UNIVERSIDAD NACIONAL DE SAN AGUSTIN FACULTAD DE INGENIERIA DE PROCESOS ESCUELA PROFESIONAL DE INGENIERIA METALURGICA
ESTUDIO DE INVESTIGACION PARA RECUPERAR ORO Y PLATA CON CIANURO Y GOLD MAX DE LOS RELAVES DE FLOTACION
Tesis presentada por el Bachiller:
CONZA PEÑAFIEL FRITZ EDSON para optar el Título Profesional de INGENIERO METALURGISTA
AREQUIPA - PERU 2018
PRESENTACION Señor Decano de la Facultad de Ingeniería de Procesos Señor Director de la Escuela Profesional de la Escuela Profesional de Ingeniería Metalúrgica. Señores ingenieros miembros del Jurado Dictaminador. Cumpliendo con el reglamento de grados de títulos de la Escuela profesional de ingeniería metalúrgica, Facultad de ingeniería de Procesos, de la Universidad Nacional de San Agustín, pongo a vuestra consideración el Informe Técnico intitulado: “ESTUDIO
DE INVESTIGACION PARA RECUPERAR ORO Y PLATA CON
CIANURO Y GOLD MAX DE LOS RELAVES DE FLOTACION ”, a
fin de que sea revisado,
evaluado de acuerdo al reglamento y se me permita obtener el Título Profesional de Ingeniero Metalurgista.
Bachiller: CONZA PEÑAFIEL FRITZ EDSON
RESUMEN Compañía Minera Huancapetí S.A.C., luego de haber llevado a efecto la cesión con Compañía Minera Lincuna S.A., de sus concesiones mineras Acumulación Alianza N° 15, Acumulación Alianza N° 01 y Acumulación Alianza N° 10, que conforman la Unidad Económica Administrativa (UEA) “Huancapetí”, inicio sus actividades desde el segundo semestre del año
2009, para lo cual acondicionó las áreas donde operó la Ex Compañía Minera Alianza S.A., consistente en el mejoramiento de los accesos, labores mineras, componentes operacionales de la planta, depósito de relaves, áreas de talleres-servicios, campamentos, comedor, etc., iniciando desde el año 2010 una operación continua con una capacidad instalada de 350 TMD para la obtención de concentrados de minerales de Pb y Zn. El relave sin remolienda al lixiviarlo se llega l lega a una extracción de Au y Ag de 7.57% y 21.19% respectivamente, con un consumo de Gold Max de 6.763 Kg/TM y cal de 3.000 Kg/TM y en la lixiviación con remolienda a 100% 200m se llega a una extracción de Au y Ag de 12.44 y 37% respectivamente con un consumo de Gold Max de 8.364 Kg/TM y de cal 3.000 Kg/TM. Si comparamos el uso de cianuro con el Gold Max, podemos observar que con respecto al oro existe un ligero incremento de la extracción de 0.94% y de plata de 5.54% sin remolienda y con remolienda se observa un decrecimiento de oro de 0.33% y un incremento en la plata de 5.18%. En líneas generales se observa que el comportamiento del Gold Max tiene el mismo comportamiento con respecto al oro y para el caso de la plata se tiene una ligera mejora, pero esta se ve amortiguada con el mayor consumo de Gold Max que es tres veces mayor con respecto al NaCN.
Palabras claves: Cianuro de sodio, molienda, remolienda, lixiviación, l ixiviación, gold max, cal
SUMMARY Compañía Minera Huancapetí SAC, after having carried out the transfer with Compañía Minera Lincuna SA, of its mining concessions Acumulación Alianza N°15, Accumulation Alianza N°01 and Accumulation Alianza N°10, which make up the Economic Administrative Unit (UEA) "Huancapetí", started its activities since the second semester of 2009, for which it prepared the areas where the Ex Compañía Minera Alianza SA operated, consisting of the improvement of the accesses, mining works, operational components of the plant, tailings deposit , workshop-service areas, camps, dining room, etc., starting in 2010 a continuous operation with an installed capacity of 350 TMD to obtain mineral concentrates of Pb and Zn. The tailings without regrind when leached reaches an extraction of Au and Ag of 7.57% and 21.19% respectively, with a Gold Max consumption of 6,763 Kg / MT and lime of 3,000 Kg / MT and in leaching with a 100% regrind -200m is reached an extraction of Au and Ag of 12.44 and 37% respectively with a Gold Max consumption of 8.364 Kg / MT and lime 3.000 Kg / MT. If we compare the use of cyanide with Gold Max, we can observe that with respect to gold there is a slight increase in the extraction of 0.94% and silver of 5.54% without a regrind and with regrind a gold decrease of 0.33% is observed and a silver increase of 5.18%. In general lines it is observed that the behavior of Gold Max has the same behavior with respect to gold and for the case of silver there is a slight improvement, but this is cushioned with the higher consumption of Gold Max, which is three times higher. regarding the NaCN.
Keywords: Sodium cyanide, grinding, regrind, leaching, gold max, lime
INDICE
CAPITULO I GENERALIDADES 1.1. INTRODUCCION
1
1.2. PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA
2
1.3. OBJETIVOS
3
1.3.1. OBJETIVO GENERAL 1.3.2. OBJETIVOS ESPECÍFICOS
3 3
1.4. METODOLOGIA
3
1.5. UBICACIÓN Y ACCESABILIDAD
4
1.5.1. UBICACIÓN
4
1.5.2. ACCESIBILIDAD
4
1.6. GEOLOGÍA
4
1.6.1. GENERALIDADES
4
1.6.2. ESTRATIGRAFIA
5
1.6.2.1. FORMACION CHICAMA
5
1.6.2.2. FORMACION OYÓN
5
1.6.2.3. GRUPO GOYLLARISQUISGA
5
1.6.2.3.1. FORMACIÓN CHIMÚ
5
1.6.2.3.2. FORMACIÓN SANTA
6
1.6.2.3.3. FORMACIÓN CARHUAZ
6
1.6.2.3.4. FORMACIÓN PARIAHUANCA
6
1.6.2.3.5. FORMACIÓN PARIATAMBO
7
1.6.2.4. GRUPO CASMA
7
1.6.2.4.1. FORMACIÓN COCHAPUNTA
7
1.6.2.4.2. FORMACIÓN JUNCO
7
1.6.2.5. FORMACIÓN JUMASHA
7
1.6.2.6. FORMACIÓN CELENDÍN
8
1.6.2.7. GRUPO CALIPUY
8
1.6.2.8. DEPÓSITOS CUATERNARIOS
9
1.6.2.8.1. DEPÓSITOS MORRÉNICOS
9
1.6.2.8.2. DEPÓSITOS FLUVIALES Y COLUVIALES
9
1.7. GEOLOGÍA LOCAL 1.7.1. GENERALIDADES
9 9
1.7.2. ESTRATIGRAFÍA LOCAL
10
1.7.2.1. GRUPO CALIPUY
10
1.7.2.2. DEPÓSITOS CUATERNARIOS
10
1.7.3. ROCAS INTRUSIVAS
10
1.7.3.1. AIJA – RECUAY
10
1.7.3.2. LINCUNA, SILLAGASH Y MINA BOLICHE
10
1.7.4. GEOLOGÍA ESTRUCTURAL
11
1.7.5. GEOLOGÍA ECONÓMICA
11
1.8. MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN UTILIZADOS EN LA COMPAÑÍA
11
MINERA HUANCAPETÍ 1.9. DISPOSICIÓN DE RELAVES
12
CAPITULO II DESCRIPCION DE LA PLANTA CONCENTRADORA 2.1. DESCRIPCIÓN GENERAL DEL PROCESO METALÚRGICO 2.1.1. SECCION CHANCADO 2.1.1.1. DESCRIPCIÓN DEL PROCESO METALÚRGICO 2.1.2. SECCION MOLIENDA 2.1.2.1. DESCRIPCIÓN DE PROCESO METALÚRGICO 2.1.3. SECCIÓN FLOTACIÓN, ESPESAMIENTO Y FILTRADO
13 13 14 16 16 19
2.1.3.1. SECCIÓN FLOTACIÓN
19
2.1.3.1.1. DESCRIPCIÓN DEL PROCESO METALÚRGICO
20
2.1.3.2. ESPESADOR Y FILTRADO DE CONCENTRADO
22
PLOMO-PLATA 2.1.3.3. ESPESADOR Y FILTRADO DE CONCENTRADO ZINC 2.2. SECCIÓN RELAVERA
23 23
2.2.1. DISPOSICIÓN FINAL DE RELAVES 2.2.1.1. ÁREA PLANTA DE FILTRADO DE RELAVES
23 24
CAPITULO III CIANURACIÓN DE MINERALES DE ORO 3.1. INTRODUCCIÓN
28
3.2. REACCIONES LAS SOLUCIONES DE CIANURACIÓN
29
3.2.1. DESCOMPOSICIÓN DE LAS SOLUCIONES DE CIANURO
29
3.2.2. DISOLUCIÓN DE LOS METALES PRECIOSOS
32
3.3. ASPECTOS CINÉTICOS
35
3.3.1. CURVAS DE POLARIZACIÓN 3.4. EFECTO DEL OXIGENO Y ALCALINIDAD DE LA SOLUCION
37 38
3.4.1. EFECTO DEL OXIGENO
38
3.4.2. EFECTO DE LA ALCALINIDAD DELA SOLUCION
39
3.5. METODOS DE RECUPERACIÓN DE ORO APARTIR DE SOLUCIONES
41
CIANURADAS 3.6. LIXIVIACION CON GOLD MAX
42
3.6.1. USOS DEL GOLD MAX
43
3.6.2. ALMACENAMIENTO DEL GOLD MAX
44
3.6.3. TRANSPORTE Y MANEJO
44
CAPITULO IV PRUEBAS EXPERIMENTALES 4.1. INTRODUCCION
45
4.2. MUESTRA
46
4.2.1. MINERALOGIA
46
4.2.2. PRUEBAS DE MOLIENDA
46
4.3. PRUEBAS DE CIANURACION SIN Y CON REMOLIENDA
48
4.4. PRUEBAS DE LIXIVIACION CON GOLD MAX SIN Y CON
48
REMOLIENDA 4.5. PRUEBAS DE CIANURACION CON OXIDACION
49
4.6. RESULTADOS DE LA PRUEBAS EXPERIMENTALES
49
4.6.1. PRUEBAS DE CIANURACION SIN Y CON REMOLIENDA
49
4.6.2. PRUEBAS DE LIXIVIACION CON GOLD MAX SIN Y CON
49
REMOLIENDA 4.6.3. PRUEBAS DE CIANURACION CON OXIDACION
CONCLUSIONES BIBLIOGRAFÍA ANEXOS
50
51
CAPITULO I GENERALIDADES 1.1. INTRODUCCION Compañía Minera Huancapetí S.A.C., luego de haber llevado a efecto la cesión con Compañía Minera Lincuna S.A., de sus concesiones mineras Acumulación Alianza N° 15, Acumulación Alianza N° 01 y Acumulación Alianza N° 10, que conforman la Unidad Económica Administrativa (UEA) “Huancapetí”, inicio sus actividades desde el segundo semestre del año
2009, para lo cual acondicionó las áreas donde operó la Ex Compañía Minera Alianza S.A., consistente en el mejoramiento de los accesos, labores mineras, componentes operacionales de la planta, depósito de relaves, áreas de talleres-servicios, campamentos, comedor, etc., iniciando desde el año 2010 una operación continua con una capacidad instalada de 350 TMD para la obtención de concentrados de minerales de Pb y Zn. Compañía Minera Lincuna S.A., desarrolló las actividades minero metalúrgicas en la UEA “Huancapeti”, una vez que el Ministerio de Energía y Minas apruebe el Estudio Impacto Ambiental y otorgue la autorización de la ampliación de 350 TMD a 3000 TMD de la capacidad instalada de la planta de beneficio “Huancapeti 2009”.
1
El Proyecto de ampliación planta de beneficio “Huancapeti 2009” de 350
TMD a 3000 TMD se ubica en la cordillera negra adyacente al paraje Huancapeti, a una altitud comprendida entre 4,400 y 4,460 msnm. Las instalaciones de la Concesión de Beneficio se encuentran emplazadas en terrenos superficiales de propiedad de Cía. Minera Lincuna S.A., cuyo título de propiedad se encuentra inscrito en la Partida Nº 11122952 del Registro Público de Predios de Huaraz. El proyecto de ampliación a 3000 TMD comprende el incremento de la capacidad de tratamiento de la planta concentradora implementando básicamente sus secciones de chancado, molienda y flotación. Esta ampliación implica la ejecución de diversas obras civiles, sustentados en criterios de diseño de ingeniería, instalaciones electromecánicas, memoria d escriptiva, especificaciones técnicas, manual de aseguramiento de la calidad de la construcción, manuales de operaciones, descripción del proceso metalúrgico, reactivos a emplear, balance de agua y metalúrgico, suministro de energía y producto final, los cuales se detallan en los acápites correspondientes. La Compañía Minera, está desarrollando el proceso de remediación de los pasivos con reaprovechamiento, mediante la extracción de los valores de Au y Ag contenidos en los relaves antiguos de las relaveras Huancapeti y Ticapampa mediante repulpado y concentración por flotación, lixiviación por cianuración directa de las piritas-arsenopiritas auríferas y disposición final de los relaves de flotación y residuos de cianuración.
1.2. PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA El tratamiento de minerales de diferentes características fisicoquímicas, es necesaria la conjugación de muchos factores, dentro de ellos determinar los parámetros o condiciones óptimas para el control del proceso, con la finalidad de obtener valores de Au y Ag de los relaves que sea rentable su proceso.
2
En los relaves almacenados se encuentran importantes cantidades de oro y plata, provenientes del proceso de flotación de la planta concentradora. De los cuales se pretende realizar el tratamiento de estos relaves para la recuperación de estos metales. Es por ello que el siguiente informe técnico evalúa la posibilidad de tratamiento de estos relaves, teniendo en cuenta el análisis químico que nos indica la presencia de Au con un contenido de 5,074 g/TM y de Ag de 55,54 g/TM, combinando diferentes procesos de tratamiento como son remolienda, tostación, nitrificación y cambio de reactivo de cianuro por Gold Max.
1.3. OBJETIVOS 1.3.1. OBJETIVO GENERAL Recuperación de oro y plata por cianuración y el lixiviante Gold Max de los relaves de flotación en la Compañía Minera Lincuna.
1.3.2. OBJETIVOS ESPECÍFICOS
Evaluar los factores que afectan el proceso de recuperación de oro
y plata para determinar las variables más significativas para la dosificación de reactivos, con cianuro y gold max.
Determinar los principales parámetros que influyen en la
recuperación del Au y Ag, de los relaves de flotación. Combinar
diferentes procesos como tostación y nitrificación para
mejorar la recuperación de Au y Ag.
1.4. METODOLOGIA El negocio de los concentrados metálicos, como son del Au y la Ag pasan por una etapa de recuperación en el mercado internacional lo cual implica que se investigue los procesos de extracción, en nuestro caso la cianuración de los relaves con el objetivo de poder incrementar la producción en beneficio de la compañía.
3
Las pruebas de cianuración a nivel de laboratorio que se realizan son de gran importancia, así como la experiencia es un factor importante para minimizar el número de variables y la extensión sobre el cual estas variables requieren ser analizadas.
1.5. UBICACIÓN Y ACCESABILIDAD 1.5.1. UBICACIÓN La Unidad Minera Huancapetí, se ubica en el distrito de Aija, provincia de Aija, departamento de Ancash.
Tabla 1.1. Coordenadas geográficas Coordenadas Geográficas 77°33’ Longitud Oeste Latitud Sur 90°46 Altitud 4100 m
Coordenadas UTM Este 878,2 Norte 8 918, 800
1.5.2. ACCESIBILIDAD La mina es accesible a la ciudad de Lima a través de la ruta “Lima -
Pativilca-Recuay-Ticapampa- Aija” La carretera, que une Lima con Huaraz, es una pista asfaltada; mientras que la que une Ticapampa con el paraje “Mina Hércules”, es afirmada.
Tabla 1.2. Accesibilidad de la unidad minera Carretera Lima – Ticapampa Ticapampa - Hercules
Distancia (Km) 375 30
Tiempo (Horas) 5 1
1.6. GEOLOGÍA 1.6.1. GENERALIDADES El Callejón de Huaylas, que alberga al río Santa, se ubica entre las cordilleras Blanca y Negra, que son ramales de la Cordillera Occidental. En toda esta área afloran rocas sedimentarias Jurásicas y Mesozoicas, rocas volcánicas Terciarias y rocas intrusivas de edades que van del Cretáceo al Terciario. Las rocas sedimentarias pertenecen al grupo Goyllarisquizga cuyas formaciones: Chimú, Santa y Carhuaz afloran en los alrededores del pueblo de Aija y están constituidas por cuarzoarenitas, calizas, lutitas y areniscas. Las rocas 4
volcánicas están representadas por los Volcánicos Calipuy y están constituidas por rocas piro clásticas que cubren extensas zonas de la Cordillera Negra. Las rocas intrusivas se presentan en el Batolito de la Cordillera Blanca, y al oeste de la Cordillera Negra y afloran entre 15 y 25 Km al Oeste del pueblo de Aija. Este batolito a intruído a las rocas Mesozoicas y está compuesto por granodioritas y tonalitas. El batolito de la Cordillera Blanca, es el mejor exponente de la actividad ígnea de esta región.
1.6.2. ESTRATIGRAFÍA 1.6.2.1. FORMACIÓN CHICAMA La formación Chicama consiste principalmente de Lutitas gris oscuras a negras, generalmente piritosas y con nódulos ferruginosos, presenta intercalaciones de limolitas, cuarcitas y volcánicos en algunas áreas. Se presentan a lo largo de la Cuenca Peruana Occidental, esta formación presenta plegamientos y sobreescurrimientos lo que hace algo difícil medir su verdadero grosor, pero se calcula entre 800 a 1000 metros. No hay afloramientos en la base, y se supone que es discordante sobre el Grupo Pucará y formaciones más antiguas, infrayace en discordancia paralela a la Formación Oyón.
1.6.2.2. FORMACION OYÓN Consiste de areniscas gris a gris oscuras, carbonosas, de grano fino a medio, intercaladas con limoarcillitas y limolitas gris oscuras. En su parte superior predominan las areniscas y limolitas carbonosas, en las cuales existen algunos niveles de carbón. La estratificación de las areniscas es lenticular y tabular.
1.6.2.3. GRUPO GOYLLARISQUISGA 1.6.2.3.1. FORMACIÓN CHIMÚ La formación Chimú consiste de paquetes gruesos de areniscas y cuarzoarenitas blancas y grises, de grano fino a grueso, con 5
intercalaciones delgadas de lutitas negras. Presenta un grosor variable de 150 a 400 metros y esencialmente, comprende dos miembros: el inferior, consiste en areniscas y cuarcitas con intercalaciones de arcillita, con presencia de mantos de carbón; el miembro superior, está compuesto de capas macizas de cuarzoarenitas blancas-grisáceas, con escasas capas de arcillitas. La presencia de mantos de carbón es un rasgo típico en esta formación especialmente en el primer miembro y se viene explotando carbón antracítico entre Sihuas y Conchucos y en el Alto del Cóndor (Pallasca) con grosores de 1 metro a más.
1.6.2.3.2. FORMACIÓN SANTA Benavides en 1956 describe bajo esta denominación en el callejón de Huaylas, una sección marina compuesta por calizas oscuras, en parte dolomíticas con algunas intercalaciones de lutitas negras. La Formación Santa se compone en la parte inferior de una serie de interestratificaciones de lutitas negras a gris oscuras y calizas arcillosas negras, que pasan a la parte superior a lutitas oscuras y ocasionales capas de calizas.
1.6.2.3.3. FORMACIÓN CARHUAZ Consiste de aproximadamente 500 metros de areniscas y arcillitas, sobreyace a la Fm. Santa, infrayace a la Fm. Farrat, o en los extremos suroccidentales en discordancia bajo las calizas de la Fm. Pariahuanca. La litología general consiste de areniscas y cuarzoarenitas finas en capas delgadas, con abundantes intercalaciones de arcillitas.
1.6.2.3.4. FORMACIÓN PARIAHUANCA La litología de la formación es de calizas de color gris azulado en estratos de 1 a 2 m de grosor, a veces se presenta con una apariencia lajosa y cuando esto sucede se asemeja a las calizas de la formación 6
Santa, el mayor espesor registrado es de 100m en promedio dentro de la región. Ocurre concordantemente sobre la Formación Carhuaz.
1.6.2.3.5. FORMACIÓN PARIATAMBO Consiste aproximadamente 100 metros de margas marrón oscuras y arcillitas negras, que tiene un olor fétido en superficie de fractura fresca, con intercalaciones de calizas marrón oscuro en lajas delgadas que sobresalen como miembros resistentes, usualmente una banda de caliza es separada por 10m de margas, son frecuentes las intercalaciones de calizas en estratos delgados con limoarcillitas calcáreas
gris
oscuras.
Infrayace
a
la
Fm
Jumasha
concordantemente.
1.6.2.4. GRUPO CASMA 1.6.2.4.1. FORMACIÓN COCHAPUNTA Esta formación es de extensión regional, consiste de una gruesa secuencia de capas bien estratificadas compuestas de chert, lutitas y areniscas tobáceas, que en algunos sectores se presenta como volcanitas y cherts con presencia de calizas laminadas y areniscas pardas que se asemejan a las formaciones Santa y Carhuaz.
1.6.2.4.2. FORMACIÓN JUNCO Esta formación consiste de aproximadamente 2000m de flujos de lavas, lavas almohadilladas y brechas. Se caracteriza por mostrar afloramientos macizos con un predominio notable de lavas almohadilladas y algunas brechas. Estas lavas macizas son de color verde, gris y gris oscuras de composición mayormente andesíticas. La formación Junco sobreyace a la formación Cochapunta e infrayace en discordancia angular a la secuencia volcánica del grupo Calipuy en diversos sectores.
1.6.2.5. FORMACIÓN JUMASHA La formación Jumasha aflora dentro de la cuenca Chavín (miogeosinclinal) y sobre el bloque del Marañón sobreyace 7
concordantemente
a
la
formación
Pariatambo
y
subyace
concordantemente a la formación Celendín, presenta un grosor aproximado de 700m.Está compuesto por una estratificación maciza de calizas grises en estratos de 1 a 2 m y en algunos lugares calizas oscuras lajosas. Las calizas de esta formación se describen como micritas y biomicritas con buena proporción de material limoarcilloso.
1.6.2.6. FORMACIÓN CELENDÍN La formación consiste en calizas margosas nodulares, pobremente estratificadas, algo homogéneas las cuales contienen abundantes fósiles, los que alteran a un color amarillo grisáceo. Se intercalan con calizas, estratos limoarcillitas grises y margas las que generalmente dan lugar a una morfología moderada a suave con abundante cobertura de suelos.
1.6.2.7. GRUPO CALIPUY El Grupo Calipuy se encuentra distribuido a lo largo de la cordillera negra conformando la parte más elevada, se dispone como una franja de rumbo NO-SE con una anchura variable de 25 a 40 Km, muestra discontinuidad de afloramiento a lo largo del rumbo andino, debido a la profundidad de los valles transversales correspondientes a los principales ríos como el Pativilca, Fortaleza, Aija y Pira. La presencia de discontinuidades dentro del Grupo Calipuy, se considera que puede representar episodios iguales de deformación y por ello, se ha subdividido al Calipuy según el cartografiado de estas discontinuidades. Su grosor se estima en más de 2000 metros, las rocas del Grupo son mayormente tobas, piroclásticos, gruesos, aglomerados, lavas, cuerpos intrusivos subvolcánicos. Su composición varía de andesítica - dacítica a riolítica. Aparentemente la parte superior del Calipuy es más ácida que la inferior.
8
1.6.2.8. DEPÓSITOS CUATERNARIOS 1.6.2.8.1. DEPÓSITOS MORRÉNICOS Se han separado depósitos morrénicos antiguos y recientes; los primeros se encuentran distribuidos mayormente entre el rio Santa y el flanco occidental de la cordillera blanca, estos depósitos muestran una morfología de lomadas y colinas de cumbres redondeadas con cierta resistencia, han sido disectados por cursos de agua actuales, originados por lagunas y deshielos de la Cordillera Blanca. Los depósitos morrénicos antiguos se consideran el resultado de la glaciación Pleistocénica y se diferencian de los depósitos morrénicos recientes los cuales, si presentan formas de crestas o depósitos alargados e inconsolidados, de extensión más reducida y localizados en la proximidad de los glaciares actuales.
1.6.2.8.2. DEPÓSITOS FLUVIALES Y COLUVIALES Los depósitos fluviales estan constituidos mayormente por clastos redondeados así como también se incluyen los depósitos acumulados por los cursos de agua a lo largo de los lechos por donde discurren. Los depósitos coluviales correspondientes a agregados de fragmentos angulosos que se acumulan mayormente a los taludes adyacentes a los macizos rocosos, con tamaño y f ormas variables de pendientes de la roca madre.
1.7. GEOLOGÍA LOCAL 1.7.1. GENERALIDADES Geológicamente el Grupo Calipuy de edad Terciaria, constituye la cubierta volcánica de la Cordillera Negra, que suprayace en discordancia angular a las series plegadas del Mesozoico. La unidad litoestratigráfica más antigua, es la Formación Chicama de edad Jurásico Superior. En la zona afloran rocas subvolcánicas a modo de stock que se han emplazado en el Grupo Calipuy.
9
1.7.2. ESTRATIGRAFÍA LOCAL 1.7.2.1. GRUPO CALIPUY Dentro de la zona de estudio se ha distinguido dos miembros los cuales se han identificado debido a la discordancia que los separa. En la formación Calipuy inferior se tiene una secuencia de color rojizo bien estratificada donde alternan andesitas afanítica a porfiríticas. También se puede observar andesitas alteradas. La formación Calipuy Superior aparentemente es más ácida que la inferior, está compuesta particularmente por ignimbritas dacíticas a riolíticas, en algunos sectores se intercala con limo arcillitas.
1.7.2.2. DEPÓSITOS CUATERNARIOS El Cuaternario está representado en la zona como depósitos Morrénicos, con horizontes de cantos rodados en matriz areno arcillosa, cuya profundidad en la zona de estudio llega hasta 25m.
1.7.3. ROCAS INTRUSIVAS 1.7.3.1. AIJA – RECUAY Un sistema de intrusivos está emplazado dentro del Grupo Calipuy. Uno de los miembros más prominentes está cerca del pueblo de Aija, 3Km al Este. Se trata de un Monzogranito cristalino en cierto modo similar a los plutones del Batolito de la Costa. Hacia el tope, este pasa a diques y porfirítas ácidas emplazadas dentro de volcánicos, altamente alterados, de acuerdo a Hudson, la situación actual es de un número de pequeños intrusivos que han penetrado a los volcánicos que ha causado un metamorfismo termal y mineralización de sulfuros. La mineralización del área de Ticapampa podría ser parte del mismo fenómeno.
1.7.3.2. LINCUNA, SILLAGASH Y MINA BOLICHE Entre Ticapampa y la mina Huancapetí, se han identificado tres cuerpos intrusivos subvolcánicos, de textura porfirítica que muestran fenos de plagioclasa blanca, cuarzo, feldespato potásico, algunas hornblendas prismáticas y escazas biotitas englobadas en una matriz 10
fina afanítica de color verde. Estos cuerpos estan asociados mayormente a flujos de lavas porfiríticas, aglomerados y brechas existentes, que aparentemente interrumpen a la secuencia piroclástica tobácea del Calipuy.
1.7.4. GEOLOGÍA ESTRUCTURAL El control estructural de la zona está regido por la falla Sarson, la cual tiene un rumbo de NE-SO, es de cizalla dextral, es de esta falla el origen de la quebrada Sipchoc. Otra estructura que tiene importancia en el área, es la falla Jinchis, de rumbo N-S, es probable que esté relacionada con el origen a la cabecera de cuenca de Sipchoc, junto a la falla Caridad que tiene el mismo rumbo.
1.7.5. GEOLOGÍA ECONÓMICA Las minas Hércules y Coturcan son depósitos polimetálicos de Ag Pb Zn y Cu en menor proporción, con probables contenidos de Au como ha sido demostrado en los análisis de los relaves.En la zona se identifica un sistema de vetas con rumbo NE-SO, con buzamientos de alto ángulo hacia el NO. La falla Sarson está acompañada de una estructura mineralizada con Turmalina y Pirita principalmente, como se pudo observar en una perforación.
1.8. MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN UTILIZADOS EN LA COMPAÑÍA MINERA HUANCAPETÍ La Compañía Minera Huancapetí explota minerales polimetálicos, plomo, plata y zinc. La mineralogía está constituida por galena argentífera, esfalerita, calcopirita, jamesonita, y tetraedrita como minerales de mena de mayor abundancia, los minerales de ganga están representados por cuarzo, sílice, pirita, arsenopirita y calcita. La explotación de los minerales se realiza mediante métodos de minado subterráneo en las zonas Hércules, Coturcán y Caridad.
11
El método de explotación en la Compañía Minera Huancapetí es el Corte & Relleno Ascendente (zona Hércules y Coturcán) con variantes de perforación en Realce y Breasting, eventualmente también se aplica el sistema mixto Corte & Relleno - Cámaras & Pilares, mientras que la zona Caridad el método de explotación es el Shrinkage mecanizado con su variante “Método de Tajeos Abiertos - Open Stoping”.
1.9. DISPOSICIÓN DE RELAVES Como residuo de la flotación de los sulfuros se obtiene un material físico y químicamente estable “residuo inerte” sin contenidos de sulfuros
contaminantes, la misma que es preclasificada por cicloneo y se depositara los gruesos (u/f) en el dique de arranque y los finos (o/f) serán enviados a una etapa de espesamiento para luego ser depositados en el vaso de la relavera. El concentrado de piritas ya cianurado, ingresa a una etapa de detoxificacion por Acido de Caro, y será enviado a la etapa de espesamiento donde se mezclará con los finos del “residuo inerte” para
después ser depositados en el vaso de la relavera. De esta manera se logrará una disposición ambientalmente sostenida de los contaminantes sulfurados que están contenidos en la Relavera Huancapetí.
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CAPITULO II DESCRIPCION DE LA PLANTA CONCENTRADORA La planta concentradora Huancapeti tiene una capacidad de 3000 TM que consta de los procesos de Chancado, molienda, clasificación, flotación, espesamiento, filtrado y disposición de relaves, el proceso se dará hacia un mineral con contenido metálico de Pb-Ag y Zn como elementos sulfurados valiosos, los cuales serán recuperados en forma de concentrados, este mineral proviene de las unidades de producción pertenecientes a Cia Minera Lincuna S.A.
2.1. DESCRIPCIÓN GENERAL DEL PROCESO METALÚRGICO 2.1.1. SECCION CHANCADO El mineral proveniente de mina pasará por una balanza suminco donde se registrará el peso para luego ser almacenado en un stock pile de 5000 TM, este mineral almacenado será transportado hacia dos tolvas de gruesos una de 500 TM y 800 TM de capacidad, ambas tolvas trabajarán simultáneamente conectando un nuevo circuito. (ver anexo 1). Las tres etapas de chancado; chancado primario, constituido por una chancadora quijada 24”x36”; chancado secundario con la chancadora cónica 4¼’ y finalmente el chancado terciario conformado por la
chancadora cónica HPF- 220. 13
Estas tres etapas de chancado contemplan la instalación de diversos equipos; zaranda, grizzly, aproon feeder, un sistema de fajas de 1000mm de ancho, todas instaladas en circuito abierto. El producto final del chancado será de un tamaño malla - 3/8” y para su almacenamiento, se implementará un total de tres tolvas de finos de estructura metálica; dos tolvas de 500 TM y una de 800 TM de capacidad
2.1.1.1. DESCRIPCIÓN DEL PROCESO METALÚRGICO El mineral enviado mina pasará por la Balanza de pesaje marca Suminco de 60 TM de capacidad y se almacenará en el Stock pile de 5,000 TM de aforo. Ambas tolvas de gruesos de 500 TM y 800TM estarán acondicionadas con una parrilla de rieles de 125 Lbs. Con una abertura 12”; sentado
sobre dos soportes de vigas transversales de 6”x 15”, dejando pasar mineral de -12” de tamaño. El mineral grueso de la tolva de Gruesos No.1 ingresará a través de un chute al ApronFeeder de 42”x 14´; este equipo alimentará al Grizzly 4’x8’ a través de la faja Nº 01 (BM 1000*9m). De la tolva de g ruesos No.2 mediante el Aprom Feeder 24”x 10’, alimentará a la faja
transportadora Nº 01 (BM 1000*9m); esta faja será el elemento que conecte al nuevo circuito de chancado, que descargará el mineral al Grizzly 4’x8’.
Grizzly Vibratorio de 4’x 8’ trabajará con una abertura de 4’ de luz clasificando el mineral grueso +4’ (Over Size) en un 70% hacia la Chancadora Primaria de quijadas 24”x 36”.
El Under Size constituye el 30% ingresará directamente a la Faja Transportadora Nº 02 (BM 1000*28m) 14
Con Las fajas Nº 01 y Nº 02 se ganará altura mediante una torre de transferencia estructural. La Faja Transportadora Nº 02 alimentará a la Zaranda Vibratoria de un piso N°1 (2YK1860), el 75% como clasificación de gruesos (over size) ingresará directamente a la chancadora cónica secundaria 4 ¼ COMESA, y 25% que es mineral fino de - 1/2” (undersize) se captará en la Faja Nº 06, este será material final de chancado e irá directo a las Tolvas de Finos. El 100 % del producto Chancadora 4 1/4’ COMESA descargará un
producto P80 de 1.5 y mediante a la Faja Nº 04, se llevará a una etapa de clasificación mediante la zaranda Vibratoria N°2 (2YK1860). Esta zaranda clasificará el 75% como clasificación de gruesos (oversize) y el 25% que es mineral fino de -1/2” irá directo a las Tol vas de Fino mediante la Faja Nº 07. El oversize de la zaranda No. 2 será transportado mediante la faja Nº 05 a un chancado terciario constituido por un Chancadora Cónica HPF 220. El producto chancado descargará hacia la faja Nº 06, esta faja a su vez alimentará a la faja Nº 07. La etapa de chancado te rciario producirá un producto P80 de 3/8” La faja Nº 07 será la faja de conexión descargará a la faja Nº 08, esta a su vez alimentará a la faja Nº 09 y está a la faja Nº 10, logrando así distribuir las cargas de material chancado en las tres tolvas de finos. El sistema de Chancado de la Planta, es un circuito abierto, no tendrá cargas circulantes, por lo que permitirá tratar los 3000 TM en 16 horas de operación. La potencia instalada para el circuito del chancado es de 655 Kw
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2.1.2. SECCION MOLIENDA La sección molienda cuya capacidad está diseñada para tratar 3000 TMD de mineral; esta sección constará de 5 molinos de los cuales 4 estarán destinados al proceso neto de conminución de material f resco y un molino será puesto en operación para remolienda de un concentrado scavenger y relave cleaner. (ver anexo 2). La sección constituye básicamente de dos molinos que actúan como primarios y dos en remolienda, cada circuito de molienda estará dotado de una celda Skin Air que servirá para realizar una flotación flash. La capacidad de molienda será de 3,000 TMD (125 TM/Hr), el mineral a tratar cuenta con una humedad promedio de 4.5 % durante el año; Porcentaje de sólidos 96.4 %; gravedad específica de 3.0
2.1.2.1. DESCRIPCIÓN DE PROCESO METALÚRGICO El área de molienda y clasificación funcionará según el siguiente esquema: El mineral fino que se ubican en las 3 Tolvas de Finos serán distribuidos de la siguiente manera: Tolva de Finos No.1.- Alimentará al Molino de Bolas 9½’ x 12’ a través de la Faja Transportadora Nº 13, dicho molino trabajará en circuito abierto. El mineral será pesado y registrado por una balanza en línea automática instalada en la faja transportadora y será controlada mediante un sistema electrónico automatizado de acuerdo al programa de tratamiento. Tolva de Finos No.2.- Alimentará al Molino de Bolas 8’x 10’ a través de la Faja Transportadora Nº 12 con sistema automático de alimentación, tal molino trabajará en circuito abierto. Esta tolva consta de una faja transportadora, una balanza en línea automática que registrará y controlará el peso del mineral ingresado al molino.
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Tolva de Finos No.3.- Esta tolva servirá como contingencia permaneciendo en stand by con material chancado, el cual abastecerá de mineral a los molino 8’x8’ u 8’x10’ según el proceso lo requiera. Contará con la faja transportadora Nº 11, que alimentará al molino 8’x8’. El circuito contempla la instalación de una faja alterna el
cual permitirá derivar la carga de esta tolva hacia el molino 8’x10’. El circuito de molienda y clasificación se basa en el uso de cinco molinos de bolas y su distribución y está diseñada del siguiente modo: El molino de Bolas 9 ½’ x12’ trabajará netamente como molino
primario y recibirá mineral fresco chancado con malla - 3/8” debidamente controlado por la balanza automática, este molino contará además con un sistema automático de abastecimiento de agua-mineral formando así una pulpa cuya densidad se mantendrá en un rango de 1850, el producto de este molino será destinado a una flotación flash en una celda Skin flash 240-1. Este molino recibirá el 66% mineral tratado en total. El molino de bolas 8’x10’ al igual que el molino anterior tendrá la
función de ejercer la molienda primaria controlada por los mismos equipos y controladores automáticos de peso y relación agua-mineral, se mantendrá de igual manera la densidad y también contará con la celda Skin Flash 240-2. La capacidad de este molino permitirá procesar el 34% del total de mineral tratado. El Molino de bolas 8’x8’ deberá operar como molino de remolienda del molino 9 ½’ x12’, recibiendo toda la carga del U/F de los hidrociclones
D-20 de toda la carga circulante generado por el sistema de clasificación en Hidrociclones arriba mencionados y Bombas centríf ugas de pulpas sello seco 6”x 6”, una bomba en operación y otra en stand by.
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El Molino de Bolas 6’x8’ al igual que el molino 8’x8’ deberá operar como molino de remolienda del molino 8’ x10’, recibiendo toda la
carga del U/F de los hidrociclones D-15 de toda la carga circulante generado por el sistema de clasificación en Hidrociclones y Bombas centrífugas de pulpas sello seco 6”x 6”, una bomba en operación y
otra en stand by. El Molino 6’x6’ destinado a la remolienda de una pulpa basada en la
mezcla de espumas de la flotación scavenger y el relave de la flotación cleaner, esta pulpa remolida ingresará como alimento al circuito de flotación rougher. Los hidrociclones D-15 y D-20 cuya función es clasificar las pulpas provenientes de los molinos serán instalados convenientemente cada uno con una bomba y se mantendrá siempre uno en stand by haciendo un total de 4 hidrociclones, los hidrociclones D-20 corresponden a la clasificación de la pulpa generada por los molinos 9 ½’ x 12’ y 8’x8’; estos hidrociclones, d os en total, de los cuales uno
permanecerá en stand by, está diseñado para clasificar de manera eficiente la pulpa entregada por los molinos en mención para ello posee un ápex cuya abertura es de 3” de diámetro y el vortex de 5”Ø x10”h determinarán la carg a circulante. Los hidrociclones D-15, destinados a clasificar el producto de los molinos 8’x10’ y 6’x8’, al igual
que el par anterior se mantendrá uno en operación y otro en stand by, la abertura del ápex para este hidrociclón es de 2 ½” Ø y el vortex de
5”Ø x 10”h soportando y clasificando eficientemente la pulpa del circuito mencionado. El sistema de muestreo, diseñado para operar en el circuito de molienda y clasificación, su funcionamiento está basado de acuerdo al siguiente criterio. Los muestreadores automáticos, con los que se cuenta para la ampliación de planta son tres instalados en las descargas de los molinos primarios aquí se incluye uno alternativo que se encontrará 18
ubicado en la descarga del molino 8’x8’ cuya función dependerá del
ingreso de mineral fresco a este molino, en caso que el molino en mención
trabaje como molino de remolienda el muestreador
automático permanecerá en stand by. Este circuito contempla también la flotación flash y para ello se ha optado usar los siguientes equipos: Las Celdas SK-240 Outokumpu con capacidad instalada de 240 TPH cada una, deberán recibir el 100% de pulpa que descargan los dos molinos primarios siendo la distribución de la siguiente manera: La celda SK 240- 1 trabajará con la descarga del molino 8’x10’ y la celda SK.240-2 recibirá la pulpa proveniente del molino 91/2’x12’. Estos equipos cuya función es flotar el mineral valioso de la pulpa cuenta con el soporte de un sistema automatizado de nivel de pulpa -espumas para obtener un concentrado primario de Plomo-Plata, el cual representará el 60% del total de la producción de concentrado PlomoPlata.
2.1.3. SECCIÓN FLOTACIÓN, ESPESAMIENTO Y FILTRADO 2.1.3.1. SECCIÓN FLOTACIÓN La flotación Plomo-plata se realiza a partir de una pulpa entregada por el área molienda, esta pulpa acondicionada a un pH de 11 a 11.5 ingresa en primer lugar a las celdas Skin Air 240 mencionadas en el área molienda obteniendo un concentrado de plomo grueso que se considera como concentrado final y será destinado a los espesadores, seguidamente pasará netamente por todo el circuito de Pb, posterior a ello la pulpa ingresará a las sección de flotación de Zn, y por último el proceso de flotación finalizará disponiendo la pulpa hacia la cancha de relaves. Podemos afirmar que nuestro proceso de flotación constará de dos circuitos y tres productos, un circuito de Plomo con su producto: un Concentrado de Pb. Y un circuito de Zn con su respectivo producto: Cc de Zn, y por último el relave que también es considerado como producto inservible. Para tener una mejor idea y 19
entendimiento, se procede a describir el proceso de manera detallada. (ver anexo 3).
2.1.3.1.1. DESCRIPCIÓN DEL PROCESO METALÚRGICO La pulpa proveniente del O/F de los hidrociclones D-20 y D-15 son captados en un acondicionador 12’x12’ quién ofrece un tiempo de
retención de 6.5 minutos, necesarios para acondicionar reactivos en pulpa que ingresará a flotación. El producto entregado ingresa a una celda TC-10 proporciona un tiempo de flotación de 2 minutos, este trabajará como Rougher I obteniendo un concentrado cuyo destino es una celda WS-240, relave dirigido a una bancada de celdas XCF-38 que servirá como una flotación Rougher II. Esta bancada quien nos ofrece un tiempo de flotación de 20 minutos nos entregará dos productos, un concentrado que está consignado a una limpieza en un banco de celdas XCF-8 para limpiar el concentrado y el relave de la bancada Rougher II será enviada a los banco de celdas scavenger 56”x56”.
Las celdas TC-10 cuentan con un controlador de espumas-pulpa automatizado que mejora y optimiza el proceso. El circuito scavenger está compuesto por dos bancadas de celdas 56”x56”, la primera, conformada por 6 celdas en serie permitir á una
flotación forzada, seguidamente la segunda bancada scavenger quien recibe como alimento a la pulpa-relave de la primera bancada se encargará de flotar a muerte los valores valiosos del mineral, este concentrado con un alto contenido de partículas mixtas e insolubles serán tratado en un proceso de liberación mediante el molino 6’x6’,
posterior a este proceso se enviará estas espumas al banco de celdas rougher II formando un circuito cerrado. La descarga de la bancada de celdas scavenger cuenta con un sistema de control de pulpa- espuma automatizado.
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Del circuito cleaner está diseñado para dividirse en 3 subcircuitos, en primera instancia se cuenta con la bancada de celdas XCF-8, encargada de captar y limpiar el concentrado de las celdas XCF-38 Rougher II, entrega un concentrado que va dirigido a una segunda etapa de limpieza y una pulpa de relave que retorna a las celdas Rougher de Pb. Este banco de celdas ofrece un tiempo de flotación de 19 minutos, la celda WS-240 utilizada como una Cleaner II recepciona espumas de concentrado de las celdas TC-10 y El banco completo de celdas Cleaner I, además de retornar a este punto el relave de la celda WS-160, la celda WS 240 concede un tiempo de flotación de 24 minutos; el concentrado de esta celda será enviada para su proceso final de limpieza en la celda WS160. Las colas de la bancada de celdas scavenger II van dirigidas al próximo circuito. La sección de flotación de Zinc recibe como alimento al relave del circuito plomo-plata, mediante la dosificación de reactivos activadores de Zinc ingresan al acondicionador 12’x12’ en la cual la pulpa, en un
tiempo de 8 minutos recibe un acondicionamiento ingresando luego a una bancada de celdas XCF-38 como primera Rougher se devasta una espuma que es llevada a un circuito de limpieza que consta de una celda WS-240, y el relave de la celda XCF-38 es dirigida hacia dos bancadas de celdas x4 instaladas en serie que cumplen la función de celdas scavenger I y II respectivamente. Las espumas de las celdas scavenger ingresan mediante un sistema de bombeo hacia una bancada de celdas cleaner XCF-8. La bancada de celdas XCF-8 devasta espumas de mayor calidad y son enviadas hacia una celda que opera como Cleaner II , esta celda, WS-180 quien recibe la carga de la bancada XCF-38 mediante la bomba de sello húmedo Nº 04, será la que produzca un concentrado con calidad suficiente destinado al concentrado final, en conjunto con 21
las espumas de la celda WS-240 impulsado también mediante la bomba de sello húmedo Nº 05 hacia el muestreador. El muestreador se encuentra ubicado sobre el espesador y trabaja de manera automática según la programación requerida, sirve de paso para que la pulpa ingrese al espesador de Zn, y posteriormente efectuando una eliminación de agua con una densidad elevada esta pulpa de concentrado denso ingresará al filtro de discos, obteniendo así un concentrado bajo de humedad. El relave final, está constituido por las colas de la bancada de celdas 56”x56” y será dispuesto hacia la relavera.
2.1.3.2. ESPESADOR Y FILTRADO DE CONCENTRADO PLOMOPLATA La producción de concentrado Plomo-Plata se obtendrá de las siguientes etapas: 1. De la flotación primaria en la Celda SK-240 I y II, se produce un concentrado de Plomo-Plata que representa el 60% de la producción total. 2. De las Celda WS-160, se obtiene otro producto como concentrado de Plomo-Plata que representa el 40% de la producción final, estas celdas son limpiezas de las bancadas Rougher I-II y scavenger I-II. Estos concentrados se juntarán en el cajón de Bombas con sello húmedo 3”x 3” (1 en Stand By), para luego ser bombeado al Espesador de rastrillos 36’ø x 10” con mecanismo de iz aje y control
de descarga automático, que obtiene un producto de 65% a 70% de sólidos en la descarga (underflow), este producto en forma de lodo será enviado por gravedad y con un sistema de control de nivel automático instalado en la taza del Filtro de Di scos de 6’ø x 6 discos, el cual deberá operar a una presión de vacío de 14 mm Hg. Para obtener un Cake de 8% de humedad como producto final. 22
Este producto en cake será almacenado en una losa de concreto, para ser luego despachado a Lima en unidades Semi traylers previo pesaje en la balanza Suminco de 60 tm de capacidad.
2.1.3.3. ESPESADOR Y FILTRADO DE CONCENTRADO ZINC La producción de concentrado Zinc se obtendrá de las siguientes etapas: 1. De la flotación de las celdas XCF-38 cuyas espumas serán enviados a la Celdan WS-240, Cleaner donde se obtiene el 40% de la producción total en concentrado Zinc. 2. De las Celda WS-180, se obtendrán otro producto como concentrado Zinc que representa el 60% de la producción final. Estos concentrados llegarán a juntar en el cajón de Bombas con sello húmedo 3”x 3” (1 en Stand By), para luego ser bombeado a 2 espesadores de rastrillos 18’ø x 12” con mecanismo de izaje y control
de descarga automático, donde se obtiene un producto de 60% a 65% de sólidos en la descarga (underflow), este producto en forma de lodo será enviado por gravedad y con un sistema de control de nivel automático instalado en la taza del Filtro de Discos de 6’ø x 6 discos, el cual deberá operar a una presión de vacío de 14 mm Hg. Para obtener un Cake de 10% de humedad como producto final. Este producto en cake será almacenado en una losa de concreto, para ser luego despachado a Lima en unidades Semi trailers previo pesaje en la balanza Suminco de 60 tm de capacidad.
2.2. SECCIÓN RELAVERA 2.2.1. DISPOSICIÓN FINAL DE RELAVES La disposición final de relaves para una producción de 3,000 TMD, se realizará en dos etapas según el EIA y los estudios realizados por SVS INGENIEROS SAC. (ver anexo 4) 23
Primera etapa: Esta etapa la disposición de relaves será por
clasificación con hidrociclones, formando un dique con los relaves gruesos. Bajo este sistema se proyecta trabajar por 3 años. En esta etapa también será necesaria la construcción del dique de relavera la misma que está considerada dentro el Estudio de Recrecimiento de la Relavera y tendrá las siguientes características:
CUADRO 2.1 Características Geométricas del Recrecimiento Final del Dique Volumen de relave grueso requerido para el dique Cota de cresta del recrecimiento final Ancho de cresta del recrecimiento final Longitud de cresta Talud de aguas abajo Talud de aguas arriba Volumen de almacenamiento de relave fino (cota 4529msnm) Cota máxima de embalse Borde libre
742,568 m3 4530 msnm 8.00 m 485.30 m 2.5(H):1.0(V) 2.0(H):1.0(V) 3'311,925 m3 4529 msnm 1.00 m.
Segunda etapa: en esta etapa se implementará una planta de filtrado de relaves la misma que tendrá una capacidad instalada de tratamiento de 4000 TMD.
2.2.1.1. ÁREA PLANTA DE FILTRADO DE RELAVES A) ESPESADOR Y FILTRADO DEL RELAVE Se ha sido diseñada para una capacidad instalada de 4,000 TMD, llegará a producir como relave general final (RF) aproximadamente; con las siguientes características de granulometría promedio: 24
Tabla 2.1 Análisis granulométrico del Relave Mesh (malla) Micras (ɰ) % Peso 50
300
8.0
70
212
17.0
100
150
25.0
-200
-75
50.0
Total
100.0
Con las características de Flujo, Volumen, G.e., Densidad de pulpa y concentración de sólidos expresado en unidades por hora: La Planta de Filtrado de Relaves estará conformado por los siguientes equipos:
1. Bombas 6”x8” y cajones distribuidores; La pulpa sin contenidos metálicos valiosos, producto de la flotación de Pb-Ag, Zn; enviados a una estación de bombeo principal mediante Bombas 6”x8” de sello seco
operando una de manera continua y otra en Stand By, la pulpa es dirigida a un cajón distribuidor que se encargará de compartir la pulpa que será el alimento para dos hidrociclones D-15.
2. Hidrociclones D-15; Estos equipos son los encargados de realizar la primera separación entre gruesos y finos de la pulpa, los gruesos pararán a formar parte del dique de la relavera, compactándose con una humedad de 20% los gruesos del relave forman un talud de 45º a 45º de inclinación, El producto fino son enviados a un cajón receptor. Este cajón receptor esta implementado con dos bombas 6”x4”
instaladas una en Stand By, y una bombeando esta pulpa hacia el Feedwell del Espesador High Rate.
3. Espesador High Rate de 50’ø x 10’; recibirá el 100% de la pulpa del O/F de los ciclones D 15 a través de una bomba peristáltica de 6’ø x 8’ con alimentación ta ngencial-descarga por rebose, que permitirá
homogenizar las partículas de relave con la adición de floculante, de tal 25
forma que la pulpa ingrese al feedwell del Espesador High Rate, en condiciones estándar para su rápida sedimentación del material relave.
4. Tanque Mixer de 6’ø x 8’; deberá operar como mezclador de pulpa y floculante, para tal efecto se instalará una bomba dosificadora de 20 l/min de capacidad. El Tanque Mixer estará conformado por un tanque de preparación de floculante por agitación mill de 10’ø x 10’ y otro de tanque de almacenamiento con agitación aireada de 10’ø x 10’.
5. Poza de Solución Clarificada 15mx15mx2; recibirá la solución clarificada (Overflow) del Espesador High Rate 50’ø x 10’ para luego,
ser retornado el 100% del flujo (volumen de agua: 521 m3) a través de 2 bombas centrifuga ISO2858 modelo 65-200 Hidrostal de 200 m 3/hr de capacidad cada bomba (2 bombas en Stand by) al Tanque de almacenamiento de la Planta Concentradora, de donde se redistribuirá su aplicación.
6. Holding Tank Cónicos de 15’ø x 15’; de capacidad: 70 m 3 de lodos con 70% de concentración de sólidos serán 2 tanques que recibirán los lodos de la descarga del Espesador High Rate 50’ø x 10’
(Underflow). Estos Holding Tank deberán operar en forma alternada con los 2 Filtros Prensa que tienen una capacidad de 2,000 TMD para tratar lodos de relaves.
7. Filtro Prensa Automático de 14m x 2m x 2m x 40 placas; Los lodos de relaves que provienen de los Holding Tank, ingresarán a 2 Filtros Prensa modelo VPA 2050-40, que deberán operar en forma alternada para obtener un material Cake de 7% de humedad, con ciclos de 20 min de operación, y rate de tratamiento de 160 tm/hr.
8. Faja Transportadora de 36” x 20 m; El cake con 8% de humedad, será depositado en una losa de concreto, que tendrá un chute-tolvin de descarga hacia una Faja Transportadora, que permitirá retirar en forma
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simultánea y sostenida todo el material filtrado de acuerdo a las horas de operación del Filtro Prensa. Módulos de Fajas Transportadoras de 36” x 20 m ; Para enviar el
cake filtrado hacia las canchas de relaves, se usaran módulos de Fajas transportadoras portátiles que se usaran de acuerdo a los requerimientos de crecimiento de la cancha de relaves
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CAPITULO III CIANURACIÓN DE MINERALES DE ORO 3.1. INTRODUCCIÓN En la naturaleza, el oro se encuentra sobre todo al estado nativo, diseminado en rocas cuarcíferas, en vetas auríferas y en los depósitos aluvionales o placeres, provenientes de la disgregación de estas rocas. El oro se encuentra asociado principalmente a los minerales de plata y cobre. El oro se encuentra a menudo también asociado a minerales de fierro, plomo-zinc y sulfoarseniuros más complejos. El contenido de oro en los minerales varía enormemente; pero, normalmente se explota minerales que tienen una ley de entre 1 y 10 g/t. El tratamiento de los minerales de oro se hace, en términos generales, mediante los procesos clásicos de flotación, concentración gravitacional y cianuración. En la actualidad, la mayor parte de los minerales de oro en el mundo son tratados mediante el proceso de cianuración, en sus diferentes técnicas de lixiviación: por agitación, en pilas, y diferentes procesos de recuperación del
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oro lixiviado: precipitación con polvo de zinc o recuperación mediante carbón activado. Nuevas tecnologías para el tratamiento de minerales de oro, llamados “refractarios”, se han desarrollado o están en estado experimental, pilotaje,
o ya se encuentran en aplicación industrial
3.2. REACCIONES LAS SOLUCIONES DE CIANURACIÓN Las sales de cianuro simple, como cianuro de sodio, potasio y calcio, se disuelven en agua para formar sus respectivos cationes metálicos e iones de cianuro libre. Por ejemplo, en el caso del cianuro de potasio se tiene: KCN
K + + CN –
La Tabla 3.1 muestra la solubilidad y el contenido de cianuro relativo de las diferentes sales. La elección del tipo de cianuro depende del método de aplicación, costo y disponibilidad de dicho reactivo.
Tabla 3.1. Propiedades de compuestos de cianuro simples. Compuesto
Cianuro Disponible
Solubilidad en agua
(%)
a 25°C (g/100cc)
NaCN
53.1
48
KCN
40.0
50
Ca(CN)2
56.5
Se descompone
Fuente: Marsden John and House I. Julian y Smart compararon los efectos disolventes del cianuro de amonio, sodio, potasio, magnesio, calcio, estroncio y bario sobre el oro y la plata y encontraron que el radical alcalino no afecta el efecto disolvente sobre el cianuro particular.
3.2.1. DESCOMPOSICIÓN DE LAS SOLUCIONES DE CIANURO El cianuro se hidroliza en el agua para formar el ácido cianhídrico (HCN) e iones de hidróxido (OH –), con el incremento correspondiente en el pH: 29
KCN + H 2O
HCN + KOH
El ácido cianhídrico es un ácido débil, el cual se disocia parcialmente en agua como sigue: HCN
H + + CN –
Con K a (25 ºC) = 6.2 x 10 – 10 y log K = 9.21. La Figura 3.1 muestra la extensión de esta reacción de disociación en el equilibrio como una función del pH. A un pH de 8.4, menos del 90 % existe como ácido cianhídrico. A un pH aproximado de 9.3, la mitad del total de cianuro existente está como ácido cianhídrico y la mitad como iones de cianuro libre (CN –) y a pH = 10.2, más del 90 % del total de cianuro se presenta como cianuro libre. La pérdida de cianuro en solución se produce porque el ácido cianhídrico tiene una presión de vapor relativamente alta (100 KPa a 26 ºC) y consecuentemente éste se volatiliza rápidamente en la superficie líquida bajo condiciones ambientales. Como resultado, muchos sistemas de lixiviación con cianuro operan a un pH con el cual se minimiza la pérdida de cianuro, típicamente sobre 10, aunque a un pH excesivamente alto (sobre 11.5) puede causar efectos perjudiciales para la lixiviación de los metales nobles. Las funciones de un álcali libre en la cianuración son las siguientes: a. Evita pérdida de cianuro por hidrólisis. b. Evita pérdida de cianuro por acción del dióxido de carbono en el aire: KCN + H 2C O3
HCN + KHCO3
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c. Descompone los bicarbonatos en el agua antes de ser usados en cianuración.
Figura 3.1. Especiación de cianuro y ácido cianhídrico en soluciones acuosas como función del pH. d. Neutraliza los compuestos ácidos tales como sales ferrosas, férricas y sulfato de magnesio en el agua antes de adicionar al circuito de cianuro. e. Neutraliza los constituyentes ácidos en el mineral. f. Ayuda a la sedimentación de las partículas de mineral fino. Tanto el ácido cianhídrico como el cianuro libre pueden ser oxidados a cianato en presencia de oxígeno y bajo condiciones oxidantes como se observa en la Figura 3.2 pero el cianato no disuelve oro. 4HCN + 3O2 4CNO – + 2H 2O
3CN – + 2O2 + H 2O
3CNO – + 4OH – 31
En la práctica, si se requieren agentes fuertemente oxidantes pueden ser usados el ozono ( O3), peróxido de hidrógeno ( H 2O 2 ) o ácido hipocloroso (HOCl ), para que la reacción proceda a una velocidad significativa. El cianuro libre forma complejos con muchas especies metálicas, principalmente los metales de transición y pueden variar extensamente en su estabilidad y solubilidad.
Figura 3.2. Diagrama Eh – pH para el sistema CN – H2O a 25 ºC. Concentración de cianuro = 10 – 3 M, P(O2) = 1 atm. 3.2.2. DISOLUCIÓN DE LOS METALES PRECIOSOS
Naturaleza electroquímica de la cianuración.
El principal avance en la comprensión de la química de la cianuración de oro fue hecho por Kudryk y Kellog en 1954, quienes demostraron la naturaleza electroquímica de la cianuración del oro. La reacción de disolución de oro, denominada ecuación de Elsner, puede escribirse como: 4Au + 8KCN + O2 + 2H 2O
4KAu(CN)2 + 4KOH 32
Esta reacción consiste de dos medias reacciones anódicas y catódicas.
Reacción anódica.
La reacción anódica involucra la oxidación del oro (0) a oro (I) a través de dos etapas: la reacción de oro con un ion de cianuro para formar un film superficial que puede ser AuCN y luego la formación del complejo de cianuro de oro (I) Au(CN)2 –, como se observa en las siguientes reacciones: Au + CN –
AuCN + e –
AuCN + CN –
Au(CN)2 –
Reacción catódica.
Las anteriores reacciones están acompañadas por la reducción catódica del oxígeno en la superficie del metal. En la superficie del oro, las reacciones muestran la reducción del oxígeno a peróxido y la reducción del peróxido a hidroxilo: – O2 + 2H 2O + 2e – H 2O 2 + 2e
– H 2O 2 + 2OH
2OH –
Las reacciones para la disolución de plata son análogas a las ecuaciones para la disolución de oro. Los diagramas pH – potencial (diagramas de Pourbaix) para los sistemas Au –CN –H2O y Ag –CN –H2O se muestran en las Figuras 3.3 y 3.4. A partir de estos diagramas de estabilidad acuosa se puede observar lo siguiente:
El oro y la plata se comportan de manera similar en
soluciones cianuradas. 33
El Au(CN)2 – y Ag(CN)2 – son los principales complejos iónicos
con un amplio campo de estabilidad.
El sólido AgCN se forma sólo a bajo pH (< 3.5).
La fuerza impulsora electroquímica para la disolución de los
dos metales es maximizada a valores de pH sobre 9.4. Lixiviaciones con cianuro a pH menor a 9.4 se han efectuado en Australia, pero se demostró que el HCN no disuelve el oro tan rápido como el ion CN – y además el consumo de cianuro fue considerable durante todo el proceso de disolución.
Figura 3.3. Diagrama Eh – pH para el sistema Au – CN – H2O a 25 ºC. Concentración de todas las especies de oro solubles = 10 – 4 M, [CN –] = 10 – 3 M, P(O2) = 1 atm.
34
Figura 3.4. Diagrama Eh – pH para el sistema Ag – CN – H2O a 25 ºC. Concentración de todas las especies de plata solubles = 10 – 4 M, [CN –] = 10 – 3 M, P(O2) = 1 atm. 3.3. ASPECTOS CINÉTICOS El proceso de disolución de oro y plata en soluciones con cianuro involucra reacciones heterogéneas en la interfase sólido – líquido, como se observa en Figura 3.5. Por lo tanto, los pasos secuenciales siguientes pueden ser considerados como principales para la lixiviación de estos metales nobles: 1. Absorción de oxígeno en la solución. 2. Transporte de cianuro y oxígeno disuelto a la interfase sólido – líquido. 3. Adsorción de los reactantes ( CN – y O2 ) en la superficie sólida. 4. Reacción electroquímica. 5. Desorción de los complejos solubles de oro – cianuro, plata – cianuro y otros productos de reacción desde la fase sólida. 6. Transporte de los productos desorbidos a la solución. 35
El proceso de cianuración es función de diferentes parámetros tales como disponibilidad de oxígeno en la interfase sólido – líquido, concentración de cianuro en la solución, temperatura de pulpa, pH y Eh de la suspensión sólido – solvente, área superficial disponible y velocidad de agitación.
Figura 3.5. Representación esquemática de una celda de corrosión local en la superficie del oro en contacto con una solución de cianuro que contiene oxígeno, ia = corriente anódica, ib = corriente catódica.
36
3.3.1. CURVAS DE POLARIZACIÓN Los aspectos cinéticos de la disolución del oro en medio cianuro, también pueden ser examinados con la ayuda de las curvas de polarización
de
los
sistemas
electroquímicos
involucrados,
representados en la Figura Nº 3.6. E
i
Figura 3.6. Interpretación de la cinética de cianuración de oro por el intermedio de las curvas de polarización. Por lo tanto, cuando la concentración de cianuro es suficiente (10 -2 M), la velocidad de disolución del oro, es controlada por la difusión del oxígeno disuelto hacía la partícula de oro. De esta manera t odas las condiciones que permitan acelerar o catalizar la reacción de reducción del oxígeno disuelto sobre el oro, tales como: agitación, temperatura, pH, etc., son muy favorables para la disolución del oro contenido en el mineral.
37
3.4. EFECTO DEL OXIGENO Y ALCALINIDAD DE LA SOLUCION 3.4.1. EFECTO DEL OXIGENO El uso de oxígeno o de un agente oxidante es indispensable para la disolución del oro, bajo condiciones normales de cianuración. Los agentes oxidantes, tales como: peróxido de sodio, permanganato de potasio, dióxido de manganeso, bromo y cloro, han sido utilizados con mayor o menor éxito en el pasado, pero debido al costo de estos reactivos y las complicaciones inherentes en el manejo de ellos, han dejado de ser usados. De otro lado, el mejor conocimiento y entendimiento de las reacciones involucradas en la cianuración y el conocimiento más completo de los efectos que juegan los diferentes constituyentes indeseables en los minerales, han demostrado que la adecuada aireación bajo las condiciones apropiadas dará tan buenos resultados como con el uso de oxidantes químicos. El efecto del oxígeno en la disolución del oro es mostrado en la Tabla 3.2, para el caso en que se usa 100 ml de solución de cianuro de sodio al 0,10% y a 25ºC. En ella, se observa que la velocidad de disolución del oro es directamente proporcional al contenido de oxígeno del gas usado, sugiriéndose que la velocidad de disolución de oro en soluciones de cianuro es directamente proporcional a la presión parcial del oxígeno.
Tabla 3.2. Efecto del Oxígeno sobre la Velocidad de Disolución del oro. Oxígeno
Velocidad de Disolución
(%)
(mg/cm2.h)
0
0,04
9,6
1,03
20,9
2,36
60,1
7,62
99,5
12,62
Fuente: Laboratorio Metalúrgico de la Empresa. 38
El uso de oxígeno puro es demasiado costoso, por lo que el aire es la fuente usual del gas oxígeno requerido. Existen referencias del uso de ozono, pero no ha sido adaptado a escala industrial debido a su costo. Para la disolución eficiente, es necesario que el aire se ponga en contacto físico con las partículas de oro.
3.4.2. EFECTO DE LA ALCALINIDAD DELA SOLUCION Para reducir la cantidad de cianuro que se descompone en la solución de cianuro, se adiciona cal o lechada de cal para mantener una alcalinidad protectiva. Es usual, mantener esta alcalinidad de 0,5 a1,5 lb de cal por tonelada corta de solución. La cal tiene el efecto benéfico posterior de acelerar la sedimentación de las partículas finas de impurezas o lamas, y también precipita ciertas sustancias indeseables. En algunos casos, para propósitos específicos, la alcalinidad protectiva se mantiene mediante el uso de otros álcalis como hidróxido de sodio y carbonato de sodio; estos álcalis, sin embargo, generalmente no son agentes de sedimentación efectivos. Aun cuando, el uso de álcalis es esencial en la cianuración, se han demostrado mediante trabajos experimentales, que los álcalis como el hidróxido de sodio y particularmente el hidróxido de calcio, retardan la disolución del oro en las soluciones de cianuro. Cuando se utiliza hidróxido de calcio, la velocidad de disolución decrece rápidamente cuando la solución de cianuro tiene un pH cercano a 11 y la disolución es depreciable a pH de 12,2 el efecto del hidróxido de sodio es mucho menos pronunciado, y la velocidad de disolución no comienza a decrecer hasta que se alcance el pH de 12,5; y aún, a pH de 13,4, la disolución es más rápida que aquella en una solución de la misma concentración de cianuro que contiene hidróxido de sodio a un pH de12,2 para que se produzca el efecto total del retardo de la disolución del oro y en las soluciones de cianuro es necesaria la presencia tanto de los iones de calcio como hidroxilo. 39
Las funciones de hidróxido de calcio en la cianuración son: 1.
Prevenir la pérdida de cianuros por hidrólisis NaCN
H
O
HCN
KCN
H
O
HCN KOH
2
2
NaOH
Los hidróxidos provocan la reacción hacia la izquierda, previniendo descomposición de los cianuros. 2.
Prevenir la pérdida de cianuros por la acción del dióxido de carbono en el aire: 2 NaCN CO2
3.
H 2 O
2 HCN Na 2 CO3
Descomposición de bicarbonatos en el agua de la planta, antes del uso en la cianuración.
HCO3
HCO3
4.
H
Ca
2
H
CaCO3
H 2 CO3 H 2 O
CO2
Para neutralizar compuestos ácidos, tales como: sales ferrosas, sales férricas y sulfato de magnesio en el agua de la planta, antes de su adición al circuito de cianuración. FeSO4
Ca(OH ) 2
4 FeSO4
CaSO4
4Ca(OH ) 2
(Con aire mínimo)
(OH ) 2
Fe
2 H 2 O 4 Fe(OH ) 3
4CaSO4 (Con aire en
exceso) 2 Fe2 O3 ·SO3 MgSO4
5.
Ca(OH ) 2 5 H 2 O 4 Fe(OH ) 3
Ca(OH ) 2
Mg (OH ) 2
CaSO4
CaSO4
Para neutralizar constituyentes acídicos en el mineral. 40
6.
Para neutralizar compuestos acídicos que resultan de los diferentes minerales en la mena, en soluciones de cianuro.
7.
Para ayudar en la sedimentación de partículas finas de mineral, de tal manera que la solución madre clara puede ser separada del mineral Cianurado.
8.
Para mejorar la extracción, cuando se trata de minerales que contienen, por ejemplo, plata rubí, teleruros, los cuales se descomponen más rápidamente a más altas alcalinidades.
En resumen, se concluye que la velocidad de la extracción de oro y plata es afectada de la siguiente forma: 1.
Aumenta con la reducción del tamaño de la partícula del mineral o el metal.
2.
Aumenta, hasta un punto, al aumentarse la agitación.
3.
Incrementa con más alto contenido de oxígeno.
4.
Exhibe un máximo a niveles óptimos de la concentración de cianuro y de pH.
5.
Incrementa con más alta temperatura.
6.
Disminuye con concentraciones más altas de iones de cobre, ferrosos y sulfuros, y aumenta con la concentración de iones férricos.
Varias de estas variables, como: aireación, agitación, nivel de concentración del cianuro y pH, se conoce que interactúan entre sí, por lo que resulta más compleja la expresión de velocidad para la disolución del oro y de la plata.
3.5. METODOS DE RECUPERACIÓN DE ORO APARTIR DE SOLUCIONES CIANURADAS Desde su introducción en 1890, la cianuración ha sido el principal proceso usado para la producción de la mayor parte de oro y de una proporción significativa de plata. El proceso ha sido usado para tratar minerales concentrados y calcinas en escala comercial en el mundo. Mientras la mayoría de las plantas de oro usan tanques agitados para la lixiviación con 41
cianuro, la lixiviación en pila ha encontrado un incremento en número de aplicaciones, particularmente en el tratamiento de minerales de bajo grado conteniendo 0.1 onz/t de oro o menos. La química del proceso de cianuración está basada en el hecho, que bajo condiciones oxidantes, el oro y la plata pueden ser complejas y disueltas de cianuro alcalino. A partir del licor de lixiviación, el oro y la plata son recuperados usando uno o más de los siguientes cuadro procesos: 1.- Cementación con polvo de zinc. 2.- Adsorción con carbón activado. 3.- Intercambio Iónico. 4.- Electrodeposición
3.6. LIXIVIACION CON GOLD MAX Es un producto de innovadora fórmula, fabricado con materias primas exentos de impurezas y que se utilizan en la manufactura de fertilizantes, siendo por ello un reactivo lixiviante ecológico y además de favorable al medio ambiente. Este agente de extracción de oro, puede reemplazar el tradicional uso de cianuro de sodio (NaCN), el cual es altamente tóxico y que por lo general se considera como único lixiviante de Au-Ag, lo cual se verá de un enfoque distinto con este nuevo producto es de muy baja toxicidad y contribuye a preservar el medio ambiente. Gold max puede aplicarse desde la molienda, además de la lixiviación en tanque y el proceso de lixiviación del tipo CIP y CIL, sin mayor inconveniente, además de su total aplicación en el proceso Merril Crowe. Como es sabido actualmente el 85% del oro, producido en el mundo se extrae mediante el uso de procesos de cianuración. Para hacer frente a la contaminación de productos altamente tóxicos como el cianuro, expertos investigadores de prestigiosas entidades del extranjero, han llevado a cabo un gran número de experimentos e investigaciones para buscar productos 42
de extracción de oro sin el uso de cianuro en los últimos años, buscando baja toxicidad o de ser posible toxicidad nula, pero ningún avance se ha hecho hasta el momento. Actualmente gold max es un agente de extracción de oro, se plantea como la solución alternativa a esta problemática ofreciendo a el rubro minero, un lixiviante eficaz, de bajo consumo, que ofrece alta recuperación de oro muy similar a la que se obtiene con el Cianuro, y a un precio razonable para hacer viable cualquier operación basado en el costo beneficio. La Lixiviacion con gold max, se desarrolla en forma e_ciente en pH =11-12 es muy estable y fiable en el rendimiento, con una mayor tasa de lixiviación por unidad de tiempo, lo que proporcionas rápidez en el ti empo de extracción (cinética), es decir estable en en eficiencia y rendimiento. Exhibiendo marcadas ventajas técnico-económicas, cuando se le compara con otros productos similares que se ofrecen en el mercado, ya que estos no actúan eficientemente con todo tipo de mineral, muy por el contrario, presentan consumos elevadísimos, reportándose en los estudios realizados hasta 7 a 12 veces consumos más altos, que cuando se usa gold max. Es decir, se trata de un producto muy superior, sumado a la seguridad, facilidad de uso y preservación del medio ambiente que ofrece su aplicación, en comparación con el NaCN (Cianuro). Es un producto que lixivia en forma selectiva discrimando Fe y Cu, lo cual no ocurre con NaCN y otros productos, además su costo es muy competitivo frente a cianuro, haciendo fácil tomar una decisión de rápido cambio de reactivo.
3.6.1. USOS DEL GOLD MAX Agente de extracción de oro, es aplicable en minerales de óxido de oro y plata, mineral de sulfuro, relaves de mineral, puede aplicarse en lixiviación en pilas (Heap Leaching, Vat Leaching), Lixiviacion en pozas, estanque de inmersión, (lixiviación agitación CIP – CIL) y el proceso es idéntico a la producción cuando se usa cianuro de sodio. 43
3.6.2. ALMACENAMIENTO DEL GOLD MAX Es un producto altamente estable y puede almacenarse largos periodos sin sufrir efecto de descomposicion siempre que se le proteja de los elementos, como Luz solar y lluvias.
3.6.3. TRANSPORTE Y MANEJO Este reactivo, no está sujeto a fiscalización, ni control de ninguna índole, ante algún control policial y Sunat el procedimiento es como se aplica a cualquier químico común y corriente. Lo que no ocurre con productos fiscalizados o controlados como el NaCN, que si está sujeto a controles.
44
CAPITULO IV PRUEBAS EXPERIMENTALES 4.1. INTRODUCCION La finalidad del estudio es realizar pruebas de cianuración y lixiviación con y sin oxidación previa de un concentrado de sulfuros producto de la concentración de sulfuros de relave fresco de la planta Huancapeti a nivel laboratorio, con el objeto de tratar de recuperar oro y plata contenidos en ellos. De acuerdo a la mineralogía el relave presenta un importante contenido de sulfuros dentro de los cuales predomina en orden de abundancia la arsenopirita, pirita en escasa ganga compuesta de aluminosilicatos. De acuerdo a las observaciones al microscopio electrónico de barrido el oro se encuentra dentro de la estructura de la arsenopirita y pirita, y la plata en pequeños contenidos de jamesonia y tetraedrita. El relave sin remolienda tiene un 77.06% -200m y 35.77% -400m y remoliendo se llega a 100% -200m y 64.08% -400m, que son las granulometrías obtenidas.
45
4.2. MUESTRA Se recepcionó 13 Kilogramos de muestra de relave de flotación de relave fresco de la planta concentradora Huancapeti. Con la finalidad de realizar pruebas de cianuración sin y con remolienda; con oxidación, reemplazando el NaCN por el reactivo Gold Max sin y con remolienda a fin de recuperar oro y planta de esta muestra.
4.2.1. MINERALOGIA La muestra presenta más del 80% de sulfuros dentro de los cuales predominan en orden de abundancia la arsenopirita, pirita en escasa ganga compuesta de aluminosilicatos. No se observa oro libre. Una muestra de 1000 gramos se envió para ensaye, las leyes reportadas se dan en la siguiente tabla:
Tabla 5.1. Caracterización de los sulfuros de relaves frescos de Huancapeti Mineral Relave
Ag
Au
Fe
S
g/TM
g/TM
%
%
55,54
5,074
31,86
27,15
Fuente: Laboratorio químico.
4.2.2. PRUEBAS DE MOLIENDA Se realizó tres pruebas de molienda con el relave a -10m, y a diferentes tiempos, con la finalidad de correlacionar el % -200m, con respecto al tiempo, esto con el objetivo de poder interpolar el grado de molienda que se requiera en las pruebas de cianuración. Las condiciones y resultados se muestran a continuación:
46
Tabla 5.2. Resultado de las pruebas de molienda Condiciones de Molienda Peso (gramos) : 1000 (-10m) Dilución (L/S) : 0,6 Tiempo (0, 5, 10, 15) Mallas
Peso Parcial (%) 0
5
10
15
-10 +50
0,20
0,04
0,00
0,00
-50 +100
2,46
0,37
0,11
0,04
-100 +140
5,55
2,27
1,08
0,62
-140 +200
14,73
8,95
5,28
3,54
-200 +270
23,47
21,62
18,63
16,02
-270 +400
17,82
21,08
22,39
22,07
35,77
45,67
52,51
57,71
-400
Fuente: Elaboración propia. Tiempo (mint)
% -70
% -100
% -150
% -200
% -400
0
99,80
97,34
91,79
77,06
35,77
5
99,96
99,59
97,32
88,37
45,58
10
100,00
99,89
98,81
93,53
52,78
15
100,00
99,96
99,34
95,80
57,51
100,00
64,08
25
Fuente: Elaboración propia.
Grafica 5.1. Análisis granulométrico (% passing vs. Tiempo)
Fuente: Elaboración propia.
47
Obteniéndose la siguiente ecuación empírica:
Mineral Relave
Ecuación % -200m = 78,509*(t) 0,0744
Coeficiente de correlación 0,9936
4.3. PRUEBAS DE CIANURACION SIN Y CON REMOLIENDA Se realizó dos pruebas de cianuración en las que se varió fundamentalmente la granulometría (77,06 y 100% -200m) y se trabajó a una dilución de 2/1, concentración inicial de cianuro de 1000 ppm y a pH de 11 en m edio básico con cal. Las condiciones de las pruebas se detallan en el anexo 5. Las variables respuestas que se determinaron y calcularon son las siguientes:
Controles de las soluciones ricas a las 2, 4, 8, 24, 48, y 72 horas, como medición de pH, cianuro libre y determinación del contenido de Au y Ag.
Calculo de la distribución de Au y Ag a las 2, 4, 8, 24, 48 y 72 horas.
Calculo de los consumos de cianuro a las 2, 4, 8, 24, 48 y 72 horas.
El residuo después del lavado se envió a los análisis de Au y Ag.
4.4. PRUEBAS DE LIXIVIACION CON GOLD MAX SIN Y CON REMOLIENDA Se realizó dos pruebas de lixiviación con Gold Max en las que se varió fundamentalmente fue la granulometría (77,06 y 100% -200m) y se trabajó a una dilución de 2/1, concentración inicial de Gold Max de 1000 ppm y a pH de 11. Las condiciones de las pruebas se detallan en el anexo 6. Los parámetros que se determinaron y calcularon son los siguientes:
Controles de las soluciones ricas a las 2, 4, 8, 24, 48, y 72 horas,
como medición de pH, Gold Max y determinación del contenido de Au y Ag.
Calculo de la distribución de Au y Ag a las 2, 4, 8, 24, 48 y 72 horas.
Calculo de los consumos de Gold Max y cal a las 2, 4, 8, 24, 48 y 72
horas.
El residuo después fue lavado y se envió a los análisis de Au y Ag.
48
4.5. PRUEBAS DE CIANURACION CON OXIDACION Se realizó dos pruebas sin remolienda de oxidación previa: una mediante la tostación a 600° C y durante 2 horas, y la otra mediante la adición de ácido nítrico al 20% a una dilución de 1 y durante 8 horas. La cianuración se realizó bajo las mismas condiciones inicialmente realizadas, en el acápite 5.3. Las condiciones de las pruebas se detallan en el anexo 7.
4.6. RESULTADOS DE LA PRUEBAS EXPERIMENTALES 4.6.1. PRUEBAS DE CIANURACION SIN Y CON REMOLIENDA El relave sin remolienda (77.06% -200m), al ser cianurado se llega a una extracción de Au y Ag de 6.63% y 15.65% respectivamente, con un consumo de cianuro de 2.438 Kg/TM y cal de 3.000 Kg/TM. Y con respecto a la cianuración con remolienda a 100% -200m se llega a una extracción de Au y Ag de 12.77% y 32% respectivamente con un consumo de cianuro de 3.798 Kg/TM y 3.000 Kg/TM de cal. Observándose que se incrementa la recuperación del Au y Ag, remoliendo el relave a 100% -200 mallas.
4.6.2. PRUEBAS DE LIXIVIACION CON GOLD MAX SIN Y CON REMOLIENDA El relave sin remolienda al lixiviarlo se llega a una extracción de Au y Ag de 7.57% y 21.19% respectivamente, con un consumo de Gold Max de 6.763 Kg/TM y cal de 3.000 Kg/TM y en la lixiviación con remolienda a 100% -200m se llega a una extracción de Au y Ag de 12.44 y 37% respectivamente con una consumo de Gold Max de 8.364 Kg/TM y de cal 3.000 Kg/TM. Si comparamos el uso de cianuro con el Gold Max, podemos observar que con respecto al oro existe un ligero incremento de la extracción de 0.94% y de plata de 5.54% sin remolienda y con remolienda se observa un decrecimiento de oro de 0.33% y un incremento en la plata de 5.18%. En líneas generales se observa que el comportamiento del Gold Max tiene el mismo comportamiento con respecto al oro y para el caso de la plata se tiene una ligera mejora, pero esta se ve 49
amortiguada con el mayor consumo de Gold Max que es tres veces mayor con respecto al NaCN.
4.6.3. PRUEBAS DE CIANURACION CON OXIDACION Mediante la tostación se realizó una prueba y lo mismo mediante la nitrificación; estas se realizaron con el relave sin remoler. La tostación se realizó a 600° C y durante 2 horas, llegándose a obtener una extracción de oro de 23.41% y de plata 33,52% y mediante la nitrificación con un relave de 20% de HNO 3 a una dilución de 1 y un tiempo de 8 horas se llegó a una extracción de oro de 21.07% y de plata 53.08%. Estos resultados son aceptables en comparación con las extracciones obtenidas con la cianuración directa y con el reactivo Gold Max.
50
CONCLUSIONES 1. Los relaves frescos de Huancapeti presenta contenidos importantes de sulfuros y su refractariedad, como son la arsenopirita, pirita y galena, que complica su proceso de recuperación de los metales de interés como son el oro y la plata. 2. En el microscopio electrónico de barrido se observa al oro dentro de la estructura de la arsenopirita y pirita, y la plata en similar estructura se encuentra en pequeños contenidos en la tetraedrita y jamesonita. 3. El concentrado de flotación sin remolienda tiene 77.06% -200m y 35.77% -400m y luego de la remolienda se tiene 100% -200m y 64.08% -400m, que son las granulometrías con las que se realizaron las pruebas. 4. Remoliendo los concentrados en el proceso de cianuración como en la lixiviación con Gold Max las recuperaciones de oro son relativamente bajas llegándose a 12.77% (cianuración) y en el caso de la plata llegó a 37.99% (Gold Max). 5. El consumo de Gold Max es tres veces más el consumo de NaCN y a su vez su comportamiento es el mismo con respecto al oro y para la plata se observa una ligera mejora. 6. Mediante el proceso de tostación se llegó a obtener una recuperación de oro de 23.41% y de plata de 33.52% y mediante la nitrificación se llegó a una recuperación de oro de 21.07% y de plata de 53.08%. Estos resultados son mejores que los obtenidos por cianuración directa y con el reactivo Gold Max. 50
7. La granulometría para la oxidación mediante tostación y la nitrificación del concentrado de flotación se realizaron a 77.06% -200m y no a 100% 200m. 8. Las mejores recuperaciones para el oro y la plata es oxidar la pirita y arsenopirita aurífera para luego aplicar el proceso de cianuración y la otra seria el proceso de nitrificación.
51
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Research.
54
ANEXOS
ANEXO 1
ANEXO 2
ANEXO 3
ANEXO 4
ANEXO 5
ANEXO 6
ANEXO 7
