .........................................................................................25 3.5. ENSAYO AL FUEGO ...............................................................................25 3.5.1. Copelación .......................................................................................26 3.5.2. Separación oro - plata ......................................................................26 3.6. LIXIVIACIÓN POR CIANURACIÓN .........................................................26 3.6.1. Cianuración de minerales de oro[12,21] ...........................................27 3.6.1.1. Cinética de la cianuración del oro .............................................27 3.6.1.2. Efecto de las principales variables sobre la cianuración ...........28 3.6.1.2.1. Tamaño de partícula ..............................................................29 3.6.1.2.2. Concentración de cianuro ......................................................29 3.6.1.2.3. Concentración de oxígeno .....................................................29 3.6.1.2.4. pH de la solución[13] .............................................................29 3.6.1.2.5. La Temperatura .....................................................................30 3.6.1.2.6. La agitación de la solución ....................................................30 3.6.1.2.7. Efecto de un acelerante de Plomo ........................................30 3.6.1.3. Cianuración en botella ...............................................................31 3.6.2. Método Chiddy .................................................................................32 3.6.3. Destrucción del cianuro[24,25] .........................................................32 3.7. DISEÑO EXPERIMENTAL .............................................................................. 33 3.7.1. Diseños factoriales 2 K [26] ................................................................33
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METODOLOGIA .............................................................................................34 4.1. REVISIÓN BIBLIOGRÁFICA ...................................................................35 4.2. CARACTERIZACIÓN DE MUESTRAS DE MINERAL.............................35 4.2.1. Preparación mecánica del mineral: ..................................................35 4.2.2. Caracterización mineralógica ...........................................................36 4.2.2.1. Fluorescencia de rayos x (FRX) y Difracción de rayos X (DRX) 37 4.2.2.2. Determinación de la cantidad de arcillas y finos........................37 4.2.2.3. Análisis estereoscópico .............................................................38 4.2.3. Caracterización de tenores ...............................................................38 4.2.3.1. Determinación del poder reductor (PR) o poder oxidante (PO) de las tres muestras de mineral .......................................................................38 4.2.3.2. Ensayo al fuego para M1, M2 y M3. ..........................................39 4.2.4. Selección de la muestra a lixiviar .....................................................40 4.2.4.1. Análisis granulométricos y estandarización de la curva de molienda 41 4.2.4.2. Concentración gravimétrica en mesa ........................................41 4.2.4.3. Flotación ....................................................................................42 4.2.4.4. Caracterización fisicoquímica ....................................................43 4.2.4.4.1. Densidad del mineral .............................................................43 4.2.4.4.2. Grado de acidez(pH) .............................................................44 4.2.4.4.3. Velocidad de sedimentación ..................................................44 4.2.4.4.4. Viscosidad de pulpa ..............................................................45 4.2.4.5. Caracterización metalúrgica ......................................................45 4.2.4.5.1. Determinación granulométrico del oro en el mineral ............45 4.2.4.5.2. Lixiviación con cianuro en botella por agitación ....................45 4.2.4.5.2.1. Procedimiento para pruebas Chiddy ..................................47 4.3. DISEÑO EXPERIMENTAL ESTADÍSTICO .............................................48 5. RESULTADOS Y ANALISIS ..........................................................................49 5.1. REVISION BIBLIOGRÁFICA ...................................................................49 5.2. CARACTERIZACIÓN DE MUESTRAS DE MINERAL.............................49 5.2.1. Preparación mecánica del mineral ...................................................50 5.2.2. Caracterización mineralógica ...........................................................50 5.2.2.1. Fluorescencia de rayos x (FRX) y Difracción de rayos X (DRX) 50 5.2.2.2. Determinación de la cantidad de arcillas y finos........................54 5.2.2.3. Análisis estereoscópico .............................................................54 5.2.3. Cuantificación de tenores .................................................................55 5.2.3.1. Determinación del poder reductor (PR) o poder oxidante (PO) de las tres muestras de mineral .......................................................................55 5.2.3.2. Ensayo al fuego para M1, M2 y M3. ..........................................55 5.2.4. Selección de la muestra a lixiviar con cianuro ..................................57 4.
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5.2.4.1. Análisis granulométrico y estandarización de la curva de molienda 58 5.2.4.2. Concentración gravimétrica en mesa ........................................59 5.2.4.3. Flotación ....................................................................................60 5.2.4.4. Caracterización fisicoquímica ....................................................61 5.2.4.4.1. Densidad del mineral .............................................................61 5.2.4.4.2. Grado de acidez ....................................................................61 5.2.4.4.3. Velocidad de sedimentación ..................................................61 5.2.4.4.4. Viscosidad de pulpa ..............................................................61 5.2.4.5. Caracterización metalúrgica ......................................................62 5.2.4.5.1. Determinación granulométrico del oro en el mineral ............62 5.2.4.5.2. Lixiviación con cianuro en botella por agitación ....................65 5.3. DISEÑO EXPERIMENTAL ESTADÍSTICO .............................................67 5.3.1. Validación de supuestos ...................................................................67 5.3.2. Análisis de Varianza para el porcentaje de recuperación .................68 5.3.3. Coeficientes de regresión para porcentaje de recuperación ............70 5.3.4. Gráfico de superficie respuesta y de contorno .................................70 5.3.5. Optimización de la variable respuesta ..............................................71 6. RESULTADOS VARIABLES LOCATIVAS, TÉCNICAS Y AMBIENTALES. 72 6.1. DISTRIBUCIÓN DE LA ENCUESTA REALIZADA ..................................................72 6.2. DISTRIBUCIÓN DEL FORMATO DE OBSERVACIÓN REALIZADO ...........................72 6.3. V ALORACIÓN DE LAS VARIABLES LOCATIVAS , TÉCNICAS Y AMBIENTALES ..........73 6.3.1. Cruces información entables ............................................................73 6.3.1.1. Información general de las nueve personas entrevistadas en los nueve entables estudiados.........................................................................73 6.3.1.2. Variables relacionadas con la entidad y el sitio donde se realiza la encuesta .................................................................................................. 73 6.3.1.3. Variables relacionadas con las condiciones locativas y ambientales de los entables estudiados......................................................74 6.3.1.4. Gráficos estadísticos de las encuestas en entables ..................75 6.3.2. Cruces información compras de oro .................................................78 6.3.2.1. Información general de las seis personas entrevistadas en las seis compras de oro estudiadas ..................................................................78 6.3.2.2. Variables relacionadas con la entidad y el sitio donde se realiza la encuesta .................................................................................................. 78 6.3.2.3. Variables relacionadas con las condiciones locativas y ambientales de las compras de oro estudiadas. .........................................79 6.3.2.4. Gráficos estadísticos de las encuestas en compras de oro ......80 6.4. SENSIBILIZACIÓN ..................................................................................83 7. CONCLUSIONES ...........................................................................................86 8. RECOMENDACIONES...................................................................................88 9. REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS ..............................................................90
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ANEXOS ................................................................................................................92 ANEXO 1 ............................................................................................................92 ANEXO 2 ............................................................................................................93 ANEXO 3 ............................................................................................................95 ANEXO 4 ............................................................................................................99 ANEXO 5 .......................................................................................................... 100 ANEXO 6 .......................................................................................................... 101 ANEXO 7 .......................................................................................................... 102 ANEXO 8 .......................................................................................................... 103
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LISTA DE FIGURAS Figura 1.Ubicación del municipio de Buriticá en Antioquia y mapa geográfico .....18 Figura 2. Diferentes asociaciones de oro en minerales sulfurosos .........................22 Figura 3. Disolución Electroquímica de oro en soluciones Cianuradas .................28 Figura 4. Equilibrio entre HCN y CN - en función del pH .........................................30 Figura 5. Procedimiento para la prueba de cianuración en botella .........................31 Figura 6. Etapas de trabajo. ......................................................................................34 Figura 7. a) Trituración primaria (trituradora de quijadas). b) Trituración secundaria (trituradora de rodillo). c) Molienda (molino de bolas). ........................36 Figura 8. Proceso de Lavado y precipitado del mineral para la determinación de arcillas. .......................................................................................................................37 Figura 9. Homogenización de la carga, vaciado del mineral fundido, enfriamiento en lingotera. ...............................................................................................................39 Figura 10. a) Botones de plomo y escoria del ensayo al fuego. b) Copelación del botón de plomo (Doré). c) Disolución del doré. ........................................................40 Figura 11.Flujograma del proceso del ensayo al fuego. ..........................................40 Figura 12. Equipos de concentración gravimétrica, Mesa Wilfley. .......................... 42 Figura 13. Equipos de concentración gravimétrica, Celda de flotación en operación ....................................................................................................................................43
Figura 14. Prueba de sedimentación. .......................................................................44 Figura 15. Prueba de viscosidad. .............................................................................45 Figura 16. Agitación en rodillo de lixiviación. ...........................................................46 Figura 17. Esponja formada en la prueba Chiddy. . ..................................................47 Figura 18. Oxidación del botón, formación del dore y disolución con HNO 3. .........47 Figura 19.Mineral de Buriticá a) Muestra M1, sulfurosa. b) Muestra M2, baja en sulfuros.C) Muestra M3, arcillosa. ............................................................................49 Figura 20. Resultado del DRX de la muestra M1. . ...................................................51 Figura 21. Resultado del DRX de la muestra M2. . ...................................................52 Figura 22. Resultado de DRX de la muestra M3. ....................................................53 Figura 23. Análisis estereoscópico a) Mineral M1. b) Mineral M2. c) Mineral M3 ..54 Figura 24. Mineral seleccionado para el proceso de lixiviación con cianuro. .........57 Figura 25. Eficiencia Vs tamaño en micras de concentradores por gravedad ........59 Figura 26. Análisis estereoscópico por mallas mineral M1. a) Malla -100 + 140. b) Malla -140 + 170. c) Malla -170 + 200. d) Malla -200 + 2700. e) Malla -2700 + 325. f) Malla -325. ......................................................................................................62 Figura 27. Sistema de retorta y calentamiento cerrado ...........................................89
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LISTA DE TABLAS Tabla 1. Significado del criterio de concentración ..................................................25 Tabla 2. Grado de lixiviabilidad con respecto al porcentaje de recuperación de Au ....................................................................................................................................31
Tabla 3. Valores Límites Permisibles de NaCN .....................................................33 Tabla 4. Tipos de análisis a realizar en las muestras del municipio Buriticá. ........36 Tabla 5. Cargas utilizadas para obtener el PR y PO según el tipo de mineral estudiado ..................................................................................................................38 Tabla 6. Condiciones de la prueba de moliendabilidad ..........................................50 Tabla 7.Resultado FRX muestra mineral M1. ......................................................... 51 Tabla 8. Resultado FRX muestra mineral M2. ........................................................ 52 Tabla 9. Resultado FRX muestra mineral M3. ........................................................ 53 Tabla 10.Resultadosde la cantidad de arcillas y finos de (M1, M2 y M3) .............. 54 Tabla 11.Resultados del ensayo estereoscópico de cada muestra de mineral de cabeza. .......................................................................................................................55 Tabla 12.Resultadosdel PR y PO de las tres muestras de mineral de cabeza. ....55 Tabla 13.Carga final para la cabeza de las muestra M1, M2, M3. .........................56 Tabla 14.Resultados ensayo al fuego de cabeza para cada uno de los minerales ....................................................................................................................................56
Tabla 15. Tenores de oro y plata en los minerales de cabeza de M1, M2 y M3. ..57 Tabla 16. Valores de d80 (µm). ...............................................................................58 Tabla 17. Resultados concentración gravimétrica en mesa Wilfley. ...................... 60 Tabla 18. Resultados concentración de la celda de flotación. ...............................60 Tabla 19. Densidad M1. ...........................................................................................61 Tabla 20. pH muestra M1.. .......................................................................................61 Tabla 21. Resultado de viscosidad M1.. ..................................................................62 Tabla 22. Análisis del poder reductor a diferentes tamaños de partícula del mineral aurífero M1. ..................................................................................................63 Tabla 23.Cargas de reactivos de la muestra M1 por mallas. .................................63 Tabla 24.Tenor de Au y Ag por mallas de la muestra M1. .....................................64 Tabla 25. Balance de masa de oro por análisis granulométrico. . ...........................65 Tabla 26. Variables de la cianuración......................................................................65 Tabla 27. Consumo de cianuro de cada ensayo.. ...................................................66 Tabla 28.Lista de ensayos para la cianuración. ......................................................67 Tabla 29. Análisis de varianza. ................................................................................68 Tabla 30. Coeficientes de regresión. .......................................................................70 Tabla 31. Valores para Optimización de Respuesta ...............................................71 Tabla 32. Resultados de las mediciones ambientales en entables y compras de oro del municipio de Buriticá .....................................................................................73
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Tabla 33. Densidades de M1, M2, M3.. ...................................................................99 Tabla 34. pHs de las muestras minerales M1, M2, M3.. .........................................99 Tabla 35. Resultados de viscosidad M1, M2, M3. ..................................................99 Tabla 36. Resultados ensayo al fuego de cabeza y diferentes tamaños de partícula, mineral M1 ...............................................................................................100 Tabla 37. Prueba preliminar cianuración en botella.. ............................................101 Tabla 38. Consumo de cianuro de los testigos de cianuración. ........................... 102
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LISTA DE GRÁFICAS Gráfica 1. Curva de moliendabilidad del mineral. ....................................................58 Gráfica 2. Resultados del oro lixiviado y % de recuperación. ..................................66 Gráfica 3. Graficas de verificación. ...........................................................................68 Gráfica 4. Variables principales. ...............................................................................69 Gráfica 5. Diagrama de Pareto. ................................................................................69 Gráfica 6. Contornos de superficie de respuesta. ....................................................70 Gráfica 7. Superficie de respuesta estimada. ..........................................................71 Gráfica 8. Capacitación acerca del uso del mercurio. .............................................76 Gráfica 9. Mediciones ambientales. . .........................................................................76 Gráfica 10.Pruebas biológicas. .................................................................................77 Gráfica 11. Principales condiciones locativas. ......................................................... 78 Gráfica 12. Capacitación acerca del uso del mercurio en compra de oro. .............81 Gráfica 13. Pruebas biológicas en compras de oro. ................................................81 Gráfica 14. Mediciones ambientales en compras de oro. ........................................82 Gráfica 15. Principales condiciones locativas de las compras de oro. ....................82 Gráfica 16. Resultados actividad #1 previa a la ponencia de sensibilización. ........84 Gráfica 17. Resultados actividad #2 posterior a la ponencia de sensibilización. ...84 Gráfica 18. Resultados actividad cuerpo humano. ..................................................85
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INTRODUCCIÓN Buriticá, municipio ubicado al occidente de Antioquia, con una extensión territorial de 368 km2, ha comenzado una desenfrenada actividad minera a tal punto que dejó de ser una zona dedicada a la producción agrícola y agraria para convertirse en uno de los centros mineros del departamento; con una población aproximada de 7800 habitantes de los cuales solo 1700 están ubicados en la zona urbana y el restante son residentes rurales que en su mayoría desempeñan funciones relacionadas con el beneficio de oro[1, 2]. La minería aurífera en el municipio de Buriticá se ha caracterizado por ser de tipo artesanal y de pequeña escala. Los minerales auríferos presentes en esta zona son de tipo refractario, es decir, donde el oro se encuentra asociado a minerales como pirita, calcopirita, galena, esfalerita, arcillas, entre otros, los cuales aportan cierta dificultad al momento de lixiviar. Dichos minerales se trabajan utilizando principalmente la técnica de amalgamación en cocos, sin ningún tipo de control técnico o ambiental, ya sea por desconocimiento o arraigos culturales, lo que conlleva a un sin número de riesgos tanto sociales como ambientales. Por tal motivo, surge la necesidad de analizar muestras de mineral aurífero representativa de esta zona para realizarle una caracterización integral que suministre la información necesaria para plantear un proceso alternativo a la amalgamación como la cianuración por agitación, con el cual se lograra obtener una mejor recuperación del metal valioso y una minimización de los riesgos ambientales y a la salud humana. En este trabajo, inicialmente se caracterizó mineralógicamente y geoquímicamente tres muestras de mineral aurífero de la zona, y basados en los resultados obtenidos se seleccionó la muestra más adecuada para continuar con la caracterización fisicoquímica, metalúrgica y granulométrica con el fin de obtener información importante a considerar en el proceso de cianuración. Luego, con base en los resultados de la caracterización se procedió a realizar los ensayos de cianuración a nivel de laboratorio, siguiendo un diseño estadístico experimental, factorial 2k, con los cuales se obtuvo información importante sobre la lixiviación del mineral que permitió definir los parámetros óptimos para la operación del proceso de lixiviación con cianuro. Adicionalmente, se midieron las concentraciones ambientales de mercurio tanto en el interior como en el exterior de los diferentes entables y compras de oro, se caracterizaron y evaluaron las variables locativas, ambientales, técnicas y se sugirieron las recomendaciones necesarias sobre las condiciones técnicas, locativas y ambientales más convenientes que deben presentar las instalaciones relacionadas con al beneficio del oro.
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Este trabajo estuvo enmarcado en el macroproyecto: “Atención a la problemática generada por el uso intensivo de mercurio en siete municipios auríferos del departamento de Antioquia: Hacia una minería limpia y competitiva”, cofinanciado por la Secretaría de Minas de la Gobernación de Antioquia, y Corantioquia y ejecutado por la Universidad de Antioquia, en el que participaron un equipo investigador de 14 profesionales y 12 estudiantes. .
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1. 1.1.
OBJETIVO GENERAL
Mejorar la cianuración de un mineral aurífero y valorar las condiciones técnicas y ambientales de los entables y compras de oro seleccionados, con el propósito de aumentar la recuperación de metales preciosos y reducir el impacto ambiental.
1.2.
OBJETIVOS
OBJETIVOS ESPECÍFICOS
Efectuar una revisión bibliográfica exhaustiva de métodos, reactivos y todo tipo de experiencias y/o análisis relacionados con ensayos de caracterización y procesamiento de minerales auríferos. Caracterizar fisicoquímica, geoquímica, metalúrgica y químicamente una muestra de mineral del entable seleccionado. Elaborar y ejecutar un diseño experimental estadístico para la realización de ensayos por lixiviación en botella, con el fin de optimizar el proceso de cianuración a fin de lograr una mayor recuperación de metales preciosos. Caracterizar las variables locativas, técnicas y ambientales de los entables y compras de oro, seleccionadas. Participar en las campañas de sensibilización y capacitación con la comunidad minera del municipio por medio de visitas y asistencia personalizadas.
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2. PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA El boom minero en el municipio de Buriticá se ha caracterizado por ser de tipo artesanal y de pequeña escala, el método más representativo para el beneficio de oro es la amalgamación tanto en batea (manual) como en cocos (molinos amalgamadores), procedimientos sencillos y económicos practicados en la mayoría de los municipios auríferos del departamento de Antioquia donde el sustento de las personas depende fundamentalmente de esta actividad. Como proceso subsiguiente se encuentra la quema de amalgamas en las compras de oro como método común para separar los metales valiosos del mercurio. Esto ha ocasionado un aumento vertiginoso en el uso del mercurio a nivel local y por consiguiente una preocupante contaminación en el ambiente del casco urbano y del municipio en general, afectando también las pocas fuentes hídricas del sector donde se realiza el proceso de recuperación. Otro aspecto importante, es la parte técnica del proceso realizado allí, ya que el mineral no ha sido caracterizado y básicamente el proceso de obtención de oro se basa en creencias y aplicaciones de generaciones anteriores a las de los mineros actuales; además, una gran cantidad de mineros en Buriticá son personas que han llegado de otros municipios (vienen con sus resabios técnicos y sociales) en busca de lo que en su pueblo se ha ido acabando, oportunidades de trabajo. Un punto a tener en cuenta es el problema de sanidad e higiene que posee el municipio de Buriticá, puesto que no cuentan con sistema de recolección de residuos sólidos ni con alcantarillado y hoy en día las calles de acceso al pueblo son sitios donde se depositan estos residuos, además, de los lodos generados por el proceso de amalgamación. De acuerdo a lo anteriormente mencionado, el proyecto tiene como plan seleccionar una muestra representativa de las compras y entables de oro para su valoración y posterior asesoría. Para ello, se realizaran mediciones ambientales en las instalaciones donde funcionan las compras y los entables conjuntamente con una caracterización completa y exhaustiva de una muestra mineral representativa de esta zona, con base a la cual pueda proponerse un proceso de beneficio de oro que cumpla con las condiciones técnicas, locativas y ambientales mínimas desde su caracterización hasta el control de los residuos. Una vez se cumplan estos objetivos se sensibilizará sobre el mercurio y sus efectos a las personas tanto directamente involucradas con el beneficio como a la población en general, para que tomen conciencia del riesgo que corren al usar el mercurio en sus procesos y así aportar al mejoramiento de la calidad de vida de sus habitantes al igual que a sus condiciones laborales.
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3. MARCO TEÓRICO Buriticá fundado en 1614, es un municipio de calles asimétricas e inclinadas, está ubicado en el occidente de Antioquia a 127 kilómetros de Medellín y limita con Liborina, Santa fe de Antioquia, Sabanalarga, Peque y Cañas gordas, Tiene una extensión territorial de 368 Km 2, está situada a 1.650 metros sobre el nivel del mar, y su temperatura media es de 20 ºC. Desde sus inicios, la minería se practica de manera tradicional y a pequeña escala, donde a finales del siglo XX la actividad de extracción de oro, principalmente de veta, se reactivó fuertemente siendo esta uno de los recursos económicos más importantes en la actualidad en esta y en la historia de este territorio, pues siempre ha sido importante su producción a nivel regional y departamental. [1, 2]
Figura 1.Ubicación del municipio de Buriticá en Antioquia y mapa geográfico. [3]
La gran mayoría de las actividades mineras en Antioquia son artesanales y a pequeña escala donde la mayoría son ilegales, la actividad minera se desarrolla de manera anti técnica, sin tener en cuenta los daños ambientales generados por el mal uso de sustancias químicas peligrosas como cianuro y mercurio, igualmente la tradición minera ha obstaculizado la implementación de tecnologías apropiadas [4].
3.1.
AMALGAMACIÓN
Una amalgama es una aleación en la que uno de los componentes es el mercurio. La mayoría de los metales, excepto el hierro y el platino, forman amalgamas que
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pueden ser líquidas o sólidas. Los metales alcalinos se disuelven con facilidad en mercurio. La solubilidad del oro y de la plata en mercurio se utiliza para la extracción de estos metales de sus menas, por el llamado método de amalgamación [5]. El mercurio o “azogue” (llamado de esta manera en zonas auríferas del
departamento), es un metal pesado que se funde a los -38°C, ebulle a los 357°C aprox. a presión atmosférica y forma una solución sólida llamada amalgama con otros metales. El mercurio y sus compuestos, por sus propiedades físico químicas, son utilizados desde hace varios siglos en diferentes actividades humanas, particularmente en el beneficio del oro [6,7].Los mineros artesanales, sus familias y la población en general están expuestos permanentemente al mercurio, porque aún no practican un manejo adecuado y limpio en sus procesos, por lo que la salud de sus habitantes corre un grave peligro ya que el mercurio puede fácilmente ser absorbido por las personas [6]. Las situaciones de mayor peligrosidad se presentan durante: La quema de la amalgama que genera vapores que son inhalados por las personas. La manipulación del mercurio metálico y la amalgama sin elementos de protección en las diferentes etapas del proceso. Presencia de polvos contaminados. El consumo de alimentos contaminados con metilmercurio.
El mercurio emitido por la minería aurífera entra a ríos, lagos y riachuelos, una vez depositado en los sedimentos las bacterias lo absorben y lo transforman en metilmercurio, la forma más toxica del metal y que es fácilmente asimilada por los peces, el alimento más sometido a la contaminación mercurial. Entre los metales no radioactivos, el mercurio es considerado el de mayor toxicidad [6,7]. Una tecnología apropiada para reducir las emisiones de mercurio es la destilación en retorta, esta hace que el mercurio pase por diferentes etapas para finalmente recuperarse [8]. Sin embargo, una alternativa para abandonar el uso del mercurio en los procesos de beneficio, es la lixiviación con cianuro, el cual es un proceso hidrometalúrgico para la extracción del oro y la plata que bajo condiciones óptimas, pueden disolverse y acomplejarse en soluciones de cianuros alcalinas, para posteriormente recuperarse precipitándolo con polvo de zinc o por adsorción en carbón activado.
3.2.
PRINCIPIOS BÁSICOS DEL ORO
3.2.1. El oro [9] En todos los tiempos, el oro ha persuadido el interés humano porque este metal precioso ha sido empleado principalmente con fines monetarios o decorativos. Su rareza e inalterabilidad han hecho de él un símbolo de riqueza y poder.
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3.2.1.1.
Propiedades físicas y químicas
a) Físicas Es maleable y dúctil, blando, su dureza es 3, su gravedad específica es 19,3, su símbolo es Au, su número atómico es 79,0, su peso atómico es 197,2 g/mol, su punto de fusión es 1063ºC (1336,15 ºK), su punto de ebullición es 2970ºC (3243,15 ºK) y cristaliza en el sistema cúbico. b) Químicas El oro es fácilmente soluble en agua regia, se disuelve en ácido clorhídrico en presencia de sustancias orgánicas. Es disuelto por cloruros férricos u cúpricos, es algo soluble en una solución de carbonato de sodio al 10 % y en soluciones cianuradas. 3.2.1.2.
Minerales de oro [10,11]
El oro se encuentra en la naturaleza como metal en estado libre o combinado. Las fuentes de donde se extrae el oro, se pueden dividir en tres clases: Vetas o filones: se encuentran en las rocas antiguas y volcánicas de edad terciaria, donde el oro se encuentra en forma nativa asociado al cuarzo, pirita, arsenopirita, plata nativa, óxidos y a sulfuros metálicos. Placeres: formados por areniscas y gravas no consolidadas o semiconsolidadas, contienen muy pequeñas cantidades de oro nativo y otros metales pesados. La mayor parte son depósitos fluviales y glaciales que ocurren a lo largo de los valles y cauces de los ríos, y terrazas de ríos. Obtención del oro como subproducto: el oro como subproducto de menas de metales base puede ser recuperado durante el proceso de fundición seguido de una refinación electrolítica.
3.2.1.2.1. Yacimientos auríferos Los yacimientos de oro se pueden clasificar por segregaciones magmáticas, pegmatitas y depósitos pirometasomáticos, hipotermales, mesotermales, epitermales, por soluciones frías y sedimentarias. El oro está distribuido ampliamente en la corteza terrestre y los océanos, pero rara vez se presenta en grandes concentraciones que permitan una recuperación económica [11,12].
3.2.1.2.2. Mineralogía de las menas auríferas [10,11] Desde el punto de vista de la cianuración, las menas de oro generalmente se clasifican en los siguientes grupos: Menas de óxidos simples que contienen partículas finas de oro nativo, ya sea en cuarzo o ganga de piedra caliza.
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Menas de sulfuros simples en las que el oro está asociado con pequeñas cantidades de pirita y arsenopirita. Material aluvial o placer. Menas complejas de metales comunes en las que los metales preciosos son constituyentes importantes desde el punto de vista económico. Menas complejas refractarias en las que las especies minerales que contienen oro no son prontamente solubles en cianuro. Menas de metales comunes donde los metales preciosos son de menor valor y son subproductos resultantes del procesamiento metalúrgico.
Los minerales dentro del grupo de un metal, suelen clasificarse por su abundancia en la naturaleza, por su composición mineralógica o por su proceso de tratamiento. Para el caso de los minerales de oro, la clasificación más común se basa en la estrecha relación existente entre mineralogía y proceso de tratamiento [12]. El siguiente cuadro presenta una forma de clasificación de minerales de oro [12].
El oro puede también presentarse en una serie de asociaciones complejas que requieren pre tratamiento de estos minerales, generalmente por procesos oxidantes debido a que el tratamiento directo de cianuración es ineficiente o antieconómico. Las principales asociaciones suceden, ocurren cuando el oro se encuentra ligado a sulfuros, minerales consumidores de reactivos (pirrotina, arsenopirita, minerales carbonáceas etc.)
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Figura 2. Diferentes asociaciones de oro en minerales sulfurosos [12].
Se define totalmente que están expuestas
como “oro libre” a las partículas de oro que pueden ser liberadas de la mena mediante molienda; “oro asociado” a las partículas de oro unidas a los límites de grano después de molienda, pero quedan a la acción de los reactivos como el cianuro; “oro incluido o encapsulado” aquel en el cual las partículas de oro están completamente encerradas dentro de las partículas de minerales; y como “oro diseminado” a las partículas que están incluidas en sulfuros, diseminadas en la matriz o están por debajo de los límites de detección de la microscopia óptica [12,13]. Lo anterior se puede observar en la figura 2[14]. Otra forma de clasificación de los minerales de oro es aquella basada en su refractariedad o baja extracción de oro de sus minerales mediante métodos convencionales, como la cianuración o la concentración gravimétrica. Minerales refractarios de oro [12]: En algunos casos es relativamente fácil extraer el oro presente en un mineral, por métodos convencionales como la cianuración. En otros, sin embargo, los resultados son más pobres. Algunos de estos minerales pueden presentar serios inconvenientes durante el tratamiento o beneficio metalúrgico, los cuales pueden ser:
Poca o nula permeabilidad del material debido a la presencia de abundante material fino en forma de arcillas. Presencia de elementos o compuestos cianicidas: As, Sb, Hg, CuO, carbón, teluros, aguas acidas etc. Generando fuertes consumos de cianuro y cal.
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Intercrecimiento mineralógicos de oro y plata en tamaños atómicos, que impiden exponer las partículas valiosas a la solución lixiviante.
Los dos últimos casos requieren especial atención, ya que estos corresponden a los denominados minerales refractarios de oro que no responden adecuadamente al método de la cianuración. Procesamiento de minerales de oro [12,13]: El oro puede extraerse de los placeres recurriendo a la concentración gravimétrica, debida a la diferencia de peso específico del oro y la ganga. El oro que ocurre en combinación química o disperso en un grano más fino en la mena, no puede recuperarse con facilidad. Este metal suele encontrarse en combinación con la plata, pero en aquellas menas en las que figura como metal principal [12], puede recuperarse por uno de los siguientes procesos: Amalgamación. Cloruración. Cianuración. Combinación de amalgamación, concentración gravimétrica, flotación, tostación y cianuración. Fundición con menas de plomo o cobre.
En general, el conocimiento mineralógico de las menas, sus características físicas, el grado de liberación del oro y la evaluación de las reservas del yacimiento son los principales factores que definen el proceso de tratamiento que se ha de seguir en la recuperación de la mena, también son de importancia las condiciones de la localidad de explotación y las características ambientales .
3.3.
CONMINUCIÓN
La conminución es una reducción de tamaño de minerales, es una operación mecánica destinada a disminuir el tamaño de partículas, con el fin de liberar de la mena los materiales de interés (oro y plata). Se lleva a cabo en dos etapas relacionadas, pero separadas, la trituración (primaria y secundaria) y la molienda [15,16].
3.3.1. Trituración La trituración primaria y secundaria son las etapas mecánicas iníciales en el proceso de la conminución, en el cual el principal objetivo es la liberación de los minerales de gran valor económico. La trituración primaria es una operación en seco que se realiza en una trituradora de quijadas, donde las menas son reducidas hasta 2-5 cm. Posteriormente la trituración secundaria en una máquina de rodillo aprovecha el producto de la
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PROYECTO DE GRADO
trituradora primaria desde el almacenamiento de la mena hasta la disposición del producto final de la trituradora el cual generalmente está entre 0.5 y 2 cm de diámetro. Por otra parte, puede repetirse este ciclo de reducción de tamaño si la mena es muy dura.
3.3.2. Molienda La molienda es la última etapa mecánica del proceso de conminución, en la que las partículas son fracturadas reduciendo al máximo su tamaño hasta llegar a una granulometría deseada controlando el tiempo del proceso, con el fin de lograr una fragmentación suficiente para liberar el mineral de interés. Esto se logra por el efecto de fuerzas de impacto, fuerzas de fricción y compresión [16]. La molienda se realiza en recipientes cilíndricos rotatorios, construidos generalmente de acero o de un material resistente al desgaste y en su interior son cargados con cuerpos moledores de acero, de libre movimiento, los cuales, pueden tener forma de bola o de barra.
3.4.
SEPARACIÓN POR GRAVEDAD
Los métodos de separación por gravedad o concentración gravitacional (gravimétrica), se usan para tratar una gran variedad de materiales, que varían desde los sulfuros metálicos pesados como la galena hasta el carbón. La concentración por gravedad es un método para separar partículas de minerales de diferente peso específico debido a sus diferencias de movimiento en respuesta a las acciones que ejercen sobre ellas, simultáneamente, la gravedad u otras fuerzas [17]. En general, los métodos de separación por gravedad se agrupan en tres categorías principales: Separación por corrientes verticales, en la cual se aprovechan las diferencias entre velocidades de sedimentación de las partículas pesadas y livianas, como es el caso de la mesa concentradora Wilfley. Separación por medios densos, en el cual las partículas se sumergen en un baño que contiene un fluido de densidad intermedia, de tal manera que algunas partículas floten y otras se hundan; Separación en corrientes superficiales de agua o “clasificación en lámina delgada”, como es el caso de las mesas concentradoras y los separadores de espiral.
3.4.1. Criterio de Concentración [17] Se utiliza el criterio de concentración (CC) el cual da una idea de la facilidad de obtener una separación entre minerales de diferentes densidades a través de un proceso gravitacional, sin considerar la forma de las partículas de minerales. El
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criterio de concentración, es sugerido por Taggart, y es aplicado a la separación de dos minerales en presencia de agua, mediante la siguiente expresión: CC = (Dh – Df)/ (Dl – Df) Dónde: Dh = Densidad del mineral pesado. Dl = Densidad del mineral liviano. Df = Densidad del agua. Tabla 1. Significado del criterio de concentración [17]. (CC). CC Significado > 2,5 Separación eficiente hasta 200 mallas 2,5 – 1,75 Separación eficiente hasta 100 mallas 1,75 – 1,50 Separación posible hasta 10 mallas, sin embargo es difícil 1,50 – 1,20 Separación posible hasta ¼”, sin embargo es difícil
3.4.2 Flotación [18] Proceso metalúrgico que permite la separación de las especies valiosas contenidas en un mineral, del material estéril. Para lograr una buena separación, es necesaria que estas especies valiosas sean liberadas del material estéril. La separación se realiza en agua, formándose una pulpa en la cual las partículas sólidas se mantienen en suspensión por medio de unos agitadores especialmente diseñados para este caso. A la pulpa se le agrega una serie de reactivos químicos especiales que causan una condición de hidrofobicidad sobre las partículas valiosas de tal manera que, al introducir aire al sistema, se produce un conjunto de burbujas sobre las cuales se adhieren estas partículas. Las burbujas, a medida que van ascendiendo, se van enriqueciendo de estas partículas hasta que se alcanza la superficie donde son posteriormente retiradas. Mientras tanto, las partículas de material estéril no han sido afectadas por los reactivos químicos y permanecerán suspendidas dentro de la pulpa. La flotación se realiza para la recuperación de metales que se encuentran en minerales como los sulfuros.
3.5.
ENSAYO AL FUEGO
El ensayo al fuego genera resultados cuantitativos del (los) metal (es) de interés presente (s) en un mineral. Consiste en producir una fusión de la muestra usando reactivos fundentes adecuados para obtener dos fases líquidas: una escoria constituida principalmente por silicatos complejos y una fase metálica constituida por plomo, el cual colecta los metales nobles de interés (Au y Ag). Los dos líquidos se separan en dos fases debido a su respectiva inmiscibilidad y gran diferencia de
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densidad, éstos solidifican al enfriar [19]. El botón de plomo debe cumplir ciertas características, en la mayoría de los casos un botón de plomo de 28g es capaz de colectar todo el oro y la plata en la carga del crisol y el ensayador debe calcular la carga, para un botón de este tamaño.
3.5.1. Copelación La copelación consiste en una fusión oxidante, en virtud de la cual el plomo y pequeñas cantidades de otros elementos oxidables, son oxidados y volatilizados a una temperatura adecuada. A la temperatura de copelación, el plomo fundido se oxida rápidamente a PbO, el cual es absorbido parcialmente por la copela y parcialmente volatilizado. Cuando este proceso es llevado a término, el oro y la plata ligados, quedan sobre la copela en forma de perlas o glóbulos (doré) [19].
3.5.2. Separación oro - plata La separación oro – plata es un procedimiento que consiste en disolver el DORE (aleación Au-Ag) con ácido nítrico (HNO 3) concentrado para que quede la plata en solución y el oro permanezca en estado libre, Esta se realiza mediante condiciones de temperatura entre 70-80°C, con agitación y un tiempo aproximado de 15min. La primera lixiviación se realiza utilizando una relación de HNO 3/H2O de 3:1 y la segunda con una relación HNO 3/H2O de 1:1.
3.6.
LIXIVIACIÓN POR CIANURACIÓN
La lixiviación es un proceso químico metalúrgico mediante el cual se extrae un metal contenido en un sólido ya sea de un mineral o de otro material, mediante su disolución en una solución acuosa. La disolución del solido generalmente es parcial, y solo en casos muy particulares es total, quedando al final un residuo sólido que normalmente se le conoce como colas de lixiviación [20].La lixiviación se realiza en tres etapas:
Disolución del metal de interés: se lleva a cabo en una solución acuosa, por intermedio de un reactivo lixiviante específico, que es capaz de reaccionar con el material a disolver. Separación solido-liquido: consiste en separar la solución rica de los residuos sólidos, puede ser mediante el drenaje del líquido o utilizando la filtración, según el método de lixiviación utilizado. Lavado de colas: se realiza con el fin de recuperar la mayor cantidad de solución que ha quedado como humedad en los residuos sólidos, la cual contiene metal ya disuelto y lixiviante.
La lixiviación por cianuro es un método que cumple las anteriores etapas descritas y se usa como agente lixiviante una solución acuosa de cianuro de sodio (NaCN).
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3.6.1. Cianuración de minerales de oro[12,21] En la mayoría de los minerales de oro, este elemento se encuentra en forma metálica y debe ser oxidado durante el proceso de disolución. La ecuación global de la disolución de oro con cianuro, es la siguiente: 2Au + 4NaCN + O 2 + 2H2O = 2Au (CN)-2+ H2O2 + 4Na + + 2OHEn este sistema, el oro se disuelve con facilidad y las únicas condiciones que se requieren son: que el oro este libre y limpio, que la solución de cianuro no contenga impurezas que puedan inhibir la reacción y que se mantenga un adecuado abastecimiento de oxígeno a la solución durante todo el proceso de la reacción. La disolución de oro, puede verse afectada negativamente por sustancias cianicidas, que no solo disminuyen la concentración de cianuro disponible para la disolución sino que además pueden inhibir el proceso. Un ejemplo de esto son los minerales refractarios de oro, los cuales presentan problemas químicos que dificultan la aplicación de la lixiviación por cianuración.
3.6.1.1.
Cinética de la cianuración del oro
Durante el proceso de lixiviación, la velocidad de cianuración del oro es controlada por la difusión y puede ser limitada por el transporte de reactivos, oxígeno o cianuro dependiendo de su concentración relativa. La cinética, también puede ser controlada por la superficie [13]. Para poder explicar la cinética de disolución de oro en soluciones acuosas de cianuro, se encuentran tres ecuaciones clásicas, las cuales son [21]: Ecuación de Elsner(1846): 4Au + 8Na (CN) + O 2 +2H2O = 4NaAu (CN)2 + 4Na (OH) Ecuación de Jannin (1892) 2Au + 4Na (CN) + 2H 2O2 = 2NaAu (CN) 2 + 2Na (OH) + H 2 (gas) Ecuación de Bodlaender 2Au + 4Na (CN) + O 2 +2H2O = 2NaAu (CN)2 + 2Na (OH) + H 2O2 El peróxido de hidrogeno, vuelve a reaccionar: H2O2 + 2Au + 4Na (CN) = 2NaAu (CN) 2 + 2Na (OH)
En 1934, Barsky, Swaison y Hedley, determinaron que la ecuación de Elsner es la que mejor describe la disolución del oro mediante cianuración, por tener un mayor cambio de energía libre negativa. Se ha establecido que la lixiviación de oro es un proceso de corrosión electroquímico, con la velocidad controlada por la difusión del cianuro (CN -) y
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oxígeno (O2) o por la reducción del oxígeno sobre el mineral [13, 20]. El mecanismo de la lixiviación es el siguiente:
Reacción Anódica: 2Au +4CN- = 2Au(CN)2- + 2eReacción Catódica: O2 +2H2O +2e- = H2O2 +2OHH2O + 2OH- + 2e- = 4OH-
En la figura 3 se esquematiza este proceso. Donde se puede confirmar que pequeñas adiciones de peróxido de hidrógeno (H 2O2) aumentan ligeramente el grado de lixiviación del oro, pero una concentración muy alta, pasiva la superficie y retarda la disolución. El proceso de cianuración, está relacionado con parámetros químicos como la concentración de cianuro y oxígeno, la agitación de la solución acuosa, que afecta la difusión y la temperatura que afecta la velocidad de reacción química, además la alcalinidad la cual evita la hidrólisis del cianuro [13,21].
Figura 3. Disolución Electroquímica de oro en soluciones Cianuradas [12].
3.6.1.2.
Efecto de las principales variables sobre la cianuración
El proceso de lixiviación de minerales, a través de un reactivo químico, es influenciado por un conjunto de variables, que muchas veces dificultan su control [9], algunos de estos parámetros son: temperatura, pH, concentración de cianuro y oxígeno, granulometría, agitación, relación sólido líquido, tipo de mineral y tenor [13].
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3.6.1.2.1. Tamaño de partícula La velocidad de disolución es directamente proporcional al área expuesta del oro y otros factores particulares. La disolución generalmente aumenta con el decrecimiento del tamaño de partícula, debido al incremento en la liberación de oro y del área superficial expuesta. Sin embargo en minerales cianicidas la velocidad de disolución del oro puede disminuir con el decrecimiento de las partículas, debido al incremento en la velocidad de consumo de cianuro por parte de los minerales cianicidas [20].
3.6.1.2.2. Concentración de cianuro La velocidad de disolución del oro en soluciones de cianuro aumenta hasta un máximo de concentración de cianuro, Después de sobrepasar este máximo la disolución del oro disminuye. La concentración de cianuro es un factor limitante y puede calcularse por medio de las ecuaciones de disolución del oro [12,13].
3.6.1.2.3. Concentración de oxígeno El uso de oxígeno es fundamental para la disolución del oro bajo condiciones normales de cianuración. Donde el aumento de la concentración de oxígeno en la disolución aumenta hasta un máximo, por encima del cual disminuye la disolución. Por tanto, también es un factor limitante de la disolución del oro en la cianuración [12,13, 21].
3.6.1.2.4. pH de la solución[13] La disolución del oro con cianuro es realizada a un pH básico (10,5-11,5) para evitar la formación del ácido cianhídrico (HCN -), compuesto altamente peligroso. Algunos investigadores han determinado que la velocidad de disolución del oro disminuye rápidamente cuando el pH está por encima de 11,5. Por lo tanto, la alcalinidad debe ser cuidadosamente controlada y en general, es mejor mantenerla en un pH estable parta tener la mayor recuperación. Gráficamente, el equilibrio entre ácido cianhídrico (HCN) y el ion cianuro (CN) en función del pH, se presenta en la Figura 4.
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Figura 4. Equilibrio entre HCN y CN - en función del pH [13].
3.6.1.2.5. La Temperatura Cuando se aplica calor a una solución de cianuro que contiene oro, el aumento de la temperatura agiliza la actividad de la solución y acelera la velocidad de disolución. Al mismo tiempo, la cantidad de oxígeno en la solución disminuye porque la solubilidad de los gases decrece con el aumento de la temperatura [21]. El aumento de temperatura tiene muchas desventajas, tales como el costo de calentamiento de la pulpa, la descomposición del cianuro debido al calor y el consumo excesivo de cianuro.
3.6.1.2.6. La agitación de la solución La disolución de oro es generalmente controlada por el transporte de masa dentro de las condiciones normalmente aplicadas para la lixiviación por cianuración [12]. El incremento en la agitación incrementa la velocidad de disolución hasta un máximo, a partir del cual la agitación tiene poco o ningún beneficio sobre la disolución.
3.6.1.2.7. Efecto de un acelerante de Plomo La velocidad de disolución del oro puede aumentar significativamente con pequeñas cantidades de plomo (hasta un máximo), cuando se sobrepasa este máximo la velocidad de disolución se ve afectada debido a que este exceso de plomo empieza actuar como cianicidas [20].
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3.6.1.3.
Cianuración en botella
La cianuración en botella es una prueba de laboratorio que hace parte de la caracterización metalúrgica y permite establecer el grado de lixiabilidad de las menas. Esta se realiza para obtener información sobre el consumo total de reactivos que intervienen en el proceso de cianuración, tales como el NaCN, CaO; así mismo, predecir el porcentaje de recuperación de Au y Ag que se puede obtener y cuantificar la eficiencia máxima de un proceso de cianuración [22,23]. Tabla 2. Grado de lixiviabilidad con respecto al porcentaje de recuperación de Au [22]. Oro disuelto < 65 % 65 – 85 % >85 %
Grado de lixiviabilidad Difícilmente lixiviable Medianamente lixiviable Altamente lixiviable
Para la prueba se deben tener en cuenta la granulometría del mineral, el porcentaje de sólidos, la concentración de cianuro, el pH, la temperatura y el tiempo de agitación para poder cuantificar las condiciones óptimas de concentración de cianuro, cal y nitrato de plata; y así, obtener la máxima recuperación de oro, mediante técnicas de cianuración por agitación en botella [23].
Figura 5. Procedimiento para la prueba de cianuración en botella [23].
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3.6.2. Método Chiddy Cualquier metal de mayor afinidad por el cianuro que el oro y la plata, desplaza a estos metales quedando el precipitante solubilizado como cianuro metálico complejo, precipitando los metales preciosos. Así por ejemplo las determinaciones publicadas del orden electroquímico en soluciones de cianuro, indican la secuencia, de positivo a negativo: Mg, Al, Zn, Cu, Au, Ag, Hg, Pb, Fe, Pt. Cualquier metal de esta secuencia tendera a disolverse en solución de cianuro más rápido que el metal de su derecha, desplazándolos a esos metales y precipitándolos. Por ejemplo, el cobre precipitara al Au, Ag, Hg, etc. El magnesio o el aluminio precipitaran al oro y a la plata más rápido que el zinc, sin embargo, el zinc es el que presenta mayores ventajas económicas y técnicas, constituyéndose de esta manera en el método más ampliamente utilizado en todo el mundo para la cementación del oro y la plata. En consecuencia, es fundamental que la solución tenga un potencial de oxidación bajo, para estabilizar el Au y Ag metálicos [23]. Las reacciones espontaneas que pueden realizarse para la precipitación del oro y la plata son: 2Au (CN)2- + Zn = 2Au + Zn (CN) 422Ag (CN)2- + Zn = 2Ag + Zn (CN) 422Au (CN)2- + Zn + 3OH - = 2Au + HZnO 2-+ 4CN- +H2O
3.6.3. Destrucción del cianuro[24,25] En los procesos continuos de cianuración en los que se desechan soluciones cianuradas con porcentajes permisibles de cianuro libre; se dispone de tecnologías de destrucción de cianuro de los residuos de cianuración como también los métodos de recirculación y recuperación del cianuro. [24] Existen diferentes formas de cianuro de acuerdo a su composición y estabilidad, cada una con diferente grado de toxicidad, de los cuales, la forma más toxica es el cianuro libre. La medición de concentración del cianuro puede realizarse por medio de los métodos espectrofotométrico, potenciométrico y volumétrico. [25] El cianuro libre en solución puede transformarse a formas menos toxicas mediante la degradación natural, precipitación, recuperación de cianuro, adsorción sobre carbón activado y oxidación siendo este último el más aplicado. Los métodos más comunes son adición de hipoclorito de sodio en solución, el peróxido de sodio en solución, la biodegradación usando microorganismos y la degradación natural volatilizándose en forma de HCN. Para el tratamiento con hipoclorito de sodio se requieren 12.5 kg NaOCl/kg CN - en un tiempo de 40 minutos; mientras que para el proceso con peróxido de hidrógeno se necesitan 3.5 kg H2O2/kg CN- para un tiempo de 2.5 h.
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Tabla 3. Valores Límites Permisibles de NaCN [25] Condición Valor máximo permisible en Colombia (ppm) Agua para consumo humano y domestico 0.2 Preservación de flora y fauna 0.05 Agua potable 0.1 Residuos Sólidos 1
3.7.
Diseño experimental
Es una estrategia estadística que consiste en un procedimiento sistemático y controlado para desarrollar las combinaciones correctas y condicionar las variables para que el análisis resulte confiable. En tales condiciones es necesario estableces un procedimiento aceptable para elegir las condiciones de cada uno de los ensayos experimentales, sean estos con la finalidad de evaluar u optimizar las variables.
3.7.1. Diseños factoriales 2K [26] Los diseños factoriales 2 K son una clase especial de los diseños factoriales en los que se tienen k factores de interés a dos niveles cada uno. Son especialmente útiles en las etapas iníciales de una investigación para determinar, de un gran número de factores candidatos, cuales son los que realmente influyen sobre la variable respuesta. Se llaman diseños factoriales 2 k porque se quiere investigar la forma cómo influyen k factores sobre una variable respuesta y en cada factor se consideran dos niveles solamente. La réplica completa de un diseño de este tipo requiere 2 x 2 x… x 2 = 2 k observaciones y recibe el nombre de diseño factorial 2 k. El diseño 2k son muy útiles en las primeras etapas del trabajo experimental, cuando se investiguen muchos factores pero, probablemente todos ellos no influyen realmente sobre la variable respuesta. Esto diseño proporciona el número más pequeño de corridas para estudiar simultáneamente k factores en un diseño factorial completo. Dado que sólo existen dos niveles para cada factor, es necesario suponer que la respuesta es aproximadamente lineal sobre el rango de los niveles seleccionados para el factor. Así, este tipo de diseño experimental es la forma más económica de estudiar el efecto combinado de k factores. .
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PROYECTO DE GRADO
4. METODOLOGIA Dentro del conjunto de procedimientos seguidos durante el desarrollo de este trabajo con los cuales se alcanzó el total de los objetivos planteados en la propuesta de investigación, las etapas planteadas fueron las siguientes.
Figura 6. Etapas de trabajo.
El desarrollo del trabajo de investigación se realizó en cinco etapas, cada una de estas etapas contempla la realización de diversas actividades según se describe a continuación:
34
PROYECTO DE GRADO
4.1.
REVISIÓN BIBLIOGRÁFICA
Para llevar a cabo la revisión bibliográfica, se utilizaron referencias encontradas en bases de datos de la universidad de Antioquia e internet, libros de procesamiento de minerales auríferos y sobre todo se revisaron los resultados y métodos aplicados por el grupo MAPRE en proyectos anteriores, con el fin de profundizar sobre aspectos referentes a la metalurgia extractiva del oro. Como se mencionó anteriormente, muchas de las personas que se benefician de la actividad minera en el municipio de Buriticá son de otros municipios en los que el grupo de investigación ya ha trabajado, por esta razón, la información recolectada, será comparada para observar el impacto causado y/o los cambios que han tenido estas personas en los procesos y equipos utilizados en la recuperación de oro en el municipio de Buriticá. Se incluye en esta etapa, la recopilación y lectura de artículos internacionales sobre lixiviación en botella, diversas tesis de grado de pregrado, trabajos de grupos de investigación relacionados con el tema de los minerales auríferos, material bibliográfico relacionado con la extracción de oro, análisis químico, la mineralogía de procesos y estudio de minerales auríferos.
4.2.
CARACTERIZACIÓN DE MUESTRAS DE MINERAL
En esta etapa se realizaron salidas de campo al municipio de Buriticá y se recolectaron tres muestras en diferentes entables del municipio, que en adelante se denominaran M1, M2, M3, a las cuales se les realizó inicialmente un análisis macroscópico para observar que minerales podrían estar presentes.
4.2.1. Preparación mecánica del mineral: Se preparó cada muestra mineral para hacer la caracterización mineralógica correspondiente, realizando previamente una conminución mediante una trituración primaria y secundaria, seguida de una adecuada molienda, Estas se homogenizaron y cuartearon hasta obtener la muestra final con la cantidad y granulometría adecuada para realizar las pruebas y/o análisis químicos.
35
PROYECTO DE GRADO
Figura 7. a) Trituración primaria (trituradora de quijadas). b) Trituración secundaria (trituradora de rodillo). c) Molienda (molino de bolas).
Los ensayos de caracterización se llevaran a cabo en laboratorios de la Universidad de Antioquia. Estos ensayos fueron: Tabla 4. Tipos de análisis a realizar en las muestras del municipio Buriticá. PROCESOS Tipo de Caracterización Mineralógica
Fisicoquímica
Ensayos a realizar
Observaciones
Fluorescencia de rayos X Difracción de rayos X Estereoscopía Densidad Viscosidad
Composición química Composición mineralógica Minerales presentes
Acidez. Contenido de arcillas
Metalúrgica
Distribución del oro por fracciones granulométricas Ensayo al fuego Grado de lixiviación con cianuro
Se realizaran bajo las normas ASTM; D4972-01 D854-10 D2196-10 Serie de tamices Tyler. NTC 5051 Cianuración en botellas
4.2.2. Caracterización mineralógica Para efectos de caracterización de los tres tipos de muestras, estas fueron sometidas a ensayos de difracción de rayos X (DRX), fluorescencia de rayos X (FRX) y análisis estereoscópico, también se les determino el porcentaje de arcillas.
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PROYECTO DE GRADO
4.2.2.1.
Fluorescencia de rayos x (FRX) y Difracción de rayos X (DRX)
Se realizó un análisis químico elemental por medio de un FRX para conocer los elementos presentes en las muestras M1, M2, M3. Para esta técnica se utilizó un espectrómetro de emisión óptica marca Shimadzu OES5500yse usaron 10 gramos de cada muestra mineral (M1, M2, M3) con una granulometría de malla -200Tyler. La técnica DRX permite determinar la composición mineralógica en el mineral aurífero; en este proceso se utilizó el equipo de difracción de rayos X Empyrean Cu LFF HR, con un ánodo de Cu K-Alpha1 [Å]: 1,54060, configuración de generador de 40mA, 45kV y con un barrido de 3 a 70 grados, tamaño de paso de 0,02 grados y tiempo de conteo de 4 segundos. Para esta técnica se usaron 4 gramos de cada muestra mineral (M1, M2, M3) con una granulometría de malla 200Tyler.
4.2.2.2.
Determinación de la cantidad de arcillas y finos
Para este ensayo se tomó una muestra de 20 gramos (con previa homogenización) y mallas -80 +100 (prome dio de tamaño de 150 μm) de cada muestra mineral (M1, M2, M3) del municipio de Buriticá. Cada muestras se adicionó a un Erlenmeyer de 250ml, posteriormente se agregó agua con agitación constante para que la mezcla se homogenizara de la mejor manera en el recipiente. Luego que los sólidos se precipitaran, se realizó una cuidadosa decantación eliminando la mayor cantidad de arcillas. Este procedimiento se repitió 3 veces para cada mineral, hasta que la fase líquida a decantar se tornó transparente. Finalmente, el sólido húmedo se extrajo cuidadosamente del recipiente, se secó en una estufa de laboratorio durante 10 horas a 70 °C. El mineral resultante del secado se pesó y se calculó el contenido de arcillas con la diferencia entre los pesos iníciales y finales del ensayo, haciendo uso de la siguiente ecuación:
− ∗1000 % = +
Ec. 1
Figura 8. Proceso de Lavado y precipitado del mineral para la determinación de arcillas.
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PROYECTO DE GRADO
4.2.2.3.
Análisis estereoscópico
Las muestras seleccionadas para observar en el microscopio se obtuvieron a partir de técnicas de cuarteo aplicadas a los minerales lavados, producto del proceso de determinación del porcentaje de arcillas; se realizó la observación con ayuda de un microscopio tipo estereoscópico con luz reflejada para identificar los diferentes porcentajes de los minerales en ellas.
4.2.3. Caracterización de tenores Mediante la técnica de ensayo al fuego bajo la norma NTC, se determinaron los tenores de oro y plata de cada una de las muestras (M1, M2, M3. En este ensayo es necesario determinar si el mineral es de carácter oxidante o reductor, con base a esto se realizaran los cálculos estequiométricos para determinar las cargas finales de los reactivos necesarios para llevar a cabo el ensayo para cada mineral.
4.2.3.1.
Determinación del poder reductor (PR) o poder oxidante (PO) de las tres muestras de mineral
En este caso es necesario el análisis estereoscópico de las tres muestras para determinar de manera aproximada la cantidad de minerales presentes y poder establecer sus porcentajes[19].Una vez obtenidos los resultados del análisis, se procedió a utilizar las siguientes cargas según el tipo del mineral: Tabla 5. Cargas utilizadas para obtener el PR y PO según el tipo de mineral estudiado [19]. Tipo de mineral Mineral (g) PbO (g) Na 2CO3 (g) SiO2 (g) Azúcar (g) Bórax (g) Sulfuroso 3 45 15 5 ---A cubrir Bajo en sulfuros 10 45 15 0 1.5 3+cubierta
La carga es homogenizada para el ensayo, se adicionaron a crisoles refractarios de aluminosilicatos. Esta prueba se llevó a cabo en una mufla a una temperatura de 930ºC durante 60 minutos, tiempo suficiente para garantizar la fusión completa de los diferentes componentes. Cada uno de los ensayos se realizó por duplicado. Trascurrido el tiempo estimado se vació la carga fundida en una lingotera metálica, la cual se dejó enfriar para extraerlos productos formados (botón de plomo + escoria), Estos se separaron vía mecánica. Por último se pesó cada uno de los botones de plomo y se calculó el poder oxidante (PO) o poder reductor (PR) de cada mineral siguiendo las siguientes ecuaciones:
PR = gramosdePbobtenidosgramosdePbesperados gramosdemineralutilizado 38
PROYECTO DE GRADO
Cuando, g de Pb obtenido> g de Pb esperado
PO = gramosdePbesperadosgramosdePbobtenidos gramosdemineralutilizado Cuando, g de Pb obtenido < g de Pb esperado
Figura 9. Homogenización de la carga, vaciado del mineral fundido, enfriamiento en lingotera. 4.2.3.2.
Ensayo al fuego para M1, M2 y M3.
Con ayuda del análisis visual y el PR o PO de las diferentes muestras se procede a realizar el ensayo al fuego para cuantificar los metales de interés (oro y la plata) en el mineral. Para realizar los ensayos al fuego se necesitó llevar cada muestra a un tamaño de partícula malla -100 (tamaño para una buena fusión de las partículas); En el anexo 2se muestran las reacciones más importantes para obtener la carga final de reactivos de cada mineral con una escoria monosilicato. Las cargas finales de reactivos son homogenizadas y adicionadas a los crisoles. El ensayo se llevó a cabo a 950 °C durante 60 minutos, la mezcla fundida se vació en una lingotera para posteriormente separar el botón de plomo de la escoria (Fig. 10a). El siguiente paso es la copelación (Fig. 10b), este proceso inicia con el precalentamiento de las copelas durante 15 minutos en la mufla, se introduce un botón de plomo por copela y se deja durante 40 minutos a una temperatura de 900 °C. Posteriormente se extrae la copela, se deja enfriar, y se extrae el DORE (aleación de oro y plata principalmente). La disolución de los doré se llevó a cabo con ácido nítrico (concentración inicial HNO3 65%) diluido en agua, la primera disolución se realizó con ácido nítrico al 25 % de la concentración inicial y la segunda al 50% de la concentración inicial; estas se realizaron a una temperatura de 70°C en un tiempo de 15 minutos con agitación y utilizando agua destilada (Fig. 10c).
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PROYECTO DE GRADO
Figura 10. a) Botones de plomo y escoria del ensayo al fuego. b) Copelación del botón de plomo (Doré). c) Disolución del doré.
Figura 11.Flujograma del proceso del ensayo al fuego .
4.2.4. Selección de la muestra a lixiviar Teniendo en cuenta los resultados arrojados por la caracterización mineralógica y geoquímica de las tres muestras, se seleccionará la muestra más apropiada para efecto de la realización del proyecto. Se escogerá la que presente mayor complejidad y alto tenor de oro y plata.
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PROYECTO DE GRADO
A la muestra seleccionada se le realizara todas las pruebas posteriores como la caracterización fisicoquímica y metalúrgica, análisis granulométricos, estandarización de curva de molienda, concentración gravimétrica en mesa y flotación. Con base a lo anterior se propone el método de beneficio más adecuado.
4.2.4.1.
Análisis granulométricos y estandarización de la curva de molienda
Para realizar los posteriores ensayos se debe llevar el mineral seleccionado a un tamaño granulométrico óptimo tanto para la concentración gravimétrica como para a lixiviación con cianuro. Para esto se debieron realizar pruebas de moliendabilidad de la muestra, que consistieron en moler 1,5 Kg de material, a diferentes tiempos: 5, 10, 15, 20, 30, 40, 50 y 60minutos, y luego determinar el D 80de cada molienda, que es el diámetro de la malla de un tamiz por donde pasa el 80% del material de alimentación; para posteriormente graficarlo contra su respectivo tiempo por medio de una curva de moliendabilidad, y así optimizar el tiempo de molienda del mineral.
4.2.4.2.
Concentración gravimétrica en mesa
La concentración gravimétrica en mesa permite obtener fracciones de material claramente definidas (concentrado, mixto, ganga y finos) con características mineralógicas granulométricas específicas. El concentrado formado principalmente por sulfuros (pirita, galena, esfalerita), el mixto constituido por óxidos y pocos sulfuros, la ganga y finos presenta cuarzo y mínimas cantidades de sulfuros. Con el fin de evaluar el comportamiento del mineral en los procesos de concentración gravimétrica, se realizaron ensayos en una mesa de rifles, considerando una granulometría adecuada que permitiera una buena eficiencia de la mesa. Se analizaron las fracciones obtenidas de oro y plata por ensayo al fuego y se evaluaron las recuperaciones correspondientes. Los ensayos se realizaron en una mesa Wilfley marca Denver de laboratorio. Se consideró un caudal másico que variaba entre 0,3 a 0,4 kg/min de mineral, utilizando de 2-3 galones de agua por minuto, con un ángulo de inclinación de la mesa de 15 grados y una vibración de frecuencia de 60 Hz.
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PROYECTO DE GRADO
Figura 12. Equipos de concentración gravimétrica, Mesa Wilfley.
4.2.4.3.
Flotación
La flotación es un proceso de separación de minerales que se efectúa mediante pulpas acuosas por medio de burbujas y a base de sus propiedades hidrofílicas e hidrofóbicas. La eficiencia de este proceso depende tanto de los reactivos que se elijan como de la naturaleza misma del mineral con el fin de controlar las variables del proceso en general [26]. Después de realizar los procesos de conminución, con el mineral que se tuvo pasante malla 200 (75 µm) y algunos finos procedentes de las colas de mesa, se concentró utilizando una celda de flotación tipo DENVER. Según la naturaleza de nuestro mineral, el cual es sulfuroso, se eligieron los siguientes reactivos en cantidades comúnmente trabajadas a nivel industrial (cabe aclarar que como este proceso se realizó a nivel de laboratorio, se tuvo que recalcular las cantidades a adicionar):
Activador: A-31 (20-25 g/ton) Colector: Xantato amílico de potasio (50-70 g/ton) Espumante: Aceite de pino (14 g/ton) Depresor: Metasilicato de sodio (25-40 g/ton)
Se preparó una pulpa de 35% en peso de sólidos, se disolvió bien la pulpa, se agregó el Metso (sin aire) y se agitó durante 2 minutos; luego se adicionó el activador y se agitó entre 3 a 5 minutos, posteriormente se adicionó el colector agitándose durante 2 minutos más y por ultimo después de realizar el montaje en la celda de flotación se adicionó el espumante y se encendió la celda.
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PROYECTO DE GRADO
Figura 13. Equipos de concentración gravimétrica, Celda de flotación en operación.
4.2.4.4.
Caracterización fisicoquímica
Debido a que los procesos metalúrgicos extractivos requieren del manejo de pulpas, es necesario determinar algunas características fisicoquímicas del mineral tales como:
4.2.4.4.1. Densidad del mineral Los sulfuros por ser minerales más pesados que las arcillas tienden a aumentar la densidad de los minerales, por tal motivo es que se busca determinar la densidad del mineral basándonos en la norma ASTM D854-10, con la cual hayamos la densidad Real del mineral y la Picnométrica.
La densidad real, es la relación que se presenta entre la masa de un material y el volumen real que este ocupa, experimentalmente se determina mediante la siguiente relación:
=
La densidad Picnométrica, se determina mediante la utilización de un picnómetro el cual tiene volumen conocido y según la siguiente ecuación:
=
Donde: W1= Peso picnómetro + muestra W2= Picnómetro vacío W3= Picnómetro + agua W4= Picnómetro + muestra +agua
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PROYECTO DE GRADO
4.2.4.4.2. Grado de acidez(pH) La velocidad de disolución del oro en soluciones cianuradas así como su estabilidad y consumo de cianuro, depende de la alcalinidad de la solución. Por ello la importancia del control del pH de la solución cianurada. Un pH elevado durante la cianuración asegura que el proceso se efectuará de manera eficiente. Este ensayo se realizó siguiendo la norma ASTM 4972-0, mediante la utilización de papel tornasol en una muestra de 10g de mineral y 20 ml de agua destilada después de agitar muy bien y dejar reposar durante una hora.
4.2.4.4.3. Velocidad de sedimentación Consta de una probeta de vidrio cilíndrica graduada que contiene suspensiones de mineral en agua con el 33% en sólidos. Esta prueba se realiza con el fin de apreciar mejor la separación entre la zona del líquido claro y la zona que ocupa la suspensión. En el proceso inicialmente se tomarán mediciones a intervalos pequeños de tiempo. Posteriormente dichos intervalos serán mayores. Las mediciones se tomarán para un tiempo de 60 minutos: los primeros 15 minutos se anotará la altura de la interface cada minuto, posteriormente hasta los 25 minutos se hará cada 2 minutos y el tiempo restante, hasta los 60 minutos, cada 5 minutos. Se representará gráficamente la altura frente al tiempo.
Figura 14. Prueba de sedimentación.
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PROYECTO DE GRADO
4.2.4.4.4. Viscosidad de pulpa Este ensayo se realizó siguiendo la norma ASTM D2196-10 en un Viscosímetro Brookfield DV II + Pro, con una suspensión al 33.3 %, siendo la misma que se utiliza para las pruebas de cianuración. El fluido de suspensión utilizado fue glicerina USP (viscosidad 1010 cp.), siendo este el fluido más apropiado para realizar esta prueba ya que con agua las partículas se sedimentaban muy rápidamente lo cual arrojaba resultados erróneos.
Figura 15. Prueba de viscosidad.
4.2.4.5.
Caracterización metalúrgica
Por medio de esta caracterización se pretende determinar la respuesta del mineral frente a un procesos de beneficio, y de esta manera predecir su comportamiento metalúrgico, se realizaron los siguientes ensayos: ensayos al fuego variando la granulometría del mineral y grado de refractariedad del mineral por medio de unas pruebas de lixiviación con cianuro en botella por agitación, basados en un diseño estadístico.
4.2.4.5.1. Determinación granulométrico del oro en el mineral Para encontrar la distribución granulométrica del oro, se analizaron mediante ensayos al fuego. Inicialmente se tamizo una muestra conocida de mineral de cabeza en una serie de tamices Tyler, utilizando un tamizador Ro-Tap, con el fin de observar donde se concentraba en mayor cantidad el metal de interés. Al final se realizó el balance de masa del oro y se comparó con el tenor del mineral de cabeza. 4.2.4.5.2. Lixiviación con cianuro en botella por agitación Las pruebas de cianuración en botella se realizaron con el fin de establecer el grado de lixiabilidad de las menas; para obtener información sobre el consumo
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PROYECTO DE GRADO
total de reactivos que intervienen en el proceso de lixiviación; así mismo, predecir el porcentaje de recuperación de Au y Ag que se puede obtener y cuantificar la eficiencia máxima de un proceso de cianuración. El proceso fue el siguiente:
Se utilizaron botellas de color ámbar- oscuro para evitar la descomposición del cianuro. Se adicionó en el siguiente orden; 200g de concentrado malla -200 (75µm), 400 ml de agua para garantizar la relación solido líquido (33% S/L), cal en polvo (se usó sosa debido a la ausencia de cal) hasta alcanzar un pH entre 10.5 y 11.5 y se agito cada botella en rodillos giratorios durante 10 minutos a 40Hz (para homogenizar). Posteriormente se adicionó 0.755g de NaCN a cada botella y se agitaron nuevamente por 10 minutos (Para homogenizar), transcurrido este tiempo, se tomó mediciones de PH y concentración de cianuro a las 4, 6, 8,10 y 12 horas de agitación. Después de 6 horas de agitación en los rodillos, se detuvo el proceso para sacar muestras de sólidos y líquidos para titular el cianuro libre con nitrato de plata, usando yoduro de potasio (KI) como indicador y medir el PH. (Se descartó la primera botella). Se condicionó la otra botella a los valores iníciales de concentración de cianuro y PH, se le realiza la agitación hasta completar las 12 horas. Transcurridas las 12 horas, se detuvo el proceso y se extrajo muestras de sólidos y líquidos, se tituló el cianuro libre con nitrato de plata usando yoduro de potasio (KI) como indicador, posteriormente se midió el PH y se descartó la botella.
Figura 16. Agitación en rodillo de lixiviación.
Finalizada la anterior prueba de cianuración en botella a las muestras sólidas se les determino el contenido de oro por ensayo al fuego y a las liquidas por medio del método Chiddy.
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PROYECTO DE GRADO
4.2.4.5.2.1. Procedimiento para pruebas Chiddy Para la valoración de la solución liquida cianurada se realizó el siguiente procedimiento:
Se filtraron250ml de solución cianurada en un beaker. La solución extraída se llevó a una temperatura de 70ºC. Se adicionó en el siguiente orden; 40ml de acetato de plomo al 30%, 4 gramos de zinc, 5 ml de nitrato de plata al 8% y 44,5 ml de ácido clorhídrico a la solución. Se Dejó en calentamiento durante 30 minutos hasta formarse la esponja que contiene los metales de interés. Se bajó el beaker y se dejó enfriar, posteriormente, se recogió la esponja formada y se formó una bola o esfera con ella.
Figura 17. Esponja formada en la prueba Chiddy.
Cuando se obtuvo la esponja esférica, se procedió a realizarle la copelación y la doble disolución con ácido nítrico 65% (HNO 3) para cuantificar la cantidad de oro recuperado en la cianuración.
Figura 18. Oxidación del botón, formación del dore y disolución con HNO 3.
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PROYECTO DE GRADO
Los residuos de cianuro líquidos generados por la cianuración en botella y el proceso del método Chiddy son almacenados en recipientes para su posterior neutralización con peróxido de hidrogeno, ocurriendo una destrucción oxidante del cianuro libre y posibles complejos de cianuro formados, menos nocivos.
4.3.
DISEÑO EXPERIMENTAL ESTADÍSTICO
Para el proceso de lixiviación en botella mencionado anteriormente, se elaboró un diseño experimental estadístico factorial 2 k por medio del software Stathgraphics16.0, el cual propondrá la cantidad mínima de ensayos a realizar teniendo en cuenta las variables consideradas, las cuales dependerán de la caracterización del mineral, para así tener un mayor control de los resultados que se obtengan mediante el análisis de varianza (ANOVA). Se tendrá como variable respuesta la disolución del oro.
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5. RESULTADOS Y ANALISIS 5.1.
REVISION BIBLIOGRÁFICA
Los resultados obtenidos con las referencias bibliográficas encontradas fueron de gran aporte para el desarrollo de este proyecto de grado, gracias a esto se obtuvo una mayor conocimiento mineralógico, estudio de caracterización y el beneficio de distintas menas auríferas, lo cual fue de gran ayuda para el análisis de las diferentes muestras suministradas del municipio de Buriticá y para la modelación del proceso de cianuración. Mediante esta revisión se determinó que en diferentes municipios de Antioquia como El Bagre, Zaragoza, Segovia y Remedios entre otros, se habían realizado mediciones ambientales de mercurio debido a la práctica de minería aurífera por amalgamación, las cuales registraron unos valores de contaminación muy altos, pero no se encontró ningún estudio de mediciones ambientales de mercurio en la zona de Buriticá, lo cual fue muy importante en este proyecto ya que se emprendería el primer estudio de contaminación por mercurio en este municipio minero.
5.2.
CARACTERIZACIÓN DE MUESTRAS DE MINERAL
De acuerdo al análisis macroscópico practicado a las respectivas muestras minerales M1, M2 y M3, puede observarse en la figura 19, que la muestra M1 contiene pirita, galena, esfalerita, cuarzo y hematita, la muestraM2 presenta principalmente óxidos de hierro, feldespatos y sílice, por último la muestra M3 es un mineral muy arcilloso (pantanoso). Estos análisis se confirmarán mediante los ensayos de Difracción de Rayos x (DRX) y Fluorescencia de Rayos x (FRX).
Figura 19.Mineral de Buriticá a) Muestra M1, sulfurosa. b) Muestra M2, baja en sulfuros.C) Muestra M3, arcillosa.
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PROYECTO DE GRADO
5.2.1. Preparación mecánica del mineral Las rocas de mena suministradas inicialmente tenían un tamaño promedio de 25 cm de diámetro y fueron reducidos en la etapa de trituración primaria hasta un promedio de 3 cm de diámetro en la trituradora primaria, Con la trituración secundaria se llegó a un tamaño de partícula promedio de 1 cm de diámetro y finalmente se llevó el mineral a un tamaño de partícula menor de 75 µm mediante una molienda para realizarle los ensayos de caracterización. Las pruebas de moliendabilidad se realizaron bajo las siguientes condiciones: Tabla 6. Condiciones de la prueba de moliendabilidad Variable
Variable Longitud del molino Diseño del Diámetro interno del molino equipo Volumen interno del molino Velocidad de rotación del molino Porcentaje de sólidos Carga del mineral Peso de los cuerpos Parámetros moledores (Bolas de acero) operativos Distribución de los cuerpos moledores
Condición 20,2 cm 19 cm 6032,7 cm 3 55 rpm 35 % 1,5Kg 9,31 Kg Diámetro (cm) Cantidad 3,81 18 2,52 46 1,91 77
5.2.2. Caracterización mineralógica 5.2.2.1.
Fluorescencia de rayos x (FRX) y Difracción de rayos X (DRX)
Al analizar la muestra M1 por DRX (Fig. 20) con un software High score plus y mediante comparación con difractogramas patrones de diferentes bases de datos, se identificaron picosa ángulos de 2θ (2theta) representativos de minerales como: galena (PbS), esfalerita (ZnS), pirita (Fe 2S), cuarzo (SiO2) y óxidos de hierro, principalmente hematita (Fe 2O3). Las anteriores especies mineralógicas se confirmaron a partir del análisis de fluorescencia (Tabla 7) donde fueron reportados porcentajes de los elementos: hierro (Fe), Zinc (Zn), Silicio (Si); plomo (Pb) y azufre (S). También se pudo determinar mediante la fluorescencia de rayos X un porcentaje de oro del 0.0043 %, el cual se reportaba en el análisis como insignificante debido a que la desviación estándar del equipo es mayor que este valor.
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PROYECTO DE GRADO
Tabla 7.Resultado FRX muestra mineral M1.
Compuesto % Peso Elemento % Peso SiO2 57.84 Si 27.04 SO3 14.42 Sx 5.78 ZnO 8.60 Zn 6.91 CaO 6.33 Ca 4.53 Fe2O3 6.00 Fe 4.20 Al2O3 3.02 Al 1.60 PbO 0.780 Pb 0.724 CuO 0.774 Cu 0.619 K2O 0.736 K 0.611 MgO 0.535 Mg 0.323 MnO 0.512 Mn 0.397 Sb2O3 0.196 Sb 0.163
Figura 20. Resultado del DRX de la muestra M1.
En la muestra M2, el difractograma (Fig. 21) revela picos a ángulos 2 θ (2theta)característicos del cuarzo (SiO2), feldespatos(CaAl2Si2O8), óxidos de hierro (hematita), moscovita (KAlSi 3O8) y un pico característico de la pirita, el procedimiento de interpretación de los resultados fue similar al aplicado para la muestra M1. La fluorescencia de rayos x(Tabla 7) reveló presencia de Si, Al, Fe, K y muy baja cantidad de Azufre (S) que confirman los picos coincidentes encontrados en el difractograma y la poca cantidad de sulfuros presentes en el mineral.
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PROYECTO DE GRADO
Tabla 8. Resultado FRX muestra mineral M2.
Compuesto % Peso Elemento % Peso SiO2 62.07 Si 29.02 Al2O3 18.15 Al 9.61 Fe2O3 10.32 Fe 7.22 K2O 6.43 K 5.33 SO3 0.823 Sx 0.330 TiO2 0.738 Ti 0.442 MgO 0.659 Mg 0.397 BaO 0.353 Ba 0.316 CaO 0.114 Ca 0.0814 ZnO 0.109 Zn 0.0873 MnO 0.0412 Mn 0.0319 PbO 0.0381 Pb 0.0354
Figura 21. Resultado del DRX de la muestra M2.
En la muestra M3, el difractograma (Fig. 22) muestra picos representativos y coincidentes con minerales como cuarzo, moscovita, óxidos de hierro (hematita y magnetita), pirita, esfalerita o blenda. La fluorescencia de rayos X (Tabla 8) reportó porcentajes importantes de elementos como sílice (Si), aluminio (Al), hierro (Fe), y azufre (S), que están asociados con estos minerales; también se reporta un porcentaje de oro del 0.0023% que el ensayo lo reportó como insignificante.
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PROYECTO DE GRADO
Tabla 9. Resultado FRX muestra mineral M3.
Compuesto % Peso Elemento % Peso SiO2 42.15 Si 19.71 Al2O3 22.50 Al 11.91 Fe2O3 17.20 Fe 12.03 K2O 6.78 K 5.63 SO3 3.74 Sx 1.50 MnO 3.38 Mn 2.62 ZnO 1.06 Zn 0.850 MgO 0.846 Mg 0.510 Ti2O 0.643 Ti 0.386 Sb2O3 0.448 Sb 0.375 PbO 0.415 Pb 0.386 CuO 0.227 Cu 0.181
Figura 22. Resultado de DRX de la muestra M3.
Con base a los análisis de DRX y FRX de las diferentes muestras se puede anticipar que el mineral más complejo para un proceso de lixiviación con cianuro es la muestra M1 por la mayor cantidad y diferentes tipos de sulfuros presentes, los cuales son minerales refractarios que pueden afectar el porcentaje de recuperación de oro y plata en el proceso de lixiviación con cianuro.
53
PROYECTO DE GRADO
5.2.2.2.
Determinación de la cantidad de arcillas y finos
La tabla 10 muestra los contenidos de arcillas y finos que contiene cada mineral, donde puede observarse que la muestra M3 presenta un mayor contenido debido a que este mineral se encuentra muy por encima de la corteza terrestre donde se forman muchos lodos producto de las lluvias. La muestra M1 presenta un valor mucho menor que el deM3 del 10,75%, donde la mayor cantidad corresponde a partículas muy finas. Tabla 10.Resultadosde 10.Resultadosde la cantidad de arcillas y finos de (M1, M2 y M3) Tipo de mineral
Muestra Peso inicial (g)
Peso final (g)
% Arcillas y finos
Altamente sulfuroso
M1
20,07
17,92
10,75
Alto contenido contenido de óxidos de Hierro (rojiza) Alto contenido contenido en cuarzo cuarzo (húmeda y café)
M2
20,01
11,27
43,68
M3
20,03
9,89
50,62
5.2.2.3.
Análisis estereoscópico
Las muestras seleccionadas para observar en el microscopio se obtuvieron a partir de técnicas de cuarteo aplicadas a los minerales lavados, producto del ensayo de determinación del contenido de arcillas y finos. El análisis se realizó con ayuda de un microscopio tipo estereoscópico con luz reflejada para identificar los diferentes minerales en ellas (Fig. 23).
Figura 23. Análisis estereoscópico. a) Mineral M1. b) Mineral M2. c) Mineral M3.
En la tabla11 puede observarse los diferentes porcentajes de composición mineralógica, los cuales fueron muy importantes para el cálculo estequiométrico (Anexo 1) para obtener las cargas finales de reactivos para el ensayo al fuego (Tabla 13).
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PROYECTO DE GRADO
Tabla 11.Resultados del ensayo estereoscópico de cada muestra de mineral de cabeza. Muestra mineral M1 M2 M3
% SiO2 58 70 67
% FeS2 18 3 8
% PbS 2 0 1
% ZnS 5 0 2
% Fe3O4 1 2 6
% Fe2O3 6 15 12
% Al2O3 4 2 1
% CaSO4 6 1 1
Otros 0 7 2
5.2.3. Cuantificación de tenores 5.2.3.1.
Determinación del poder reductor (PR) o poder oxidante (PO) de las tres muestras de mineral
Estos ensayos se realizaron por duplicado, donde los resultados obtenidos presentados en la tabla 12 muestran que la muestra M1 tiene un carácter reductor promedio de 2,025 lo cual significa que con 1 gramo de este mineral se reducen 2,025 gramos de Plomo del litargirio (PbO). Caso contrario ocurre en M2 y M3 donde estos minerales son de carácter oxidante. Para M2 con un PO promedio de 0.45 donde, con un gramo de mineral se oxidan 0.45 gramos de plomo (Pb). Y para M3 el poder oxidante promedio es de 0.765. Tabla 12.Resultadosdel PR y PO de las tres muestras de mineral de cabeza. Muestra
Botón de Pb esperado (g)
Escoria + botón de Pb (g)
Botón de Pb obtenido (g)
Botón de Pb real (g)
M1
12
64,02
32,50
20,50
2,05
-
12
64,41
31,95
19,95
2,00
-
18
64,07
13,41
-4,59*
-
0,46
18
64,00
13,59
-4,41*
-
0,44
12
65,87
4,99
-7,01*
-
0,70
12
65,23
3,70
-8,03*
-
0,83
M2 M3
PR PO mineral mineral
*Los valores negativos del botón de Pb real muestra el poder oxidante del mineral.
5.2.3.2.
Ensayo al fuego para M1, M2 y M3.
Con el cálculo estequiométrico de las diferentes muestras (Anexo2), Se obtuvieron las cargas finales de los reactivos (tabla 13) a utilizar en el ensayo al fuego. Se puede observar que a la muestra M1 se le adiciono nitrato de potasio con el fin de reducir el PR del mineral a un estado neutro. En las muestras M2, M3 se adicionó un exceso de azúcar para neutralizar el PO de las muestras.
55
PROYECTO DE GRADO
Tabla 13.Carga final para la cabeza de las muestra M1, M2, M3. Mineral (gr) Na2CO3 (gr) PbO (gr) SiO2 (gr) KNO3 (gr)
M1 10 11.22 47.32 -------4.82
M2 20 14,23 47,32 ------------
M3 20 13,42 47,32 ------------
Azúcar(gr) Borax
2.56 A cubrir
3,25 A cubrir
3,775 A cubrir
Los ensayos al fuego se realizaron por duplicado y se ejecutó un cálculo para obtener un botón de plomo de 30 gramos, el cual es adecuado para la recolección de los metales de interés (oro y plata). Los resultados estuvieron muy cercanos al valor estimado como se puede observar en la tabla 14. En las muestras M2, M3 existe una pequeña desviación debido al alto contenido de arcilla y finos. Tabla 14.Resultados ensayo al fuego de cabeza para cada uno de los minerales Muestra de mineral M1 M2 M3
Botón de Pb esperado (g) 30
Botón de Pb obtenido (g) 30,01
Peso de la escoria (g) 41,71
30
30,03
40,81
30
34,88
43,89
30
33,00
43,64
30
34,80
45,06
30
34,89
42,95
Peso promedio Pb (g) 30,02 33,94 34,85
Después de obtener el botón de plomo con los metales de interés, este se copeló y se obtuvo el DORE para determinarle el tenor de oro (Au) y plata (Ag). Como se observa en la tabla 15 el mineral con mayor contenido de oro y de plata es la muestra M1con un tenor promedio de 92,5 g/Ton de oro y 897 g/Ton de plata. La muestraM2 con un promedio de 1,5 g/Ton de oro y 45,5 g/Ton de plata los cuales son valores muy bajos y pocos rentables para realizarle un proceso lixiviación con cianuro y en la muestra M3 se obtuvieron tenores de 4,5 g/Ton de oro y 185,5 g/Ton de plata que son valores muy bajos comparados con la muestra M1.
56
PROYECTO DE GRADO
Tabla 15. Tenores de oro y plata en los minerales de cabeza de M1, M2 y M3. Mineral M1 M2 M3
Peso doré (g)
Tenor doré (g/T)
Peso Au (g)
Peso Ag (g)
Tenor Au (g/T)
Tenor Ag (g/T)
0,00990 0,00989 0,00046 0,00048 0,00186 0,00194
990 989 46 48 186 194
0,00091 0,00094 0,00001 0,00002 0,00004 0,00005
0,00899 0,00895 0,00045 0,00046 0,00182 0,00189
91 94 1 2 4 5
899 895 45 46 182 189
5.2.4. Selección de la muestra a lixiviar con cianuro Con base a los resultados anteriores se optó por seleccionar la muestra M1, porque es la más apropiada para efecto de la realización del proyecto. Se eligió este mineral inicialmente por su alto tenor de oro y plata comparado con las otras dos muestras (M2, M3) y alto contenido de sulfuros especialmente pirita, esta cantidad de sulfuros en una primera aproximación suponía un alto grado de refractariedad lo cual podría ser un mineral complejo de lixiviar, característica ideal para la investigación la cual se corroboró posteriormente mediante la lixiviación con cianuro en botella. Además de ser el mineral más representativo de esta zona minera; por esta razón es la muestra más apropiada para realizar todas las pruebas posteriores para proponer el método de beneficio más adecuado.
Figura 24. Mineral seleccionado para el proceso de lixiviación con cianuro.
57
PROYECTO DE GRADO
5.2.4.1.
Análisis granulométrico y estandarización de la curva de molienda
Para los diferentes tiempos de moliendabilidad la tabla 16 muestra el D 80. Tabla 16. Valores de d80 (µm). Tiempo de D80 (µm) molienda (min) 5 663 10 355 15 287 20 221 30 174 40 119 50 82 60 50
Empleando estos valores, se elabora la curva de moliendabilidad con base a la cual se puede determinar el tiempo de molienda óptimo para obtener el mineral según el tamaño de partícula que se requiera para los procesos posteriores, los resultados son los siguientes observando el gráfico 1: Para obtener un producto con D80 = 500 µm (malla 35) el mineral se debe moler aproximadamente 8 minutos. Para obtener un producto con D80 = 75 µm (malla 200) el mineral se debe moler aproximadamente 50 minutos. Para obtener un producto con D80 = 53µm (malla 270) el mineral se debe moler aproximadamente 58 minutos. Para obtener un producto con D80 = 45µm (malla 325) el mineral se debe moler un poco más de los 60 minutos.
Gráfica 1. Curva de moliendabilidad del mineral. 700 600 500
) m 400 µ ( 0300 8 D
200 100 0 0
20
40
60
TIEMPO DE MOLIENDA
58
80
PROYECTO DE GRADO
Los detalles de cada ensayo se encuentran en el anexo 3.
5.2.4.2.
Concentración gravimétrica en mesa
Para las posteriores pruebas de cianuración en botella se necesitaba tener la mayor cantidad de concentrado, a partir de los 25 kg de mineral que se tenía y utilizando las curvas de moliendabilidad, se buscó el tiempo óptimo para obtener un D80 de 500 micras, con el fin de llevar el proceso de concentración en mesa más eficientemente y también aprovechando el alto porcentaje de sulfuros del mineral se molió entre malla 35 (500 μm) y malla 140 (106μm) para concentrarse por medio de la mesa Wilfley. Sin embargo, se obtuvo una cantidad de mineral con un tamaño de partícula inferior a malla -140. A estas se les practicó otro método de concentración gravimétrica con el que se tuviera una mayor eficiencia a esta granulometría tan fina, como fue el proceso de flotación.
Figura 25. Eficiencia Vs tamaño en micras de concentradores por gravedad [17].
Por medio de ensayos al fuego se determinó la eficiencia de concentración de la mesa Wilfley, como se puede ver en la tabla17 se obtuvieron buenos resultados con las condiciones de operación utilizadas en la mesa donde el tenor de oro para los concentrados fue de 402 g/Ton, el cual es un valor muy alto, ya que inicialmente el tenor de cabeza fue de 92.5 g/Ton. Esta eficiencia también se puede ver reflejada en los resultados obtenidos de los tenores de mixtos y colas, los cuales son muy bajos de 6 g/Ton y 2g/Ton respectivamente.
59
PROYECTO DE GRADO
Tabla 17. Resultados concentración gravimétrica en mesa Wilfley. Cantidad mineral obtenido (g)
Botón de plomo obtenido (g)
Peso doré (g)
Peso Au (g)
% Tenor Recuperación Au (g/T)
Concentrado mesa Mixtos mesa
5045.9
33.9
0.02624
0.00402
402
10045.4
32.1
0.00249
0.00006
6
8,94
Colas mesa
5607.6
33.5
0.00361
0.00002
2
1,42
5.2.4.3.
89,64
Flotación
De igual forma que en la mesa Wilfley se midió la eficiencia de la celda de flotación por medio de ensayos al fuego donde inicialmente se tenía un tenor de oro del mineral de 55 g/Ton. Se puede ver una buena eficiencia del ensayo por los tenores obtenidos en los concentrados y colas de 101 g/Ton y 3 g/Ton respetivamente. Tabla 18. Resultados concentración de la celda de flotación.
Cabeza flotación Concentrado flotación Colas flotación
Cantidad mineral obtenido (g)
Botón de plomo obtenido (g)
Peso doré (g)
------
34.0
Tenor % Au Recuperación (g/T) ------0.00970 0.00055 55
2031.4
33.7
0.01920 0.00131
101
1848.4
32.7
0.00216 0.00003
3
Peso Au (g)
96,14 3,86
Se planifico tener aproximadamente 13 Kg aproximadamente de concentrado con el fin de tener 26 muestras de mineral cada una de aproximadamente 500g destinadas a la ejecución de las pruebas de cianuración en botella, y dado que no se podía adquirir más mineral ya que el municipio presentaba problemas de orden público, se decidió unir los concentrados respectivos de mesa, flotación y 6 Kg de los mixtos de mesa, para reunir la cantidad de mineral necesaria con las cuales poder trabajar, esta decisión se asumió aprovechando el alto tenor del mineral. Para ello, se juntó las tres muestras de mineral previamente muestreadas y homogenizadas muy bien y se le realizó un ensayo al fuego para conocer el tenor final del concentrado con el que se realizarían las pruebas de cianuración en botella.
Tenor concentrado final = 188.5 g/Ton
60
PROYECTO DE GRADO
5.2.4.4.
Caracterización fisicoquímica
A continuación se reportará las propiedades fisicoquímicas de la muestra seleccionada a lixiviar (M1), en el anexo 4 se puede observar estas mismas propiedades para M1, M2 y M3.
5.2.4.4.1. Densidad del mineral El mineral M1 presenta la mayor densidad tanto real como Picnométrica, debido al mayor contenido de sulfuros de la muestra. Tabla 19. Densidad M1. Densidad (g/ml) M1* Real 3.0 Picnométrica 3.33
5.2.4.4.2. Grado de acidez Este ensayo se realizó con una suspensión de sólidos del 33%, un litro de agua y agitación. Después con un papel tornasol se determinó el pH aproximado del mineral. El resultado fue el siguiente: Tabla 20. pH muestra M1. Muestras M1 pH 6
5.2.4.4.3. Velocidad de sedimentación Esta prueba se realizó con el fin de apreciar mejor la separación entre la zona del líquido claro y la zona que ocupa la suspensión. Durante los intervalos de tiempo que se consideró no fue posible estimar el cambio de estas zonas, por lo cual fue imposible obtener la correspondiente gráfica de altura contra tiempo, donde por medio de esta se determina la velocidad de sedimentación del mineral.
5.2.4.4.4. Viscosidad de pulpa La tabla 21 reporta la viscosidad y las condiciones con las que se realizó la prueba. La viscosidad de la muestra M1 debe tenerse en cuenta al momento de las pruebas de cianuración debido a su alto valor, y en el proceso de lixiviación se debe tener una buena agitación.
61
PROYECTO DE GRADO
Tabla 21. Resultado de viscosidad M1. Viscosidad (cp.) Temperatura (°C) Rotor Velocidad (RPM) % torque M1 1816 25.9 S 04 100 90.8
5.2.4.5.
Caracterización metalúrgica
5.2.4.5.1. Determinación granulométrico del oro en el mineral A la muestra seleccionada (M1) se le realizó un análisis granulométrico en una serie de tamices Tyler con el fin de hacer un análisis estereoscópico por fracciones o mallas (Figura 26) para realizar la caracterización metalúrgica del mineral.
Figura 26. Análisis estereoscópico por mallas mineral M1. a) Malla -100 + 140. b) Malla 140 + 170. c) Malla -170 + 200. d) Malla -200 + 2700. e) Malla -2700 + 325. f) Malla 325.
Mediante el análisis estereoscópico por mallas se calculó los porcentajes de la distribución mineralógica. Por medio del PR de cada distribución (Tabla 21) se observa que entre mallas (-100 +140) y mallas (-200 + 270) se presenta un mayor contenido de sulfuros donde el poder reductor es mayor que en los demás rangos granulométricos.
62
PROYECTO DE GRADO
Tabla 22. Análisis del poder reductor a diferentes tamaños de partícula del mineral aurífero M1. Muestra Malla (-100 + 140)
Malla (-140 + 170)
Malla (-170 + 200)
Malla (-200 + 270)
Malla (-270 + 325)
Malla (-325)
Botón de Pb obtenido (g) PR mineral PR promedio 3.4
1.13
3.3
1.1
2.4
0.8
2.4
0.8
2.0
0.67
2.6
0.87
3.3
1.1
3.5
1.17
2.3
0.77
2.4
0.8
1.6
0.53
1.7
0.56
1.12
0.8
0.77
1.13
0.78
0.55
A las diferentes fracciones granulométricas, se le calculó su respectiva carga final por medio de las ecuaciones estequiométricas presentadas en el anexo1. De igual forma se calculó un botón de 30 g, que es un botón representativo para la recolección de valores de oro y plata (Anexo 5). Las cargas necesarias para las diferentes fracciones se observan en la tabla 23, donde las mallas (-100 +140) y mallas (-200 + 270) necesitaron mayor contenido de nitrato de potasio debido a su mayor contenido de sulfuros. Tabla 23.Cargas de reactivos de la muestra M1 por mallas. Cargas de cada muestra con su respectiva granulometría ( gramos) Malla Malla Malla Malla Malla Reactivos (-100 + (-140 + (-170 + (-200 + (-270 + 140) 170) 200) 270) 325) Mineral 10 10 10 10 10 Na2CO3 12,15 11,13 12,14 13,1441 16,1014 PbO 47,32 47,32 47,32 47,32 47,32 SiO2 --------------------------------
63
Malla (-325) 10 20,064 47,32 -------
PROYECTO DE GRADO
KNO3 Azúcar
2,6656 2,5033
1,90 2,50
1,83 2,50
2,6894 2,5055
1,8564 2,5022
Borax
A cubrir
A cubrir
A cubrir
A cubrir
A cubrir
1,309 2,5044 A cubrir
En la tabla 24 se observa que en las mallas de abertura de diámetro mayor se encuentra los mayores tenores de oro, esto es debido a los altos porcentajes de sulfuros que hay en ellas donde puede estar el oro encapsulado y se evidencia que a mallas más finas de malla (-200) hasta malla (-325) hay mayor concentración de cuarzo reduciéndose los sulfuros y por efecto disminuyéndose la cantidad de oro en estos rangos granulométricos. Tabla 24.Tenor de Au y Ag por mallas de la muestra M1. Malla del mineral
Peso doré (g)
Cabeza (malla -100) Malla (-100 + 140) Malla (-140 + 170) Malla (-170 + 200) Malla (-200 + 270) Malla (-270 + 325) Malla (-325)
0,00990 0,00989 0,00886 0,00880 0,00895 0,00884 0,00960 0,00975 0,00979 0,00972 0,00906 0,00911 0,00846 0,00838
Tenor doré (g/T) 989,5 883 889,5 967,5 975,5 908,5 842
Peso Au (g) 0,00091 0,00094 0,00116 0,00111 0,00093 0,00092 0,00095 0,00099 0,00090 0,00088 0,00060 0,00062 0,00048 0,00046
Tenor Au (g/T) 92,5 113,5 92,5 97 89 61 47
Peso Ag (g) 0,00899 0,00895 0,00770 0,00769 0,00810 0,00800 0,00865 0,00876 0,00889 0,00884 0,00846 0,00849 0,00798 0,00792
Tenor Ag (g/T) 897 769,5 805 870,5 886,5 847,5 795
Al realizar el balance de masa de oro por el análisis granulométrico (tabla 25) se puede observar que inicialmente se tenían 530,2 gramos de mineral de cabeza el cual contenía 0,04904 gramos de oro. Después de realizar el tamizaje, el ensayo al fuego, la disolución y determinar el tenor de oro de cada malla se realizó el balance de masa sumando el oro que había en cada rango granulométrico obteniéndose como resultado 0,04888 gramos de oro, valor muy cercano al oro que se había reportado en el mineral de cabeza con el que se realizó el tamizaje, lo cual significa que los ensayos al fuego son muy confiables.
64
PROYECTO DE GRADO
Tabla 25. Balance de masa de oro por análisis granulométrico. Malla
Abertura Peso promedio retenido (µm) (g)
% peso retenido
% peso pasante acumulado
Tenor Au (g/T)
Cantidad de oro en cada malla (g)
Cabeza (-100 + bandeja) -100 +140
-----
530,2
------
---------
92,5
0,04904
127
205.1
38,68
61,32
113,5
0,02327
-140 +170
96,5
97,7
18,43
42,89
90,0
0,00933
-170 +200
81
52,9
9,98
32,91
97
0,00447
-200 +270
63,5
70,2
13,24
19,67
89
0,00625
-270 +325
49
47,1
8,88
10,79
61
0,00287
-325
45
57,2
10,79
0
47
0,00269
Total
--
530,2
100,00
--
----
0,04888
5.2.4.5.2. Lixiviación con cianuro en botella por agitación Inicialmente se realizó una prueba preliminar para analizar el grado de lixiviabilidad del mineral, las condiciones de operación y los resultados de este ensayo se presentan en el anexo 6, allí se describe como determinar los tenores de un mineral y porcentajes de recuperación en una prueba de cianuración. Con el análisis de la caracterización mineralógica, geoquímica, fisicoquímica y la granulometría del oro por mallas, se planteó realizar una cianuración con las siguientes variables, las cuales serán tenidas en cuentas para el análisis del diseño experimental. Tabla 26. Variables de la cianuración. Tiempo(horas) Concentración de cianuro (kg/T) # tamiz (granulometría) 4 1 -200 (75 µm) 8 2 -270 (53 µm) 12 3 -325 (45 µm)
En el grafico 2 se puede observar que con las diferentes granulometrías empleadas se obtuvieron altos porcentajes de recuperación, estos resultados van hacer estudiados más profundamente en el diseño experimental.
65
PROYECTO DE GRADO
Gráfica 2. Resultados del oro lixiviado y % de recuperación.
En la tabla 27 se reporta el consumo de cianuro inicial a los diferentes tiempos del ensayo de cianuración. Tabla 27. Consumo 27. Consumo de cianuro de cada ensayo. MUESTRA [CN- ] GRANULOMETRIA 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16
2 2 2 1 1 1 3 3 2 2 1 2 3 3 3 1
CONSUMO [CN-] INICIAL (g)
4H
0,9 0,9 0,85 0,65 0,55 0,45 1,15 1,1 0,55 0,95 0,4 0,8 1,15 1,2 2,25 0,4
0,1
270 270 270 325 325 200 200 200 270 200 200 325 325 270 325 270
8H
12 H 0,85
0,3 0,7 0,2 0,25 0,55 0,7 0,8 0,55 0,7 0,7 1,15 1,35 0,95 0,6
En el anexo 7 se reporta el consumo de cianuro de los testigos de la cianuración.
66
PROYECTO DE GRADO
Para el tratamiento de los residuos de cianuro liquido con peróxido de hidrógeno se estimó una relación de 3.5 kg H 2O2/kg CN- para un tiempo de 2.5 h aproximadamente, donde el peróxido se fue agregando y a la vez midiendo el cambio de pH de la solución, hasta que esta alcanzara un pH neutro.
5.3.
DISEÑO EXPERIMENTAL ESTADÍSTICO
El diseño experimental, permite identificar los efectos sobre la variable respuesta planteada que es el porcentaje de recuperación de oro. Cabe resaltar que los ensayos se realizaron en el orden de ejecución propuesto por el programa y además se ensayó un testigo, con las condiciones más extremas por cada día de ejecución, con el fin de corroborar que las pruebas se efectuaron correctamente. Tabla 28.Lista 28.Lista de ensayos para la cianuración. Ejecución 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16
Tiempo Concentración de cianuro (h) (kg/T) 4,0 2,0 12,0 2,0 8,0 2,0 12,0 1,0 4,0 1,0 4,0 1,0 4,0 3,0 12,0 3,0 8,0 2,0 8,0 2,0 12,0 1,0 8,0 2,0 12,0 3,0 8,0 3,0 4,0 3,0 8,0 1,0
Granulometría (malla) -270,0 -270,0 -270,0 -325,0 -325,0 -200,0 -200,0 -200,0 -270,0 -200,0 -200,0 -325,0 -325,0 -270,0 -325,0 -270,0
%Recuperación 56,62 84,44 79,32 48,51 36,52 34,89 88,95 91,31 87,19 80,76 43,73 81,25 97,06 92,86 88,04 37,88
*La variación de coloración en la tabla indica la cantidad de ensayos que se realizaran por día.
5.3.1. Validación de supuestos Aparentemente los resultados del modelo analizados gráficamente gráf icamente son favorables, ya que los datos en el grafico 3 de normalidad se distribuyen linealmente sobre la recta, a excepción de un punto que presenta una desviación un poco pronunciada, sin embargo se encuentra entre el rango permisible para la validación de este supuesto; con respecto a la primera gráfica, los datos no tienden a seguir ninguna distribución, pues son bastante aleatorios, con lo que se verifica la realización de los experimentos en el orden aleatorio arrojado por el programa en el diseño experimental.
67
PROYECTO DE GRADO
Gráfica 3. Graficas 3. Graficas de verificación.
5.3.2. Análisis de Varianza para el porcentaje de recuperación En este caso, dos (2) efectos tienen una valor-P menor que 0,05 (tiempo de lixiviación y la concentración de cianuro) indicando que son significativamente importantes sobre la variable respuesta correspondiente, que es el porcentaje de recuperación de Au. De igual forma se identifica una interacción entre las variables que es muy significativa la cual es concentración vs concentración (BB), todas estas con un nivel de confianza del 95,0%; lo anteriormente mencionado es posible corroborarlo con las figuras de los efectos principales. Tabla 29. Análisis 29. Análisis de varianza. Fuente Suma de Cuadrados Gl A:tiempo 355,912 1 B:concentración 6585,99 1 C:granulometria 13,7828 1 AA 101,85 1 AB 11,1628 1 AC 17,0845 1 BB 341,152 1 BC 0,159989 1 CC 50,8554 1 Error total 262,619 6 Total (corr.) 7937,53 15
Cuadrado Medio Razón-F Valor-P 355,912 8,13 0,0291 6585,99 150,47 0,0000 13,7828 0,31 0,5950 101,85 2,33 0,1780 11,1628 0,26 0,6316 17,0845 0,39 0,5551 341,152 7,79 0,0315 0,159989 0,00 0,9538 50,8554 1,16 0,3225 43,7699
R-cuadrada = 96 96,6914 ,6914 % R-cuadrada (ajustada por g.l.) = 91 91,7286 ,7286 % Error estándar del est. = 6,61588 Error absoluto medio = 3,02664 Estadístico Durbin-Watson = 2,18625 (P=0,4241) Autocorrelación residual de Lag 1 = -0,311644
68
PROYECTO DE GRADO
Los gráficos 4 y 5 clarifican lo que se mencionó anteriormente, ya que se observa que las variables que afectan positivamente en la recuperación de oro (Au) son el tiempo de lixiviación y la concentración de cianuro, mientras que la granulometría no presenta una relevancia importante bajo las 3 condiciones que se trabajó. Adicionalmente, en la gráfica de Pareto se observa que la interacción entre concentración vs concentración (traspasa la línea azul) también es una variable importante que se tiene que controlar para aumentar la recuperación de Oro (Au) ya que afecta directamente el proceso como tal. Gráfica 4. Variables principales. Gráfica de Efectos Principales para % recuperación
101 91 n ió
81 c a r e p
71 u c e r %
61 51 41 4,0
12,0 tiempo
1,0
3,0
concentración
200,0
325,0
granulometrpia
Gráfica 5. Diagrama de Pareto. Diagrama de Pareto Estandarizada para % recuperación
B:concentración A:tiempo BB AA CC AC C:granulometrpia AB BC 0
3
6 9 Efecto estandarizado
69
12
15
PROYECTO DE GRADO
5.3.3. Coeficientes de regresión para porcentaje de recuperación La tabla30 muestra los coeficientes de la ecuación de regresión que se ha ajustado a los datos con la finalidad de proponer la ecuación modelo ajustada, la cual es: % recuperación = 25,2376 + 6,76592*tiempo + 74,1301*concentración 0,623443*granulometría - 0,38847*tiempo^2 - 0,295313*tiempo*concentración + 0,00583703*tiempo*granulometría - 11,3755*concentración^2 0,00225941*concentración*granulometría + 0,00114295*granulometria^2 Tabla 30. Coeficientes de regresión. Coeficiente Estimado constante 25,2376 A:tiempo 6,76592 B:concentración 74,1301 C:granulometria -0,623443 AA -0,38847 AB -0,295313 AC 0,00583703 BB -11,3755 BC -0,00225941 CC 0,00114295
5.3.4. Gráfico de superficie respuesta y de contorno Para el análisis de la superficie de respuesta en torno al porcentaje de recuperación de Au, se tiene la figura de contornos de superficie de respuesta estimada, la cual simula por medio de regiones coloreadas, bajo qué variables (más significativas según el ANOVA), se puede obtener la mayor o menor recuperación de Au. Gráfica 6. Contornos de superficie de respuesta. Contornos de la Superficie de Respuesta Estimada granulometrpia=270,0 3
92,0
2,6 n ó i c a r t n e c n o c
84,0
2,2
76,0 1,8 68,0 1,4
60,0 52,0 36,0
1 4
6
44,0 8 tiempo
10
70
12
% recuperación 36,0 44,0 52,0 60,0 68,0 76,0 84,0 92,0 100,0
PROYECTO DE GRADO
A su vez el gráfico de superficie de respuesta, muestra una combinación de niveles óptimos para alcanzar los mejores niveles de recuperación de Au, con solo posicionarse a través de la superficie de respuesta (Gráfica 7) y haciendo lectura de los valores correspondientes de las variables de tiempo y concentración que fueron las más significativas según el ANOVA. Gráfica 7. Superficie de respuesta estimada. Superficie de Respuesta Estimada granulometrpia=270,0
108 n
88 e
68
c
ói ar p u c er %
48 2,6
28 4
6
8
10
12
1
1,4
3
2,2 1,8 concentración
tiempo
5.3.5. Optimización de la variable respuesta Por medio de la optimización de la variable respuesta, se busca que apoyados en la ecuación de modelo ajustado se pueda encontrar los valores óptimos para las tres variables con las cuales se tendría la mayor recuperación. Sin embargo es importante aclarar que estos valores están modelados para este diseño experimental como tal bajo los resultados obtenidos, por tal motivo es importante validar el modelo y la solución global según sea los requerimientos. Tabla 31. Valores para Optimización de Respuesta Factor Bajo Alto Óptimo Tiempo 4,0 12,0 10,0096 Concentración 1,0 3,0 3,0 Granulometría 200,0 325,0 325,0
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6. RESULTADOS VARIABLES LOCATIVAS, TÉCNICAS Y AMBIENTALES. Para obtener los datos de las variables locativas, técnicas y ambientales en el municipio, se realizaron varias visitas a la zona, se utilizaran como herramientas una encuesta técnica y un formato de observación, tanto para los entables como para las diferentes compras. Estas herramientas fueron diseñadas en el marco del proyecto “Atención a la problemática generada por el uso intensivo del mercurio en
siete municipios auríferos del departamento de Antioquia: hacia una minería limpia y competitiva”, en el que se encuentra inmerso este proyecto de grado.
Complementariamente, se realizará mediciones de vapores de mercurio en el ambiente utilizando el equipo JEROME 431-X. Para evaluar la gestión del manejo del mercurio, las condiciones locativas, ambientales, y de salud ocupacional, se aplicó la encuesta que constó de 48 preguntas y el formato de observación que constó de 22 preguntas. La encuesta fue aplicada en seis compras de oro y en nueve entables del municipio de Buriticá, de forma personalizada a cada responsable de la compra de oro o el entable, así mismo el formato de observación fue llenado por los integrantes del equipo investigador en cada establecimiento. Los datos obtenidos en las encuestas y el formulario de observación fueron tabulados mediante el programa estadístico Statgraphics 16.0, el cual permite caracterizar y obtener información detallada por medio de cruces acerca del quehacer y de las condiciones de infraestructura y ambientales, tanto en los entables como en las compras de oro.
6.1. Distribución de la encuesta realizada La encuesta consistió de 48 preguntas, distribuida en cuatro bloques así: BLOQUE I: Información de la encuesta . BLOQUE II: Datos personales: comprende desde la pregunta 1 hasta la 4. BLOQUE III: Variables relacionadas con la entidad en el sitio donde se realiza la encuesta: comprende la pregunta 5 hasta la 34. BLOQUE IV: Variables relacionadas con la salud ocupacional y aspectos ambientales: comprende desde la pregunta 35 ala 45.
6.2.
Distribución del formato de observación realizado
El formato de observación consistió de 22 preguntas distribuidas en un solo bloque donde se analizan diferentes aspectos dentro del entable o compra de oro.
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6.3.
Valoración de las variables locativas, técnicas y ambientales
La población objeto de estudio fue de nueve entables y seis compras de oro, para una población estimada al momento de la visita de 13 y seis establecimientos respectivamente. Tabla 32. Resultados de las mediciones ambientales en entables y compras de oro del municipio de Buriticá MEDIDA DE VAPOR DE MERCURIO VALOR LÍMITE CÓDIGO AL INTERIOR DE LOS PERMISIBLE EN mg ESTABLECIMIENTO ESTABLECIMIENTOS CON EL Hg/m3 SEGÚN LA 3 EQUIPO JEROME (mg Hg/m ) ACGIH E-01 0.020 0.025 E-02 0.009 0.025 E-03 0.034 0.025 E-04 0.006 0.025 E-05 0.005 0.025 E-06 0.006 0.025 E-07 0.024 0.025 E-08 0.008 0.025 E-09 0.005 0.025 CV-01 0.080 0.025 CV-02 0.0962 0.025 CV-03 0.195 0.025 CV-04 0.034 0.025 CV-05 0.036 0.025 CV-06 0.054 0.025
6.3.1. Cruces información entables 6.3.1.1.
Información general de las nueve personas entrevistadas en los nueve entables estudiados
Las edades del personal oscila entre 18 y 51 años y de ellos solamente una pertenece al género femenino; los ocho hombres llevan dedicados a estas labores entre tres meses y tres años y la mujer 8 meses. De las nueve personas entrevistadas tres de ellas trabajan 84 horas a la semana, cuatro entre 60 y 66 horas, una 24 y otra 70 horas, lo cual indica mucho tiempo de exposición a los posibles vapores de mercurio.
6.3.1.2.
Variables relacionadas con la entidad y el sitio donde se realiza la encuesta
Con respecto a la cantidad de amalgamas que se preparan se informa en ocho entables, que estas oscilan en promedio, entre 3 y 500 amalgamas por semana y
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sobresale uno que prepara 1400. De los nueve entables encuestados cinco de ellos no han recibido capacitación sobre el manejo y riesgo del mercurio y los cuatro restantes informan que han recibido capacitación, ofrecida por la Secretaria de Minas, el SENA y Corantioquia. Los cinco entables que no han tenido ningún tipo de capacitación tampoco emplean ningún elemento de protección personal, pero en cuatro que si han recibido capacitación, tres de ellos utilizan solo guantes y uno que prepara 60 amalgamas a la semana utiliza guantes, gafas, bata, overol (lo anterior fue comprobado por el equipo investigador al momento de la visita). De los 9 entables estudiados, hay uno muy notable, como ya se mencionó, en el sentido que prepara 1400 amalgamas por semana, con un peso promedio entre 101-200 gramos cada una; el entable está ubicado en zona rural cerca de una escombrera y fuentes de agua, informando que nunca han recibido capacitación sobre el mercurio y su riesgo para el ambiente y la salud, con el agravante de no utilizar elementos de bioprotección. De los nueve entables visitados y analizados, se tiene que ocho de ellos realizan el proceso de amalgamación en molinos de bolas y solo uno manualmente. En cuanto a la quema de las amalgamas se encontró lo siguiente: dos entables las queman en el mismo sitio de trabajo (uno en retorta y otro en cubículo con destilador) y están ubicados en la zona rural. Cuatro entables las queman en las compras de oro ubicados en la cabecera municipal. El resto de entables, es decir tres, informan que realizan el proceso de quema de las amalgamas en sus domicilios o viviendas y no especifican como lo ejecutan. De los dos entables que realizan el proceso de quema en el mismo sitio de trabajo, se encontró que el que utiliza el cubículo con destilador, recupera entre 100-500 gramos de mercurio a la semana y lo guarda en un recipiente especial. Se debe destacar que en el entable donde se emplea la retorta se recuperan más de 1000 gramos de mercurio a la semana Es importante resaltar que todos los entables manifiestan interés en utilizar procesos diferentes a la amalgamación.
6.3.1.3. Variables relacionadas con las condiciones locativas y ambientales de los entables estudiados. De los dos entables mencionados anteriormente que realizan la quema de las amalgamas en el sitio de trabajo, uno de ellos que emplea destilador hermético no tiene fuentes de calor cerca al sitio de quema y la temperatura promedio medida en este lugar fue mayor a 24°C. El otro entable que realiza la quema en retorta tiene fuentes de calor cerca al sitio de quema y su temperatura ambiente oscila entre 18 y 24°C. Ello indica que en ambos casos la temperatura determinada es muy favorable para incrementar la evaporación del mercurio.
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En lo concerniente a las horas de servicio semanal de los entables se obtuvo la siguiente información: seis de ellos trabajan cada uno 168 horas (toda la semana, 24 horas de servicio) resaltándose que al momento de la visita se encontró derrames de mercurio en cuatro de estos seis. El resto de entables trabajan 120 horas a la semana y también tenían mercurio derramado al momento de la visita. En total se encontró derrames de mercurio en siete de los nueve entables estudiados, en estos que presentaron esta mala práctica, laboran entre dos y ocho personas. Contrasta lo anterior con lo informado por los entrevistados pues solo tres de ellos admitieron que eventualmente tienen derrames de mercurio y que tienen planes de contingencia para estos casos. Los nueve entables presentan como material del piso cemento y madera predominando imperfecciones tales como grietas, fisuras y huecos. De otro lado el material de las paredes es principalmente madera y ladrillo en obra negra, en otros casos no tienen paredes. No tienen zócalos ni cortinas o cuadros, ni repisas en las paredes, en la mayoría de los casos, lo cual indudablemente es beneficioso. El número de lámparas oscila entre tres y ocho, es importante resaltar que en ocho de los nueve entables tienen las lámparas en mal estado (rotas, sucias y con cables desprovistos de envolturas poliméricas, es decir pelados). Con relación a los techos, siete de los nueve entables emplean madera y láminas de zinc, pero solo dos los tienen en buen estado. Es importante anotar que siete de los nueve entables no tienen fuentes de calor cercanas al sitio donde se prepara la amalgama y solo se dedican al procesamiento de los minerales en estos sitios de trabajo, es igualmente importante apuntar que los nueve entables tienen ventilación natural. Dos entables comparten el sitio de trabajo con la vivienda, lo cual no es recomendable desde ningún punto de vista, por la posibilidad de contaminación de las demás personas que componen el núcleo familiar. Se puede colegir que se deben mejorar las variables locativas y ambientales como lo establecen las normas; máxime cuando un entable informó que prepara 1400 amalgamas por semana. Con relación a las pruebas biológicas de las nueve personas entrevistadas, solo a una se realizó en sangre e informa que el resultado fue normal, cabe destacar que no está afiliado a salud, pensión o riesgos laborales; el resto de las personas es decir ocho, nunca se han realizado pruebas de mercurio porque no consideran que sea alto el riesgo a la exposición de vapores de mercurio. Es destacable que en ningún de los nueve entables habían realizado mediciones ambientales de mercurio desde el inicio de sus labores de beneficio.
6.3.1.4.
Gráficos estadísticos de las encuestas en entables
El grafico muestra que el 56% de las personas encuestadas no han sido capacitadas sobres las consecuencias que trae el mercurio tanto en lo ambiental
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como en la salud humana. Además del 44% que si han sido capacitadas solo el 25% utilizan equipos de protección. Gráfica 8. Capacitación acerca del uso del mercurio.
En el grafico 9 muestra los porcentajes de contaminación en el ambiente de los entables visitados. Gráfica 9. Mediciones ambientales.
MEDICIONES AMBIENTALES 11%
22%
67%
Presenta contaminación en el ambiente Reportaron valores cercanos a la norma No presenta contaminación en el ambiente
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En el grafico 10, se presenta un reporte muy crítico donde el 89 % de las personas encuetadas no se habían realizado pruebas biológicas para conocer su estado de salud frente a la contaminación por mercurio al que han estado expuestos. Sin embargo las pruebas biológicas practicadas en la presente investigación arrojaron resultados muy positivos ya que al total de las personas a las que se les realizo el examen presentaron concentraciones muy bajas de mercurio. Gráfica 10.Pruebas biológicas.
La grafica 11 muestra las condiciones locativas de los entables visitados, donde pueden verse resultados del entorno muy críticos, además ningún de estas unidades productivas tienen las condiciones adecuadas para prevenir la contaminación por mercurio en el ambiente.
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Gráfica 11. Principales condiciones locativas.
PRINCIPALES CONDICIONES LOCATIVAS DE LOS 9 ENTABLES 100 90 80 70 60 50 40 30 20 10 0
22,2 11,1 0 Zócalos que cumplen la norma
0 Lámparas en buen estado y limpias
Techos en buen estado
Pisos en buen estado y lisos
0 Paredes pintadas y revocadas
6.3.2. Cruces información compras de oro 6.3.2.1.
Información general de las seis personas entrevistadas en las seis compras de oro estudiadas
Las seis personas encuestadas pertenecen al género masculino, cuyas edades oscilan entre 26 y 58 años y llevan dedicados a estas labores entre cuatro meses y 20 años. Además trabajan en promedio, entre 70 y 98 horas a la semana.
6.3.2.2.
Variables relacionadas con la entidad y el sitio donde se realiza la encuesta
El grupo de seis compras de oro visitadas, están ubicadas en la cabecera municipal, tres de ellas cerca a fuentes de agua. Las seis queman las amalgamas en cubículos, pero solo tres tienen destilador de mercurio. Las seis compras de oro no tienen filtros para capturar los vapores de mercurio, e informan que recuperan el mercurio así: dos entre 100 y 500 gramos, una entre 500 y 1000 gramos, y las tres compras restantes recuperan más de 1000 g de mercurio a la semana. Con respecto a la capacitación recibida por parte del personal que labora en los establecimientos o compras de oro, sobre el manejo y riesgo del mercurio, se encontró lo siguiente: en cuatro sí la han recibido por parte de entidades como el
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Sena, la Dirección local de Salud, la ONUDI, la gobernación de Antioquia y la Universidad de Antioquia; el resto, es decir dos compras no han recibido ninguna capacitación. El personal de cinco compras considera que el riesgo asociado al manejo del mercurio es alto, solo uno lo considera mediano. En dos compras el personal utiliza guantes, mascarilla, careta, gafas y overol, en las cuatro restantes solo manejan guantes y mascarilla. Es de resaltar que al momento de la visita, se observó por parte del equipo investigador, que solo en tres compras, efectivamente utilizaban los elementos de protección personal.
6.3.2.3. Variables relacionadas con las condiciones locativas y ambientales de las compras de oro estudiadas. En lo concerniente a la ventilación del establecimiento, de la información obtenida de las personas encuestadas: en tres compras de oro la ventilación era natural (puertas y ventanas), y en las otras tres era natural más ventilador. Además, de la información colectada se obtuvo que la temperatura promedio en el sitio de trabajo fue la siguiente: en cinco compras fue mayor de 24 ºC y solo una informa que considera que la temperatura estaba entre 18 y 24 ºC; Es significativo destacar que en cuatro de las compras se encontraron fuentes de calor (televisores, radios, computadores) cercanas al lugar donde se guarda el mercurio. Es bien conocido que una temperatura mayor a 18 º C, aumenta la velocidad de evaporación del mercurio, creando un microclima no favorable para la salud de los seres vivos. En lo referente a la ocurrencia de derrames de mercurio en los establecimientos se obtuvo la siguiente información: en tres de ellos se observó mercurio derramado al momento de la vista, es importante anotar que en uno de estos, trabajan dos personas 98 horas a la semana. Se tiene completamente definido que los sitios potenciales de acumulación del mercurio son los pisos, paredes y las cortinas. El equipo investigador encontró lo siguiente: el material de los pisos en las seis compras fue muy variado, así: baldosas, madera, cemento y la combinación de baldosa y cemento. En cuatro de las compras las características principales fueron grietas y huecos, y solo dos tenían el piso liso como lo recomienda la norma, es decir de fácil lavado y limpieza. Con respecto al material de las paredes predomina la variedad: paredes con revoque debidamente pintadas (dos compras), madera y tapia ladrillo, los dos últimos no son apropiados porque son porosos y por tanto contribuyen acumular y a esconder el mercurio. En relación a los zócalos se encontró que cinco de las seis compras los tienen en ángulo recto, y uno carece de zócalos; todos están contraviniendo la norma, ósea no los tienen a media caña. Con relación a las cortinas cinco no tienen y uno de tela, el cual es un material combustible y nucleador de mercurio. Las seis compras al momento de la vista tenían cuadros
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en poca cantidad entre cero y dos, ello es beneficioso porque son acumuladores de mercurio. El número de lámparas fue entre una y cuatro, solo una compra las tenía en mal estado. La relación al material del techo de la compras, se encontró: cuatro en concreto y dos en madera, este último no recomendado por la norma. El estado de los techos fue cuatro en buen estado y los otros dos en regular estado. De otro lado, tres compras comparten el sitio de trabajo con la vivienda, lo cual no está avalado por la norma, dada la posibilidad de contaminación de todo el núcleo familiar. Solo tres compras de oro tienen el local exclusivamente para la actividad. Acerca de la realización de las pruebas biológicas por parte del personal encuestado, se obtuvo la siguiente información: cuatro de los entrevistados sí se han practicado las pruebas (resaltándose que están afiliados a salud y pensiones y no a riesgo laboral), el resto es decir dos no se han realizado ninguna prueba. Los exámenes y resultados se discriminan así: dos en orina, obteniéndose uno de ellos normal y el otro contaminado. Dos personas se practicaron pruebas en sangre y el resultado obtenido para los dos fue de contaminados. Sobre las mediciones ambientales de mercurio en el sitio de trabajo, la información obtenida fue que ninguna de las seis compras estudiadas han tenido mediciones ambientales de mercurio. En relación a la disposición de un plan de contingencia o emergencia en caso de presentarse un accidente en el sitio de trabajo, cinco informaron que si lo tienen, solo uno manifestó no tenerlo. Todos afirman que en caso de accidente se remiten al hospital.
6.3.2.4.
Gráficos estadísticos de las encuestas en compras de oro
El grafico muestra que el 67% de las personas encuestadas han sido capacitadas sobres las consecuencias que trae el mercurio tanto en lo ambiental como en la salud humana pero de estas solo el 75% utilizan elementos de protección.
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Gráfica 12. Capacitación acerca del uso del mercurio en compra de oro.
El grafico 13, reporta que el 67% de las personas encuestadas se ha realizado pruebas biológicas para conocer su estado de salud frente a la contaminación por mercurio a la que están expuestos; sin embargo solo el 25% de estas presentan concentraciones de mercurio por debajo del límite permisible (0.25 mg Hg/m 3aire), es decir, no se encontró en ese momento contaminado. Gráfica 13. Pruebas biológicas en compras de oro.
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El grafico 14, muestra una crítica contaminación en el ambiente de los diferentes establecimientos ya que todos sobrepasaron los límites permisibles de vapores de mercurio en el ambiente según la norma. Gráfica 14. Mediciones ambientales en compras de oro.
La gráfica 15 expone las condiciones locativas de las compras de oro, las cuales hace falta mejorar ya que en algunos aspectos no cumplen con los requerimientos establecidos por la normatividad. Gráfica 15. Principales condiciones locativas de las compras de oro.
PRINCIPALES CONDICIONES LOCATIVAS DE LAS 6 COMPRAS DE ORO 100
83,3 66,6
80 60
33,3
40 20
33,3
0
0 Zócalos que cumplen la norma
Lámparas en buen estado y limpias
Techos en buen estado
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Pisos en buen estado y lisos
Paredes pintadas y revocadas
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6.4.
SENSIBILIZACIÓN
Uno de los objetivos principales de nuestro proyecto es la sensibilización a la población estudiantil, de los grados 10° y 11°; brindando una capacitación relacionada con temas importantes sobre el mercurio, como son: que es el mercurio, características de este, como lo utilizan comúnmente en el municipio, como se debe utilizar, que daños ambientales y en la salud ocasiona, entre otros. Para lograr dicho objetivo se realizaron una serie de actividades durante la jornada de sensibilización, como son: actividad previa a la ponencia de sensibilización, ponencia, actividad posterior a la ponencia de sensibilización, solución de dudas a estudiantes y profesores y actividad lúdica.
Actividad previa a la ponencia: Con esta actividad se trató de examinar repentinamente a los estudiantes sobre los conocimientos que poseían en general sobre el mercurio, para lo cual se les entregó un cuestionario simple de seis preguntas, tres de falso verdadero y tres de múltiple respuesta. Ponencia de sensibilización: Por medio de una presentación con diapositivas se les explicó a los estudiantes que es el mercurio, sus características, los procesos más utilizados en el municipio, como se debe utilizar, los daños tanto ambientales como a la salud que ocasiona su manipulación, se les explicó el objeto del proyecto, que etapas se han desarrollado en el municipio hasta el momento, con que nos hemos encontrado, que alcances tiene y que se espera de este. Actividad posterior a la ponencia de sensibilización: Esta actividad constó de dos etapas, una donde se les suministró a los estudiantes un cuestionario de cuatro preguntas, las cuales debían responder brevemente; en la segunda etapa se les entregó un esquema de la figura del cuerpo humano donde ellos indicarían las vías de intoxicación por mercurio. Con estas actividades se trató de indagar a cerca de la receptividad que tuvieron los estudiantes durante la jornada de sensibilización realizada.
Debido a los problemas de orden público que se presentaron en el municipio de Buriticá a principios del año en curso, se imposibilitó la visita a esta región para realizar esta etapa del trabajo ya que no se presentaban las garantías suficientes que respetaran nuestra integridad; sin embargo como nos encontramos enmarcados en un proyecto de investigación se nos dio la posibilidad de llevar a cabo esta etapa acompañando a los compañeros que realizaban su respectivo trabajo en el municipio de Zaragoza de donde se obtuvo la recolección de la información con las actividades pedagógicas realizadas, y por medio de Excel se valoró la aceptación de la información que tuvieron los estudiantes a la ponencia de sensibilización sobre el mercurio, como se puede observar en los siguientes gráficos. Se debe tener en cuenta que a un total de 134 estudiantes se les realizaron las actividades pedagógicas durante la jornada de sensibilización.
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Gráfica 16. Resultados actividad #1 previa a la ponencia de sensibilización. RESULTADOS ACTIVIDAD # 1 PREVIA A LA PONENCIA DE SENSIBILIZACIÓN 4% 2%
5%
89%
Considera que no debemos hacer uso responsable del mercurio Desconoce que tipo de material es el mercurio Desconoce las formas de contaminacion del mercurio Todas las respuestas correctas
Gráfica 17. Resultados actividad #2 posterior a la ponencia de sensibilización.
ACTIVIDAD # 2 POSTERIOR A LA SENSIBILIZACIÓN 15%
51% 34%
Porcentaje de estudiantes que comprendieron sobre los efectos del mercurio y de los cuidados que se deben de tener para manipularlo Porcentaje de estudiantes que quedaron con la idea sobre el mercurio, sin embargo sus respuestas no fueron muy satisfactorias Porcentaje de estudiantes que NS/NR
En la actividad sobre la figura del cuerpo humano, donde los estudiantes deben identificar y escribir las vías de contaminación o intoxicación con el mercurio, se graficó con un rango de valoración por respuesta acertada de cero los que no contestaron; hasta tres, que fueron aquellos que contestaron todo y acertaron.
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Gráfica 18. Resultados actividad cuerpo humano. RESULTADOS ACTIVIDAD CUERPO HUMANO MUNICIPIO DE ZARAGOZA
22,58% Cero 2,42%
Uno Dos
58,06%
16,94%
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Tres
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7. CONCLUSIONES
Con el diseño experimental realizado para el mineral M1 se comprobó que se puede llegar a un porcentaje de recuperación del 97%, a nivel de laboratorio, con una granulometría menor a 45 micras, una concentración de NaCN -de3 Kg/ton y un tiempo de cianuración de 12 horas. A su vez, el diseño experimental nos muestra cuales son las variables significativamente importantes sobre la variable respuesta, las cuales fueron el tiempo de cianuración y la concentración de cianuro. De igual forma se identifica una interacción entre las variables muy significativa que es concentración vs concentración; Estos tres efectos son los que presentan más relevancia en la recuperación de oro para este mineral, en el proceso de cianuración. Las condiciones óptimas de cianuración más relevantes para el mineral M1, según los resultados de los ensayos realizados a nivel de laboratorio y después de modelarse bajo todas las variables son: tiempo de cianuración aproximadamente 10 horas, un tamaño de partícula del 80% pasante malla 325 (45 micras) y con una concentración de cianuro alta de 3 Kg/ton (6 Lb/ton) lo cual se considera una cianuración intensiva. Según la caracterización química del material se evidenció la presencia de elementos sulfurosos, refractarios por el origen de la mena para el proceso de cianuración, tales como galena, esfalerita y pirita, como se pudo constatar con los resultados de DRX y la Fluorescencia de rayos X. Sin embargo, estos sulfuros encontrados no presentan un grado de refractariedad muy complejo para trabajar según los resultados obtenidos, por esto, la utilización de un método de concentración gravimétrica antes del proceso de cianuración facilita obtener la mayor cantidad de mineral con los valores de oro y plata más ricos para lixiviarse, y por ende un incremento considerable en la recuperación de dichos elementos. A pesar de que en las fracciones granulométricas de oro se pudo evidenciar que este se presenta en una granulometría gruesa, ya que los tenores de oro son más altos en las mallas (-100 +140); el diseño experimental para el proceso de cianuración propone un tamaño de partícula óptimo de 45 micras (malla 325) por el hecho de que a granulometrías más finas el oro se encuentra más expuesto, lo que ayuda a que el cianuro este más en contacto con este para poder disolverlo y formar el complejo de oro. Por lo anterior es recomendable moler el mineral de la muestra M1 hasta un tamaño de partícula de 45 micras. Las mediciones ambientales reflejan que los niveles ambientales de mercurio en los diferentes entables se encontraban cercanos a los permitidos por la norma, lo que no ocurre con las compras de oro, las cuales todas sobrepasan
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los límites permisibles (0.25 mg Hg/m 3aire). Esto es probablemente debido a que en las compras de oro es donde se realizan la mayor parte de la quema de las amalgamas sin tener presente un control adecuado del entorno de trabajo, donde los equipos utilizados para realizar este proceso no son muy eficientes para la recuperación del mercurio liberado.
La etapa de sensibilización en el municipio de Buriticá no fue posible llevarse a cabo ya que a principios del año en curso se presentaron fuertes problemas de orden público en esta región ,lo que imposibilitó la visita porque no se contaba con las garantías suficientes para desempeñar esta tarea; sin embargo como se encontraba enmarcados en el proyecto de investigación se tuvo la posibilidad de realizar esta actividad en el municipio de Zaragoza
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8. RECOMENDACIONES
Por lo general en las diferentes zonas auríferas del departamento de Antioquia, no se les hace un seguimiento y control adecuado de los diferentes procesos tanto de explotación, benéfico del mineral y manejo desustancia toxicas, por lo anterior es necesario establecer patrones educativos y culturales a la comunidad minera con ayuda de entidades gubernamentales para concientizarlas hacia una minería más limpia. La amalgamación es uno de los procesos más antiguos y utilizados en la recolección de oro por los mineros sin tener en cuenta los riesgos que ocasiona a su salud y al medio ambiente; algunas recomendaciones para minimizar estos riesgos y mejorar las variables locativas son: -
-
-
-
Para la quema de amalgamas y evitar pérdidas de mercurio en el proceso de calentamiento de la amalgama para recuperar el oro libre, se debe utilizar un sistema de retortas con calentamiento en circuito cerrado (Figura 27), el cual es un equipo muy eficiente en la recuperación de mercurio en la quema de la amalgama. Tratar de recuperar pequeñas partículas de mercurio que resultan de la molienda-amalgamación, ya que estas se evaporan a temperatura ambiente (25ºC).afectando la salud de las personas y el ambiente. Aplicar una buena manipulación del mercurio y amalgamas, tales como: evitar la inhalación de los vapores utilizando una protección respiratoria con un adecuado filtro, utilizar guantes adecuados, almacenarlo en un lugar adecuado aislado de alimentos, no fumar en los lugares donde se utilice mercurio, evitar el contacto con la piel. Para tener unas buenas condiciones locativas se recomienda tener, un zócalo cerrado con un ángulo de 45º sin orificios, Evitar tener repisas o cuadros, hacer una adecuada limpieza diariamente a todo el lugar de trabajo, implementar un techo y paredes totalmente lisas (revocadas y pintadas), y tener un piso liso en buen estado (sin ranuras), esto con el fin de evitar la acumulación de mercurio en lugares poco visibles donde se puede evaporar a temperatura ambiente produciendo una contaminación a la atmosfera. Manejar un buen sistema de aireación en el entorno de trabajo.
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Figura 27. Sistema de retorta y calentamiento cerrado [27].
El proceso de cianuración es una alternativa viable para reemplazar o eliminar el mercurio de los métodos utilizados en la minería, este proceso tiene mayor eficiencia al extraer el oro fino. Además, la contaminación del medio ambiental se puede controlar y minimizar más fácilmente que al utilizar mercurio, ya que los compuestos generados durante su desactivación o degradación son menos o simplemente no tóxicos. El cianuro no presenta demasiados riesgos al medioambiente ni a la salud humana, si su desactivación final es controlado adecuadamente por medio de peróxido de hidrogeno (H 2O2), hipoclorito de sodio (NaOCl) o ácido de caro. A diferencia del mercurio, el cianuro no es una sustancia persistente en el medio, y las sustancias tóxicas que genera no son de gran impacto.
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9. REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS [1] Iván Darío Espinos Peláez, Artículos y fragmentos de libros de mi autoría. Octubre 21-2012, Disponible en: http://idespinosa.wordpress.com/2012/10/21/4-21municipio-de-buritica/ [Consultada: 06 de junio 2014] [2] Plan De Desarrollo Municipal Buriticá – Antioquia Periodo 2004 – 2007 Sergio León Rivera Suárez, Alcalde. [3] Alcaldía de Buriticá. Mapa geográfico. 2012, disponible en: http://www.buriticaantioquia.gov.co/mapas_municipio.shtml?apc=bcxx-1-&x=1570436 [Consultada: 20 de junio 2014] [4] Paul Cordy, Marcello M. Veiga, Ibrahim Salih, Sari Al-Saadi, Stephanie Console, Oseas García, Luis Alberto Mesa, Patricio C. Velásquez-López, Monika Roeser. Mercury contamination from artisanal gold mining in Antioquia, Colombia: The world's highest per capita mercury pollution. Sci Total Environ 2011; 410411:154-60. [5] Programa de las naciones unidas para el medio ambiente (PNUMA). Evaluación mundial sobre el mercurio. Versión en español publicada en 2005. [6] Unidad de planeación minero energética (UPME). Producción más limpia en la minería de oro en Colombia: mercurio, cianuro y otras sustancias. 2007 [7] VEIGA Marcello, Maxson Peter A., Hylander Lars D. (2006). Origin and consumption of mercury in small-scale gold mining. Journal of Cleaner Production. Vol 14; 436-447. [8] Jesper Bosse Johnson, Elias Charles, PorKalvig, Toxic mercury versus appropriate technology: Artisanal gold miners’ retort aversion, Resources Policy, Volume 38, Issue 1, 2013; 60-67. [9] Klein, Cornelius S. Manual de mineralogía Edición 4, basado en la obra J.D. Dana. Capítulo 10. Mineralogía sistemática. Pág. 369-374. [10] Arias Arce, Vladimir. Tecnologías de refinación de los metales precioso. Ediciones Grezzley E.I.R.L. 1ª edición, lima- Perú. 1996. [11] Peñate Zuñiga Yesid Alberto. Desarrollo de correlaciones entre mineralogía y extracción de oro en minerales auríferos mediante datos de lixiviación diagnóstico. Universidad Industrial de Santander, Escuela de ingeniería Metalúrgica. 2004. [12] Oscar Delgado, Álvaro Mendoza, Activación con molienda mecánica como pretratamiento en la cianuración de minerales refractarios de oro, Trabajo de grado de ingeniería metalúrgico, IUS, 2006, Bucaramanga. [13]Roberto Carlos Coila, lixiviación de relaves oxidados de cobre y oro de la minera manuela ite –tacna, Trabajo de grado de ingeniería metalúrgico, Universidad nacional. Jorge Basadre Grohman, 2012, Perú. [14] López María esperanza, la mineralogía de procesos y su aplicación en la cianuración de minerales auroargentíferos. Tesis de maestría en ingeniería metalúrgica. UIS, 1999. Bucaramanga. [15] Universidad Arturo Prat. Iquique. Fundamentos de la conminución: Ingeniería en metalurgia extractiva. Chile.
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[16] Barrios G, importancia del control de molienda en minerales Auríferos. Taller de metalurgia Extractiva. Tepsup. Lima, 1992. [17] Osvaldo Pavez, Concentración de minerales II, Universidad De AtacamaDepartamento de Metalurgia, 2008. [18] Jorge Vásquez García, Procesamiento de minerales Auríferos. El control Analítico en el procesamiento de minerales. Ministerio de minas y energía, Cartilla No. 1. Colombia. [19] Duran, A., Ensayes al fuego., in Conferencias sobre Metalurgia General1958, Facultad Nacional de Minas: Medellín, Colombia. p. 24-26,44-55. [20] Andrea Castrillón, estudio de la recuperación de oro y plata en el proceso de cianuración de las escorias residuales de fundición de la antigua mina el zancudo, Semestre de industria de ingeniería de materiales, UdeA, 2011, Medellín. [21] Marco Antonio Galarza, Control químico de soluciones cianuradas, proyecto de grado de ingeniero de geología, Escuela superior politécnica del litoral, 1991, Ecuador. [22] Juan Vega Gonzales, prueba de cianuración en botella, laboratorio de metalurgia, Ingeniería química, Universidad Nacional de Trujillo. Perú. [23] Jerson Avila, Prueba en botellas. Diciembre 06-2012 Disponible en: http://es.scribd.com/doc/115719985/Cianuracion-en-botella [consulta: 17 de noviembre 2012]. [24] SMIT A., AND MUDDER, T. “The Chemistry and Treatment of Cyanidation Wastes” Mining Books Limited, London, 1991, pp 1 -20. [25] Ana Gaviria, Luis Meza.Análisis de alternativas para la degradación del cianuro en efluentes líquidos y sólidos del mercurio de Segovia-Antioquia y la planta de beneficio de la empresa mineros nacionales, municipio de MarmatoCaldas. UNAL-Revista facultad de mina, vol 73 No 149. Medellín, 2006. [26] Sutulov, Alexander. Flotación de minerales. Instituto de investigaciones tecnológicas, Universidad de Concepción. Cap I, III, IV, V, VIII. 1963. [27] UPME. Producción más limpia en la minería del oro en Colombia: mercurio, cianuro y otras sustancias, subdirección de planeación minera. Versión en español publicada en 2007.
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ANEXOS ANEXO 1 Ecuaciones estequiométricas para el cálculo de cargas en un ensayo al fuego.
Para la pirita; 2 FeS2 + 14 PbO+ 4 Na 2CO3+ SiO2 → 2 FeO• SiO2 + 14 Pb+ 4Na 2SO4 + 4CO2 10FeS2 + 28KNO3 + 6Na2CO3+ 5SiO2 → 10 FeO• 5SiO2 + 14K2SO4 +6Na2SO4 + 14N2 + 6CO2
Para la galena; 2 PbS + 8 PbO+ 2Na 2CO3+ SiO2 → 2 PbO• SiO2 + 8Pb+ 2Na 2SO4 + 2CO2 2 PbS + 2 KNO 3 + Na 2CO3+ SiO2 + 1.5O2→ 2PbO• SiO2+ K 2SO4 + Na2SO4 + N2 + CO2
Para la esfalerita; 2 ZnS + 8 PbO+ 2Na 2CO3+ SiO2 → 2 ZnO• SiO2 + 8Pb+ 2Na 2SO4 + 2CO2 2 ZnS + 2 KNO 3 + Na2CO3+ SiO2 + 1.5O2 → 2ZnO• SiO2+ K2SO4 + Na 2SO4 + N 2 + CO2
Cálculo de sílice: 2 Na2CO3 + SiO2 → 2 Na2O • SiO2 + 2 CO2 2 PbO + SiO2 → 2 PbO • SiO2 Fe2O3+ SiO2+ ½ C→ 2 FeO • SiO 2 + ½ CO2 2 Fe3O4 + 3 SiO 2 + C→ 6 FeO • 3 SiO 2 + CO2
Cálculo para el KNO3
mPb=Pesoque produce el mineral = PR mineral∗ 20g mineral PO Nitro: 4,2 (1 g de nitro oxida 4,2 g de Pb) ∗ = 14,2 Las diferentes cargas par los ensayos al fuego utilizadas en este proyecto se realizaron de forma similar, teniendo en cuenta los minerales presentes en cada muestra.
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ANEXO 2 Obtención del botón de plomo y escoria Escoria monosilicato: Relación OA /OB = 1/1 10 gr de mineral de cabeza para el ensayo. Escoria monosilicato que contenga 10 gr de Na 2CO3 y 15 gr de PbO. PR del mineral de cabeza= 2.025 Para la pirita; 10FeS2 + 28KNO3 + 6Na2CO3+ 5SiO2 +6Na2SO4 + 14N2 + 6CO2
6 mol Na2CO3 10 mol FeS2
→ 10 FeO• 5SiO2 + 14K 2SO4
106 gr Na2CO3
×
1 mol Na2CO3 120gr FeS
× 1.8 gr FeS 2 = 0.954 grNa2CO3
1 mol FeS2
5 mol SiO2 10 mol FeS2
60 gr SiO2
×
1 mol SiO2 120gr FeS
× 1.8 gr FeS 2 = 0.45 grSiO2
1 mol FeS2
Para la esfalerita; 2 ZnS + 2 KNO 3 + Na2CO3+ SiO2 + 1.5O2 → 2ZnO• SiO2+ K2SO4 + Na 2SO4 + N2 + CO2
1 mol Na2CO3 2 mol ZnS
106 gr Na2CO3
×
1 mol Na2CO3 97.37 gr ZnS
× 0.5 gr ZnS = 0.27 grNa2CO3
1 molZnS
1 mol SiO2 2 mol ZnS
60 gr SiO2
×
1 mol SiO2 97.37 gr ZnS
× 0.5 gr ZnS = 0.15 grSiO2
1 mol ZnS
Escoria normal: 2Na2CO3 + SiO2 2NaO.SiO2 + 2CO2
1 mol SiO2 2 mol Na2CO3
60 grSiO2
×
1 molSiO2 106 gr Na2CO3
× 10 gr Na2CO3 = 2.83 gr SiO 2
1 mol Na2CO3
2PbO + SiO2 2PbO.SiO2
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60 grSiO2
1 mol SiO2 2 mol PbO
1 molSiO2
* 223.2 gr PbO ×15 gr PbO=2.0 gr SiO2 1 mol PbO
Fe2O3+ SiO2+ ½ C→ 2 FeO • SiO2 + ½ CO 2
1 mol SiO2 1 mol Fe2O3
60 grSiO2
*
1 molSiO2 160 gr Fe2O3
× 0.6 gr Fe2O3=0.225 grSiO2
1 mol Fe2O3
Al2O3+ SiO2+ ½ C→ 2AlO • SiO 2 + ½ CO2
1 mol SiO2 1 mol Al2O3
60 grSiO2
*
1 molSiO2 102 gr Al2O3
×0.4 gr Al2O3=0.235 grSiO2
1 mol Al2O3
2CaO +2SiO2 2CaO.SiO2
1 mol SiO2 2 mol CaO
60 grSiO2
*
1 molSiO2 56 gr CaO
× 0.6 gr CaO=0.6 grSiO2
1 mol CaO
PbOpara el botón:
1 mol PbO ∗ ∗ 30 gr Pb = . 1 mol Pb Nitro necesario: KN × . × 10 g mineral = . .
Sílice del mineral = 10* 60% = 6 gramos SiO2 Sílice necesaria para la neutralización = 6.49 gramos SiO2 Azúcar total =
1.3 g Pb x 0.6gr de Fe O )x 1 g Azucar] (1 12g Azucar x 30gr de Pb) [( g Pb 1 g Fe O 12 g Pb = 2.56 gr de azucar 2
2
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3
3
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ANEXO 3
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ANEXO 4 Propiedades fisicoquímicas de las muestras M1, M2 y M3 Densidad del mineral Tabla 33. Densidades de M1, M2, M3. Densidad (g/ml) M1* M2 M3 Real 3.0 2.25 2.25 Picnométrica 3.33 2.62 2.66 *Densidades de la muestra seleccionada para la lixiviación.
Grado de acidez Las muestras M2 y M3 tienen un pH más acido que M1 debido a la mayor cantidad de SiO2 que contenían. Tabla 34. pHs de las muestras minerales M1, M2, M3. Muestras pH
M1 6
M2 5.5
M3 4
*pH de la muestra a cianurar.
Viscosidad de pulpa Se puede observar que las muestras de minerales M1 y M2 presentaron las mayores viscosidades. Tabla 35. Resultados de viscosidad M1, M2, M3. Viscosidad (cp.) Temperatura (°C) Rotor Velocidad (RPM) % torque M1* 1816 25.9 S 04 100 90.8 M2 1996 26.6 S 04 100 99.6 M3 1741 26.3 S 04 100 81.0 *Viscosidad a considerar para la cianuración.
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ANEXO 5 Tabla 36. Resultados ensayo al fuego de cabeza y diferentes tamaños de partícula, mineral M1 Muestra de mineral
Botón de Pb esperado (g)
Botón de Pb obtenido (g)
Cabeza (malla -100)
30
30,01
30
3,03
Malla (-100 + 140)
30
34,88
30
33,00
Malla (-140 + 170)
30
34,80
30
34,89
Malla (-170 + 200)
30
34,8
30
31,9
Malla (-200 + 270)
30
32,2
30
31,8
Malla (-270 + 325)
30
33,7
30
30,9
30
31,9
30
33,7
Malla (-325)
100
Peso promedio Pb (g) 30,02
33,94
34,85
33,35
32,00
32,3
32,8
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ANEXO 6 Resultados prueba preliminar de cianuración en botella Condiciones iníciales: - 1gramo de NaCN - Pasante malla 200 (75 µm) - PH 11.5 - Tiempo: 8 horas - Mineral concentrado: 500 gramos - 1 litro de agua Tabla 37. Prueba preliminar cianuración en botella. DORE (gr) Colas de Solución liquida cianuración Muestra Chiddy Ensayo al fuego
Au (gr) Solución liquida
1
0.04713
0.01113
Chiddy (gr-Au) 0.00845
2
0.04709
0.01069
0.00852
Colas de cianuración Ensayo al fuego 0.00092 0.00077
El pH de la solución se mantuvo contante durante 8 horas a un valor de 11. Para la prueba Chiddy se tomó 250 ml de solución liquida y para el ensayo al fuego 10 g de mineral de colas.
de Au × 1000000g mineral de colas = 10ggramos mineral de colas 1 ton mineral de colas gramos de Au = ton mineral de colas cianuradas Inicialmente se tenía un tenor 188,5 g/ Ton. En este ensayo los 500 gramos de mineral concentrado contienen 0,09425 g de Au. En la tabla 19 se puede ver que se obtuvo un promedio de oro en las colas de cianuración de:
0.00077/2 × 1000000g mineral de colas = 0.00092 10g mineral de colas 1 ton mineral de colas 84,5 gramos de Au = ton mineral de colas cianuradas Con este tenor de las colas de cianuración se puede calcular el porcentaje de recuperación del proceso de cianuración que es del 44,8 % el cual se calcula mediante la siguiente ecuación:
gramos de oro en colas de cianuración ×100 % = gr de Au cabeza concentrado gr de Au cabeza concentrado 101
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ANEXO 7 Tabla 38. Consumo de cianuro de los testigos de cianuración. TESTIGO [CN-] T1 T2 T3 T4
1 3 3 3
GRANULOMETRIA 325 200 325 270
CONSUMO [CN-] 2H 6H 8H INICIAL (g) 0,6 0,2 0,5 1 0,1 0,3 1,1 0,2 1 1,3 0,7 1,05 1,25
102
10 H 12 H 0,6 0 1,15
0,8 0,75 1,2
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ANEXO 8 REVISIÓN FOTOGRAFICA
Muestra de mineral M1.
Mediciones ambientales comparas de oro.
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PROYECTO DE GRADO
Análisis de las variables locativas.
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PROYECTO DE GRADO
Malas prácticas en la manipulación del mercurio.
Interior compras de oro.
105
PROYECTO DE GRADO
Asesoría a entables.
Charla informativa con las entidades gubernamentales.
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