Cianuracion De Minerales, P. Navarro 633pk

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HIDROMETALURGIA APLICADA A MINERALES DE ORO Y PLATA MODULO CIANURACION DE MINERALES DE ORO Y PLATA Dr. Patricio Navarro Donoso Consultor de Intercade

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INDICE

     

Tipos de minerales Termodinámica del proceso de cianuración Cinética del proceso de cianuración Métodos de cianuración Balance de masa Análisis de plantas (ejemplos)

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2 3

TIPOS DE MINERALES DE ORO Y PLATA El oro y la plata se encuentran en la naturaleza fundamentalmente como elementos puros. En general, los metales se encuentran en la naturaleza unidos a otros químicamente, formando los minerales. Las menas minerales a su vez están formados por mezclas mecánicas de diferentes minerales.

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PRINCIPALES MINERALES DE ORO Y PLATA Nativos Calaverita Petzita Silvanita Auroestibinita Argentita Cerargirita

Au y Ag AuTe2 Ag3AuTe2 (Au,Ag)Te4 AuSb2 Ag2S AgCl

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3 5

Son muy pocos los elementos que en la naturaleza se encuentran en forma pura o nativa. Cuando esto ocurre, la recuperación de estos elementos depende fuertemente de la ganga o minerales que los acompañan. Algunos de los elementos que se presentan en forma nativa o pura son el oro, la plata, el platino. Dr. Patricio Navarro Donoso - [email protected] – Consultor de Intercade

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En una mena mineral, los elementos de valor comercial constituyen los valores a recuperar, los cuales pueden estar presentes en forma nativa o pura (oro y plata) o en forma de un mineral (mineral de cobre, mineral de plomo, mineral de hierro, mineral de cinc, otros). Los metales que están presentes como minerales y no minerales tienen valor comercial y constituyen la ganga.

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4 7

Una de las características principales del oro y la plata es su presentación al estado nativo o metálico, debido a su alta estabilidad química, en los ambientes naturales de la corteza terrestre. Por ello, el oro y la plata presentan una alta estabilidad en sistemas acuosos y bajo condiciones muy especiales es posible oxidarlos y estabilizarlos en soluciones acuosas.

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5 9

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Sulfuro

(1) Au Lib d Liberado

Cristales de oro a lo largo de borde de grano

(2)

Sulfuro Sulfuro u otro material Dr. Patricio Navarro Donoso - [email protected] – Consultor de Intercade

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6 11

Dependiendo del tamaño de las partículas de oro y plata presentes en los minerales serán las formas de recuperarlos. Cuando el tamaño del oro y plata es gruesa, las formas de recuperarlos son por métodos de concentración gravitacional, para producir un concentrado de oro y plata, y así fundir dicho concentrado y recuperar estos elementos por procesos pirometalúrgicos.

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Cuando el tamaño de las partículas de oro y plata son muyy p pequeñas q o finas,, estos elementos se recuperan p por p procesos hidrometalúrgicos. Las colas de un proceso de concentración gravitacional y concentrados de oro y plata obtenidos por flotación (oro y plata de tamaño menor) también pueden ser tratados por procesos hidrometalúrgicos.

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7 13

MINERALES REFRACTARIOS Como los minerales de oro de alta ley han sido extensamente explotados y las reservas han disminuido drásticamente actualmente se centran grandes esfuerzos drásticamente, en el desarrollo de tecnologías para procesar minerales de baja ley y minerales refractarios. En este esquema la hidrometalurgia juega un rol importante básicamente por ser procesos de alta eficiencia; e c e c a; e en ge general, e a , requieren equ e e de bajos costos de inversión y operación, además de ser menos demandantes de energía y más seguros ambientalmente.

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La refractariedad de los minerales y concentrados de oro se debe principalmente a la naturaleza compleja de la forma que se aloja el metal en el mineral y a las características de la ganga. En la práctica se distinguen l las siguientes i i t situaciones it i que dan d origen i a minerales i l refractarios: • Oro diseminado o inserto en matrices de especies sulfuradas como pirita, pirrotita y arsenopirita. • Oro asociado a teleruros. • Oro contenido en sulfuros metálicos como plomo, plomo cobre y cinc. • Oro en minerales con contenidos de carbón orgánico. • Oro extremadamente fino de difícil liberación.

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8 15

En los casos anteriores, el proceso de extracción de oro por cianuración debe considerar una etapa previa de pretratamiento o combinación de procesos como carbón en pulpa. En el caso de los minerales piríticos, ni siquiera una molienda muy fina (por sobre malla 400) liberará las partículas de oro para una cianuración efectiva. Los minerales sulfurados consumen cianuro, lo que puede evitarse o disminuir con una oxidación previa.

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Los minerales que contengan arsenopirita (FeAsS), (FeAsS) pirita (FeS2), pirrotita (FeS), enargita (Cu3AsS4), estibinita (Sb2S3) y otros sulfuros, también pueden ser pretratados por tostación. Sin embargo, en estos casos deben adoptarse precauciones especiales para evitar daños por contaminación p por arsénico y g gases sulfurosos.

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9 17

Los minerales y los concentrados de sulfuros complejos con plomo, plomo con cinc y con cobre junto con metales preciosos normalmente son tratados por tostación y cianuración. En la práctica, para evitar consumo excesivo de cianuro por la presencia de cobre y cinc, el material tostado es lixiviado con ácido para disolver la mayor cantidad tid d de d cobre b y cinc i antes t de d la l cianuración. i ió

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DIAGRAMA GENERAL DE TRATAMIENTO DE MINERALES DE ORO Y PLATA Process Stage (physical processes omited)

Types of Hydrometallurgical Reactions Involved

Ore

Oxidative Pretreatment

Leaching

Waste Produccts

Purification/ Concentration

Aqueous oxidation of sulfides ivation of refractory ore components pH modification Corrosion of gold and complexation Corrosion of other metals and complexation pH modification

Adsorption and desorption onto/off carbon and ion eschange resins

Recovery

Cementation/precipitation of gold and other metals Electrowinning of gold and other metals

Refining

Hydrorefining Electrorefining

Effluent Treatment

Detoxification by oxidation of toxic constituents Detoxification by volatilization of toxic constituents Secondary metal recovery - Precipitation -electrolytic

Figure 4.1 Reaction chemistry of gold

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10 19

En los últimos años, se han desarrollado procesos de oxidación para tratar minerales y concentrados. • Oxidación a alta presión (300-1400 kPa y 180-210 ºC) • Oxidación a baja presión (400-800 kPa y 80-100 ºC) • Oxidación biológica o biooxidación (presión atmosférica y temperatura t t cercana all ambiente) bi t ) • Oxidación con ácido nítrico.

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TERMODINAMICA DEL PROCESO DE CIANURACION La mayoría y de los investigadores g proponen p p que la mayor q y parte del oro se disuelve de acuerdo a la siguiente reacción:

2 Au  4CN   2H2O  O2  2 AuCN 2  H2O2  2OH  

Y en menor proporción ió según ú lo l siguiente: i i t 4 Au  8 CN



 O 2  2 H 2 O  4 Au CN

2

 4 OH



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11 21

En forma similar, la estequiometría de la reacción de disolución de la plata es igual a la del oro.

2Ag  4CN  2H2O  O2  2AgCN2  H2O2  2OH 

En ambas reacciones se observa que se necesitan dos moles de cianuro y uno de oxígeno para disolver un mol de oro o plata. Para la disolución de estos dos metales se requiere de un elemento oxidante y de un elemento estabilizador de ellos en la solución acuosa.

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De acuerdo a las estequiometrías de disolución de oro y plata, se puede comentar que se requiere de la presencia de los siguientes g elementos: Agente oxidante: en el caso presentado es el oxígeno. Agente estabilizador del oro en solución: cianuro. Regulador de pH: aunque no aparece en la estequiometría y, p por lo tanto,, no interviene en la reacción,, es necesaria su presencia para evitar la formación de ácido cianhídrico a partir del cianuro.

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12 23

En la siguiente diapositiva se muestra el diagrama potencial-pH del sistema oro-agua. De esta figura se puede concluir que en todo el campo de estabilidad del agua, el oro metálico es estable. En el diagrama posterior oro-cianuro-agua, debido a la presencia de cianuro, se crea una zona de estabilidad de oro disuelto a la forma de Au(CN)-2. Queda claramente establecida la línea de equilibrio entre Au y Au(CN)2-.

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24

3.0 AuO 2

2.5 2.0

Au3 + Au(OH) ( ) 3 ((S))

1.5

Eh

Au(OH) 25 -

1.0

O2 0.5

H2 O Au

0.0

- 0.5 05 [Au] = 10 - 1.0 0.0

2.0

3

H2 O H2

M 4.0

6.0 pH

8.0

10.0

12.0

14.0

Diagrama potencial-pH del sistema oro-agua Dr. Patricio Navarro Donoso - [email protected] – Consultor de Intercade

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13 25 3.0 AuO 2

2.5 Au3 + 2.0

Au(OH) 3 (S) Au(OH) 25

15 1.5 Eh

(c)) (c (b) (a)

1.0 Au(CN) 3

0.5

(a)

0.0

10

6

M [CN] (b) 10

- 0.5 [[Au]] = 10 - 1.0 0.0

2.0

Au M

3

4.0

3

(c ) 10

6.0

8.0

10.0

12.0

14.0

pH

Diagrama potencial-pH del sistema cianuro-agua-oro

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2.0 Ag O

2 3

AgCN (s) 1.0

Ag+ Ag(CN) 2

Eh

0

-1.0

-2.0

Ag

0

4.0

8.0

-4

[Ag] = 10 M -3 [Ag] = 10 M 12.0

16.0

pH

Diagrama potencial-pH del sistema plata agua cianuro Dr. Patricio Navarro Donoso - [email protected] – Consultor de Intercade

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14 27

+

En el sistema oro-agua, la reacción de equilibrio entre Au y Au está dada por la siguiente estequiometria: Au+ + e = Auo

o

donde E = 1,7V a 25 °C

De acuerdo al diagrama potencial-pH sin la presencia de cianuro, es imposible estabilizar el oro disuelto en una solución acuosa. La reacción que representa el equilibrio entre Au+ y Au(CN)2- es la sigueinte: Au+ + 2CN- = Au(CN)2-

38 9 Keq = 1038,9 a 25 °C

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Para una concentración total de oro disuelto de 10-6M, dibujaremos la curva de equilibrio potencial-pH para Au+/Au en presencia de cianuro disuelto, disuelto el cual fue agregado en una cantidad equivalente a 10-2M. Aplicaremos la expresión de Nernst al equilibrio existente entre Au+ y Au.

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15 29

Asumiendo que la actividad del metal Au0 es 1,0 y la actividad de la especie disuelta Au+ es igual a su concentración [Au+] a 25 °C, se tiene lo siguiente:

RT Au  E  1,7  2,303 * * Log nF Au 0

(9)

Reemplazando +

E=1 1,7 7+0 0,0591 0591 x L Log [A [Au ] (10)

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30

Además Au+ + 2CN- = Au(CN)2-

(11)



[ Au (CN ) 2 ]  1038,9   2 [ Au ][CN ]

(12)

Despejando Au+ 

[ Au (CN ) 2 ] [ Au ]  38,9 10 [CN  ]2 

(13)

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16 31

Reemplazando (4) en (13) (14)



[ Au (CN ) 2 ] [ Au ]  38,9 10 * [[ HCN ] *10( pH 9, 4 ) ]2 

Reemplazando (14) en la expresión de Nernst (15) 

E  1,7  0,0591* Log

10

38 , 9

[ Au (CN ) 2 ] *[[ HCN ] *10 pH 9, 4 ) ]2

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32

Para la zona de estabilidad del agua se tiene lo siguiente: Límite inferior +

o

2H + 2e = H2(g) E = 0,0 V

(16)

Límite superior + o 02 + 4H + 4e = 2H20 E = 1,229 V

(17)

Aplicando la ecuación de Nernst y reemplazando valores para ambos límites se tiene lo siguiente:

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17 33

Para las líneas de estabilidad del agua, se tiene lo siguiente: Límite inferior E = -0,0591 * pH – 0,0295 * Log PH2

(18)

Límite superior E = 1,229 – 0,0591 * pH + 0,0147 * Log PO2

(19)

Como la presión no es un factor importante para procesos hidrometalúrgicos, pero sí cinéticos, las presiones parciales se aproximan a 1,0; por lo cual los límites quedan de la siguiente forma:

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Límite inferior E = -0,0591 * pH

(20)

E = 1,229 – 0,0591 * pH

(21)

Límite superior

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18 35

Reemplazando valores en (6) (15) (20) y (21) pH

Log[HCN] (6)

0 1 2 3

-2,00 -2 00 -2,00

4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14

-2,00 -2,00 -2,00 -2,00 -2,00 -2,00 -2,02 -2,15 -2,70 -3,61

[HCN] 1,00E-02 1 00E-02 1,00E-02 1,00E-02 1,00E-02 1,00E-02

E(21) 1,23 -0 0591 -0,0591 -0,1182 -0,1773 -0,2364 -0,2955 -0,3546 -0,4137 -0,4728 -0,5319 -0,591

E(20)

E(15)

0 -0 0,0591 0591

3,94E-01 2 76E-01 2,76E-01 1,57E-01 3,93E-02 -7,89E-02 -1,97E-01 -3,15E-01 -4,33E-01 -5,50E-01 -6,53E-01 -7,06E-01

-0,1182

-0,7092

-0,1773 -0,2364 -0,2955 -0,3546 -0,4137 -0,4728 -0,5319 -0,591 -0,6501 -0,7092

2,51E-06

-0,7683

-0,7683

-7,17E-01

2,51E-07

-0,8274

-0,8274

-7,17E-01

1,00E-02 1,00E-02 9,96E-03 9,62E-03 7,15E-03

-4,60

2,01E-03 2,45E-04 2,51E-05

-5,60 -6,60

-0,6501

-7,16E-01 -7,17E-01

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GRAFICANDO

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19 37 3.0

Eh(Volts)

AuO2 Au3+ 2.0

Au(OH)

3

2-

HAuO3

Oxidación de Sulfuros Bio-Oxidación, Oxidación a Presión

Oxidación con ácido nítrico

1.0 AuCl4

720

Au 600

2.5 1.5 Lixiviación con Tiurea

O /H 2 2O

Au(CN)2

Cianuración

0 Lixiviación con Ti Tiosulfato lf t

-1.0

0

2

4

6

pH

P i it ió con Zi Precipitación Zinc

8

10

12

14

Condiciones de cianuración y cementación

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REACCIONES Reacción anódica

2 Au  4CN   2 Au CN 2  2e 

Reacción catódica

O2  2 H 2O  2e  H 2O2  2OH  Reacción global

2 Au  4CN   O2  2 H 2O  2 Au CN 2  H 2O2  2OH  

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20 39

SISTEMAS ACUOSOS CON CIANURO Las sales de cianuro de sodio y cianuro de potasio se disuelven y ionizan en agua, formando su respectivo catión metálico y iones cianuro libres, de acuerdo a las siguientes reacciones: NaCN = Na+ + CNKCN = K+ + CNNaCN

53,1% de CN

48 g/cc a 25 ºC

KCN

40,0% de CN

50 g/cc a 25 ºC

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40

Uno de los problemas asociados al proceso de cianuración es la hidrólisis del cianuro en agua para formar ácido cianhídrico con el correspondiente aumento de pH.

CN   H 2O  HCN  OH  El ácido cianhídrico es un ácido débil el cual tiene una incompleta disociación. disociación

HCN  H   CN 

K  6,2x10-10

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21 41

La hidrólisis del cianuro tiene dos componentes: de tipo ambiental y del punto de vista económico, pues aumenta considerablemente el gasto de este reactivo en el proceso. El ácido cianhídrico y la cianuro libre pueden ser oxidados a cianato en presencia de oxígeno y bajo adecuadas condiciones oxidantes, de acuerdo a las siguientes reacciones: 4HCN +3O2 = 4CNO- + 2H2O 3CN- + 2O2 + H2O = 3CNO- + 2OH-

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42

Potencial Electroquím mico Eh (volts)

2.0

1.0 O2(g)

CNO

H2O

H2O

0

H2(g)

-1.0

HCN CN

[CN]= 10 -3 M [CN] -2.0 0

4.0

8.0

12.0

16.0

pH

Diagrama cianuro-agua Dr. Patricio Navarro Donoso - [email protected] – Consultor de Intercade

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22 43

Las reacciones anteriores no son deseables que ocurran durante el proceso de cianuración, debido a que ellas reducen la concentración de cianuro libre y la especie cianato formada no disuelve al oro. Afortunadamente ambas reacciones ocurren con una velocidad extremadamente lenta y, en la práctica, solo agentes oxidantes muy enérgicos como ozono (O3), peróxido de hidrógeno (H2O2) o ácido hipocloroso (HClO) pueden hacer que las reacciones ocurran con una velocidad relativamente importante.

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44

Conocer la estabilidad del cianuro disuelto en agua, en función del pH, es necesario para el desarrollo de los diferentes procesos hidrometalúrgicos de oro y plata. La reacción que refleja la formación de ácido cianhídrico disuelto en soluciones acuosas puede ser representada por lo siguiente: CN- + H+ = HCN

Keq = 109,4 a 25 °C

Construiremos y dibujaremos un gráfico del porcentaje de ácido cianhídrico formado en función del pH (entre 2 y 12), cuando se agrega una cantidad equivalente a 0,5M de NaCN en agua.

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23 45

Tenemos lo siguiente: + CN + H = HCN

(1)

NaCN = HCN + CN-

(2)

De (1), escribiendo la constante de equilibrio (3)

Log

HCN  9,4 [ H  ][CN  ]

Despejando la concentración de cianuro en solución CN- = HCN * 10(pH

– 9,4)

(4)

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46

De (2) y (4) NaCN = HCN * (1 + 10(pH – 9,4))

(5)

Aplicando logaritmo y despejando log HCN Log [HCN] = Log [NaCN] – Log(1+ 10

(pH – 9,4)

)

(6)

De (4), (4) aplicando logaritmo -

Log [HCN] = Log [CN ] – pH + 9,4

(7)

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24 47

Igualando (6) y (7) Log[CN-] = Log[NaCN] – Log(1+ 10(pH – 9,4)) + pH – 9,4

(8)

Utilizando la ecuación (6) y (8), se obtiene las concentraciones de CN- y HCN para distinto pH a una concentración de NaCN dada. Obteniendo el porcentaje de ácido cianhídrico en función del p pH a través de la siguiente g ecuación:

%[ HCN ] 

[ HCN ] [CN  ]  [ HCN ]

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48

Aplicando lo anterior

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25 49

PORCENTAJE DE ACIDO CIANHIDRICO EN FUNCION DEL PH DEL SISTEMA

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50

De acuerdo a la figura anterior, es posible concluir lo siguiente: •A p pH 9,4; , ; el 50% % del cianuro agregado g g es convertido a ácido cianhídrico. • A pH superiores a 11,5; la formación de ácido cianhídrico es nula. • El proceso de cianuración se realiza en el rango de pH entre 10,5 y 11,5. Los valores de pH mayores requieren de dosificaciones de lechada de cal muy alta, provocando caídas en la recuperación de oro.

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26 51

Los reactivos que se usan para ajustar el pH del sistema pueden ser lechada de cal, solución de soda u otros. La generalidad de los procesos usan lechada de cal por los costos operacionales asociados. Un uso exagerado de lechada de cal puede producir una disminución en la disolución de oro y plata, por efecto de formación de capa protectora. protectora

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52

COMPORTAMIENTO DE OTROS SULFUROS El cianuro de sodio, sodio NaCN, NaCN ha sido propuesto como agente disolvente acomplejante, particularmente para los sulfuros de cobre. En general, todos los sulfuros de cobre son solubles, en mayor o menor grado, en soluciones alcalinas de cianuro; excepto la calcopirita que es casi totalmente insoluble La mayor diferencia se establece en las insoluble. respectivas cinéticas de disolución relativas.

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27 53

100

malaquita calcosina covelina

bornita Porcentaje de extracción 50 [%]

Lixiviación agitada en condiciones estándar de laboratorio

0 0

1

2

3

4

[horas]

Tiempo

Cinéticas relativas de disolución de diferentes especies minerales de cobre con soluciones de cianuro Dr. Patricio Navarro Donoso - [email protected] – Consultor de Intercade

54

Según la cantidad de cianuro que esté disponible en la solución, será el número de aniones cianuro (CN-) incorporados en el complejo de cuprocianuro que se formará. La reacción más típica se señala a continuación:

Cu 2 S  6CN   2Cu CN 3   S 2 2

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28 55

Se debe tener presente que la relación molar de CN /Cu  debe ser mayor o igual que dos, pues si disminuye de ese valor se produce un desplazamiento a la derecha de las reacciones que siguen y se promueve la formación de un complejo de cuprocianuro más sencillo, Cu CN 2  seguido g de la p precipitación p del CuCN que es insoluble. 

2

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56

Cu CN 3 2  Cu CN 2   CN 

Cu CN 2   CuCN  CN  Luego para evitar la formación de ese precipitado, se requiere lo siguiente:

CN   2 Cu  

2

Esta situación nos muestra lo altamente consumidores (cianicidas) de cianuro que son los minerales de oro que contienen sulfuros de cobre. Dr. Patricio Navarro Donoso - [email protected] – Consultor de Intercade

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Por otra parte, es conveniente saber que a bajo pH (acidez alta) y muy bajas concentraciones de cianuro, son más estables los complejos CuCN (pH menor que 3) y Cu(CN)2(menor que pH 6). Esto no se aprecia en la figura, ya que en ella se ha considerado la actividad del cianuro igual a uno, asegurado así una concentración de cianuro superior como para que no se observen estos cambios de estabilidad estabilidad.

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58

Cu2+

CuO

CuO

Cu(CN) 43-

Disolución Cu(CN)

Cu(CN) 32-

2

O2 H 2O Eh

[volts]

0

Disolución

Disolución

H 2O H2

CuO

HCN pH

CN 9.5

Diagrama Eh/pH del sistema cobre-cianuro-agua para una actividad de los iones metálicos de 10-3 mol/l y del cianuro igual a 1 mol/l a 25 °C Dr. Patricio Navarro Donoso - [email protected] – Consultor de Intercade

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El complejo Cu(CN)43- no es fácilmente adsorbido por el carbón activado, por lo que resulta importante promover su existencia preferencial en los casos en que hay disolución simultánea de cobre, durante la cianuración de minerales de oro, para así aumentar la selectividad del carbón hacia el oro versus un exceso de cobre presente en las soluciones. E t que se plantea Esto l t permite it disolver di l minerales i l de d oro que tengan algún contenido de sulfuros de cobre.

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Por otra parte, dado que los complejos de cianuro de cobre no participan en la disolución del oro, para no perjudicar la disolución del oro desde los minerales, se recomienda en esos casos tener un exceso de cianuro libre, en el orden de una relación molar de NaCN/Cu mayor que 4,5/1 (equivalente a una relación de pesos mayor que 3/1).

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De esta manera es posible lograr mantener una buena recuperación de oro y estimular la presencia preferente del complejo tetracianuro de cobre, Cu(CN)43-, evitando así al máximo que se adsorba el cobre en el carbón activado. Soluciones de oro con elevados contenidos de complejos de cobre-cianuro no podrían ser sometidas a un proceso d de

cementación t ió

pues

ell

consumo

d de

cinc i

sería í

extremadamente elevado.

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Ahora bien, se puede aprovechar la información de la cinética

de

disolución disolución,

donde

se

concluye

que

prácticamente todos los minerales oxidados de cobre son 100% solubles en soluciones de cianuro; excepto los silicatos, que resultan refractarios y solo se disuelven marginalmente con otros fines, como información con fi fines analíticos. líti

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CINETICA DEL PROCESO DE CIANURACION Los principales factores que afectan a la velocidad de disolución de oro son la concentración de cianuro, la concentración de oxígeno, g la temperatura, p el área superficial p expuesta (tamaño de la partícula), el grado de agitación, la presencia de otros iones en solución y otros. Considerando la reacción de disolución siguiente: 2Au + 4CN- + O2 + 2H2O = 2Au(CN)2- + H2O2 + 2OHSe observa que un mol de oro requiere medio mol de oxígeno y dos moles de cianuro para la disolución.

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La concentración de cianuro es relativamente fácil de controlar por la adición de la sal respectiva. El control de la concentración del oxidante (oxígeno disuelto) no es fácil, debido a la baja solubilidad del oxígeno a condiciones atmosféricas. fé Bajo estas condiciones, la velocidad de disolución de oro está controlada por la reacción de reducción del oxígeno debido al transporte de oxígeno a la superficie de la partícula. En la figura siguiente, se muestra el mecanismo de disolución de oro y luego las concentraciones de oxígeno disuelto a diferentes temperaturas y altitudes.

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Esquema mecanístico del proceso de cianuración Dr. Patricio Navarro Donoso - [email protected] – Consultor de Intercade

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Solubilidad de oxígeno en agua Dr. Patricio Navarro Donoso - [email protected] – Consultor de Intercade

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CONCENTRACIONES DE OXIGENO DISUELTO EN AGUA A DIFERENTES TEMPERATURAS Y ALTITUDES Temperature ((ºC) C)

Sea Level (760 mm Hg)

914 m Altitude (680 mm Hg)

1,828 m Altitude (610 mm Hg)

0 5 10 15 20 25 30 35 40 45 50 60 70 80 90 100

14.6 12.8 11.3 10.1 9.1 8.3 7.5 7.0 6.5 6.0 5.6 4.8 3.9 2.9 1.7 0

13.1 11.4 10.1 9.0 8.2 7.3 6.7 6.2 5.7 5.3 4.9 4.2 3.4 2.4 1.1 0

11.7 10.3 9.1 8.1 7.3 6.6 6.1 5.6 5.2 4.8 4.5 3.8 3.0 2.0 1.7 0

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INTERFERENCIA DE IMPUREZAS DE LOS MINERALES En la extracción comercial de oro desde minerales, la velocidad de disolución es principalmente afectada por la complejidad del mineral. El oro que se encuentra en forma limpia, como partículas metálicas finas y liberadas, en general es fácilmente lixiviable. La presencia de otras sustancias comunes en los minerales p puede alterar este comportamiento, acelerando e inhibiendo la disolución del metal en la mayoría de los casos.

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INHIBIDORES POR CONSUMO DEL OXIGENO Existe un gran número de sustancias que reaccionan con el oxígeno disuelto desde las soluciones cianuradas, retardando y, algunas veces, deteniendo completamente la acción del cianuro. Por ejemplo, la pirrotita actúa doblemente consumiendo oxígeno: vía la oxidación del hierro y vía la oxidación del ión sulfuro (S2-), formando tiosulfatos, ambos sin utilidad en la lixiviación. 2 2F S + 4OH- = 2Fe(OH) 2FeS 2F (OH)2 + 2S2-

2Fe(OH)2 + 0,5O2 + H2O = 2Fe(OH)3 2S2- + 2O2 + H2O = S2O32- + 2OHDr. Patricio Navarro Donoso - [email protected] – Consultor de Intercade

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INHIBIDORES POR CONSUMO DEL CIANURO Existen otras sustancias que consumen cianuro y se comportan como cianicidas, es decir, como sustancias que, además de consumir cons mir cianuro, cian ro forman compuestos, comp estos los cuales dificultan la disolución del oro, sin beneficios para el proceso y de esta forma inhiben la disolución del oro. Ejemplos Los minerales sulfurados de cobre, de cinc, de arsénico y de antimonio El ion metálico reacciona formando un cianuro antimonio. del metal. Además, el ion sulfuro también consume cianuro, formando tiocianatos que no tienen acción lixiviante alguna. ZnS + 4 CN- = (Zn(CN)4)2- + S2S2- + CN- + 0,5O2 + H2O = CNS- + 2OHDr. Patricio Navarro Donoso - [email protected] – Consultor de Intercade

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El hierro disuelto, en la forma de iones o complejos los cuales se comportan como inhibidores, desde débiles hasta muy fuertes, ya que con el cianuro forman otros complejos y sales, comportándose como ferrocianicidas en soluciones alcalinas. Esto ocurre , p por ejemplo, j p , con el ión ferroso: Fe2+ + 6CN- = Fe(CN)64Los iones cúpricos, que en soluciones cianuradas alcalinas pueden comportarse de acuerdo a la siguiente reacción: 2Cu2+ + 7CN- + 2OH- = 2Cu(CN)32- + CNO- + H2O Donde el complejo de cianuro de cobre representa un importante mayor consumo de cianuro. Dr. Patricio Navarro Donoso - [email protected] – Consultor de Intercade

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INHIBIDORES POR CONSUMO DOBLE DE CIANURO Y DE OXIGENO Los iones sulfuro, sulfuro S2-, generados en la disolución de minerales sulfurados consumen oxígeno y también cianuro, formando tiosulfatos y tiocianatos. 2S2- + 2O2 + H2O = S2O32- + 2OH2 + CN- + 0,5O S20 5O2 + H2O = CNS- + 2OH-

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PASIVACION SUPERFICIAL DE LA INTERFASE DE REACCION Además, existen otros elementos que pasivan el oro o que podrían formar compuestos insolubles sobre la superficie del oro. Ejemplos •El ion sulfuro (S2-), cuyo efecto depresivo retarda la disolución del oro, ha sido claramente demostrado experimentalmente. p Algunas g veces,, la disolución incluso puede ser detenida completamente, debido, posiblemente, a la formación de una película aurosulfurada insoluble sobre la superficie de las partículas de oro.

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Por ejemplo, es el caso de una gran inhibición de la disolución del oro con concentraciones muy pequeñas de sulfuro de sodio, del orden de solo 5 ppm de Na2S, concentración t ió que por su baja b j cantidad, tid d no permite it atribuir t ib i la l inhibición solo a consumo de CN- o de oxígeno. •El peróxido de calcio (CaO2) produce un efecto de pasivadad superficial semejante. Este peróxido se produce como una reacción secundaria indeseada al usar hidróxido de calcio (cal hidratada o “apagada” apagada , Ca(OH)2) para controlar el pH y al reaccionar esta con el agua oxigenada.

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Se ha comprobado que el peróxido de calcio producido precipita sobre la superficie expuesta de las partículas de oro y plata, inhibiendo las reacciones de disolución posteriores. Ca(OH)2 + H2O2

CaO2 + 2H2O

• De igual manera ocurre con un precipitado insoluble de etilxantato de plomo, que se produce en presencia de resid os de reactivos residuos reacti os de flotación. flotación Estos dos efectos inhibidores tienen gran importancia al tratar minerales con procesos mixtos, que comprenden flotación con anterioridad a la cianuración. Dr. Patricio Navarro Donoso - [email protected] – Consultor de Intercade

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READSORCION DEL COMPLEJO DE AUROCIANURO Los minerales carbonáceos suelen inhibir seriamente la disolución del oro, oro debido a la adsorción por el carbón del metal precioso disuelto. Este fenómeno de “secuestro” (o “reatrapamiento”) se conoce en inglés como preg robbing y puede resultar en grandes pérdidas económicas. Para resolverlo, en algunos casos, ha servido usar el procedimiento operativo conocido como carbon in leach ((CIL), ), consistente en agregar g g carbón activado durante la lixiviación misma para anticiparse al fenómeno de “secuestro”.

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EXTRACTANTES PARA EL ORO Y PLATA La selección del método apropiado de tratamiento para una mena aurífera es función de una diversidad de parámetros. Cuando el oro se encuentra libre en forma nativa, el análisis granulométrico permite identificar los rangos dimensionales del metal. metal

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EXTRACTANTES PARA EL ORO Y PLATA

Cloro Tiourea Agua regia Cianuros alcalinos Tiosulfato

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METODOS DE CIANURACION

Los métodos de cianuración, utilizados para recuperar oro y plata, se seleccionan de acuerdo a características físicas y mineralógicas de las menas a tratar, ocurrencia de los metales preciosos y su ley, como también la magnitud del tonelaje a tratar. Lixiviación por agitación Li i i ió en sistemas Lixiviación i t percolados l d

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PROCESO DE CIANURACION POR PERCOLACION El proceso de cianuración por percolación puede ser realizado de las siguientes maneras: • Cianuración en botaderos • Cianuración en pilas Los factores que determinan la modalidad a seguir son la l de ley d oro y plata l t del d l mineral i l y/o / concentrado, t d y de d las l reservas de mineral.

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41 81

CIANURACION EN PILAS La mayoría de las menas de oro y plata requieren preparación ió o reducción d ió de d tamaño t ñ para ser irrigadas. i i d Algunas menas son naturalmente porosas, lo que facilita el ataque; pero la mayoría no lo son, por lo que deben ser chancadas para obtener extracciones económicas. Los finos dan altas extracciones, extracciones pero pueden provocar problemas cuando su masa es alta, para la recuperación total a obtener en la pila.

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CARACTERISTICAS DE LA CIANURACION EN PILAS Algunas de las principales características del proceso de lixiviación en pilas son las siguientes: • Altura de la pila: 3 a 8 metros. • Tamaño de partículas: puede ir de ¼ de pulgada a 2 pulgadas. • Recuperación de oro: sobre 80%. • Aglomeración previa: puede o no puede existir. • Ciclo de lixiviación: de 4 a 12 meses. • Tipo de regado: por goteo y/o por aspersión. • Flujo específico de regado: 5 a 20 l/h x m2.

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Las menas que contienen oro con ley de cabeza promedio 0,5-2,0 p , , g g/ton,, p pueden ser tratadas p por lixiviación en pilas con recuperaciones entre 70 y 80%, y costos de operación de 200 a 280 US$/onza de oro recuperado.

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La cal puede ser agregada durante el chancado; para homogenizar la mezcla, por lo general se requieren entre 2 y 5 kg k cal/ton. l/t La lechada de cal se puede preparar para circularla por la pila antes de irrigar con cianuro, con el propósito de neutralizar la acidez del mineral.

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El tamaño de partículas de oro y plata debe ser extremadamente pequeño. Las p partículas útiles deben reaccionar con el cianuro,, debido a la porosidad natural de la mena o como resultado del chancado para aumentar superficie expuesta. Las menas deben ser pobres en cianicidas (sulfuros parcialmente oxidados de Sb-Zn-Fe-Cu-As, minerales de cobre).

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Principales características de minerales aplicación de cianuración en pilas

para

la

• Estar exentas de materiales carbonáceos, carbonáceos los cuales pueden adsorber los cianuros de oro y plata, disminuyendo las extracción. • Las menas no deben contener una excesiva cantidad de finos o arcillas, que pueden impedir la percolación de las soluciones disminuyendo y el o metal solución.

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Las menas más dificultosas para tratar en pilas son aquellas que contienen apreciables cantidades de arcillas o finos. Estos constituyentes podrían impedir la percolación de la solución, causar canalizaciones o producir zonas de la pila sin irrigación. Todos estos efectos producen bajas extracciones o recuperaciones i d oro y plata. de l t

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Cuando el contenido de partículas finas o arcillas supera valores de 8 a 10% en la alimentación, es recomendable realizar una etapa de aglomeración previa a la cianuración en pilas.

El proceso de aglomeración se debe realizar en tambores cilíndricos llamados tambores aglomeradores.

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AGLOMERACION DE FINOS

El objetivo de la aglomeración es producir un lecho de mineral homogéneo y poroso que evite los problemas generados por las partículas finas.

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La aglomeración y curado es una operación combinada que involucra un aspecto químico, químico como es el ataque del mineral por el cianuro; y un aspecto físico que corresponde a la aglomeración de las partículas por medio de puentes líquidos y fuerzas capilares.

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ETAPAS PREVIAS A LA CIANURACION EN PILAS • Chancado del mineral a –1”, ½. • Agregar cal. • Agregar solución de cianuro concentrado (10 a 14 l/ton) y mezclar con el sólido, en tambor, para producir aglomerados con 8 a 10% de humedad. • Curar los aglomerados durante 8-24 horas. • Acumular el material aglomerado en la pila e irrigar con solución de cianuro.

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Mineral aglomerado Dr. Patricio Navarro Donoso - [email protected] – Consultor de Intercade

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REACTOR DE AGLOMERACION

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Ácido

Agua

Levantadores Agua Ácido sulfúrico Mineral

Mineral

Sentido de giro d l ttambor del b

Inclinación

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DESCRIPCION Y FUNCIONES DE EQUIPOS DE AGLOMERACION Y CURADO Algunos minerales con contenidos excesivos de arcillas o de material fino generado durante el chancado son difíciles de tratar en una lixiviación en pilas, debido a los problemas de porosidad y permeabilidad del lecho, ocasionado por la segregación de dichas partículas finas. Cuando esto ocurre se puede aplicar una aglomeración con el fin de producir una distribución uniforme y permanente de dichas partículas, contemplando la formación de aglomerados firmes y a la vez permeables a la solución. Dr. Patricio Navarro Donoso - [email protected] – Consultor de Intercade

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El pretratamiento por “curado” de un mineral a ser lixiviado en pila tiene como objetivo obtener una cinética de extracción mucho mayor, acortando el tiempo de lixiviación. Existen diversas formas y equipos para efectuar la aglomeración y curado, dentro de los más utilizados podemos mencionar tambor rotatorio y correa transportadora. Respecto del tambor rotatorio, podemos decir que se usa para aglomerar l d manera muy eficiente, de fi i t all operar con una inclinación adecuada en el sentido del flujo de sólidos.

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El agua se adiciona mediante duchas o chorros en la parte superior del equipo. El p porcentaje j de humedad y la inclinación del tambor son factores muy importantes en la calidad del producto aglomerado. Un 8 a 12% de humedad puede lograr un excelente aglomerado, así como un tiempo de residencia del mineral en el tambor del orden de 1 a 2 minutos, cuando opera con 3 a 7 grados de inclinación. inclinación

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CONSTRUCCION DE UNA PILA

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REGADO DE UNA PILA

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CARGA DE LA PILA Según el tamaño de instalación de cada faena • Faenas pequeñas: de 300 a 10 000 ton/día Se utilizan sistemas de camiones y apiladoras de correa autopropulsados. autopropulsados

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 Faenas mayores: de 10 000 hasta 50 000 ton/día Se utilizan sistemas correas modulares articuladas que terminan en una apilador de correa.

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 Faenas aun mayores: de 75 000 a 150 000 ton/día Se utilizan complejos sistemas de apiladores sobre orugas, alimentados con correas transportadoras estacionarias o móviles.

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Una vez formada la pila de lixiviación; si el aglomerado es de buena calidad, el lecho conservará las características de buena permeabilidad, permeabilidad durante una buena parte del ciclo. ciclo Se debe pensar que existirá una tendencia natural a perder la buena permeabilidad. Los factores de esto son la altura de la pila, el ciclo de lixiviación, la molienda química, el flujo específico y otros.

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En ese punto se inicia la lixiviación mediante riego por aspersión p og goteo, el cual si bien aumenta la cantidad de líquido disponible en torno a las partículas individuales, continúa manteniéndolas en su sitio, pero ahora cohesionadas en el estado conocido como “capilar”.

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Esto es siempre y cuando se trate de un riego de carácter no inundado, ya que si se excede los límites de líquido correspondientes a dicho estado capilar, se produce una suspensión sólido/líquido. Dado que, en ese momento, ya no hay fuerzas para mantener las partículas en su sitio, los finos se desplazan ocupando espacios entre las partículas mayores y y, de existir arcillas,, ambos factores cumplen p un rol sellante, lo que conduce a un “lecho inundado”.

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TIPOS DE PILA DE LIXIVIACION Existen básicamente dos tipos de pilas de lixiviación. Pila permanente. El mineral es depositado en una pila desde la cual no se retira el ripio una vez completada la lixiviación. Generalmente este método es utilizado cuando la planta se encuentra en sectores montañosos y se quiere minimizar el costo por este factor. Pila renovable. (piso reutilizable) en la cual se retira el ripio al final de la lixiviación p para reemplazarlo p por mena fresca. p En este caso, el costo de preparación de terreno es menor y se tiene disponibilidad de superficie. Las leyes de los minerales son mayores.

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La decisión sobre cuál pila utilizar va a depender de las condiciones del mineral a lixiviar, además de una evaluación económica y de disponibilidad de superficie. Se recomienda utilizar pilas permanentes en los siguientes casos: - Mineral de muy baja ley - Cinética de lixiviación lenta - Minerales de baja recuperación - Necesidad de bajos costos operacionales - Pilas altas

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Las pilas renovables se recomienda utilizarlas cuando se tiene lo siguiente: • Elevada recuperación • Cinética de lixiviación rápida • Mineral de ley alta • Pilas bajas

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Las pilas a su vez pueden adoptar las siguientes configuraciones:



Pila unitaria



Pila dinámica

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En las pilas unitarias, todo el material es depositado y pasa simultáneamente por las diversas etapas del ciclo de tratamiento. En general, son ocupadas para elevadas tonelajes y minerales de baja ley.

En las pilas dinámicas, coexisten materiales que están en diversas etapas del ciclo de tratamiento, pudiendo existir como subpilas o pilas encajonadas. Aquí la pila queda dividida en subpilas, dependiendo de los ciclos de lixiviación que se tengan, siendo removida la del último ciclo y alimentada la del primero con mena fresca.

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 Pila dinámica

MINA O FUENTE DE MINERAL

PILA EN AGOTADA

TRITURACION AGLOMERACION

PILA EN LAVADO Y DRENAJE

PILA EN OPERACION

STOCK

PILA EN OPERACION

PILA EN FORMACION

SOLUCION PARA RIEGO ADICION DE REACTIVOS PLANTA DE PROCESO DE RECUPERACION

EMERGENCIA

SOLUCION RICA

SOLUCION ESTERIL

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La ventaja que presenta la pila dinámica es que requiere una menor inversión, debido a que hay un mejor aprovechamiento del piso impermeable, además que se tienen ciclos de lixiviación más regulares y concentraciones más estables.

Este tipo de pila genera ciclos de lixiviación más selectivos.

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Las pilas se cargan habitualmente entre 3 y 8 metros, sobre un sustrato impermeable, normalmente protegido con una membrana de plástico de tipo polietileno de alta densidad (HGPE), de baja densidad (LDPE), de muy baja densidad (VLDPE) o de cloruro de polivinilo (PVC), que puede tener desde 0,1 a 1,5 mm de espesor según las exigencias de cada aplicación. Para ayudar a la recolección de las soluciones se usan cañerías de drenaje perforadas y canaletas abiertas.

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Las pilas pueden ser dinámicas. Son denominadas como de tipo on-off, en las que el mineral se remueve, se envía a botaderos después de la lixiviación y la base de la pila se puede reutilizar o bien pueden ser permanentes, donde las nuevas pilas se cargan sobre las anteriores, aprovechando o no la impermeabilización existente.

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SISTEMA DE RIEGO La decisión sobre si el sistema de riego usará aspersores o goteros está condicionada por varios factores, los principales son los siguientes:  La disponibilidad de agua: si ella es escasa orienta a preferir goteros que generan pérdidas moderadas de evaporación.  La necesidad de conservar temperatura de soluciones también orienta a favor del uso de goteros, incluso considerando instalaciones tapadas con láminas plásticas y líneas enterradas.

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La decisión de regar taludes orienta a favor de goteros.  Soluciones muy impuras y con peligro de precipitación de sales orientan a favor de aspersores. aspersores  La necesidad de desplazar frecuentemente del sistema de riego sugiere el uso de líneas de tuberías con aspersores.

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Las condiciones ambientales 

Vientos excesivos orientan a favor de goteros.



El riego en altura con peligro de congelamiento orienta preferencias en favor de goteros; en casos extremos, incluso a favor de goteros enterrados en el mineral.

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POR GOTEO -

Si el agua es deficitaria.

-

Si el pH de trabajo no permite precipitación de las durezas del agua.

-

Peligro de congelamiento en la alta cordillera o zonas de altura.

-

Régimen de viento fuerte y permanente.

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REGADIO POR GOTEO

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POR ASPERSORES 

El agua no es un factor limitante.



Condiciones climáticas favorables .



Régimen de viento moderado.



Cuando no se requiere una buena oxigenación de la solución.

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63 125

REGADIO POR ASPERSION

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REGADIO POR ASPERSION

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64 127

El costo de instalación resultante es relativamente similar para ambos tipos de emisores. Dado que el riego con goteros tiende a generar costras salinas en la pila muy particularmente con los sistemas de riego pulsante, resulta conveniente combinar ambos sistemas, con algunas líneas reubicables de aspersores para lavar ocasionalmente las superficies y regularizar el riego.

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128

PRINCIPALES VARIABLES INDUSTRIALES DEL PROCESO DE CIANURACION EN PILAS  Altura de la pila  Tamaño de partícula  Flujo específico  Tipo de regadío  Concentración de oxígeno y cianuro

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65 129

Las pilas se cargan habitualmente entre 3 y 8 metros sobre un sustrato impermeable, normalmente protegido con una membrana de plástico de tipo polietileno de alta densidad (HGPE), de baja densidad (LDPE), de muy baja densidad (VLDPE) o de cloruro de polivinilo (PVC) que puede tener desde 0,1 a 1,5 mm de espesor según las exigencias de cada aplicación. Para ayudar a la recolección de las soluciones se usan cañerías de drenaje perforadas y canaletas abiertas.

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130

Las soluciones se distribuyen por medio de goteros, incluso enterrados

en

los

casos

de

condiciones

climáticas

extremas como las de 4400 m de elevación y temperaturas muy bajas o bien mediante aspersores dependiendo de la evaporación y de la disponibilidad de agua de cada operación.

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66 131

Las pilas pueden ser enviadas a botaderos después de la lixiviación y la base de la p pila se p puede reutilizar o bien pueden ser permanentes, en que las nuevas pilas se cargan sobre las anteriores, aprovechando o no la impermeabilización existente.

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132

ANALISIS DE PARAMETROS OPERACIONALES T Tamaño ñ de d partículas. tí l E este En t caso se tiene ti un amplio rango de variación, dependiendo del método de lixiviación que se aplique. • Botaderos tal como sale de la mina run of mine (ROM). • Pilas, chancado desde secundario a 100% -2” hasta terciario a 100% - ¼” según la porosidad de la roca.

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67 133

Aglomeración y curado. Esta etapa ha pasado a ser un nuevo estándar en la aplicación de proyectos de lixiviación en pilas y también lo es en las aplicaciones de botaderos. Lo que normalmente se varía son las dosificaciones de agua y de cianuro, dependiendo del tipo p de minerales q que se trate.

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134

Altura

del

determinada

lecho por

la

de

mineral.

permeabilidad

Está

líquida

y

también gaseosa debido a la necesidad de la presencia de oxígeno, la ley de cabeza y la cinética global de extracción.

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68 135

La presencia de arcillas, el exceso de finos y la formación de precipitados (por hidrólisis, por ejemplo) pueden disminuir la permeabilidad, resultando en canalizaciones de flujo preferencial y eventual acumulación de soluciones en la superficie, restringiendo el uniforme de aire y de cianuro. Las reacciones que consumen oxígeno (lixiviación de oro) se ven afectadas inmediatamente por estas anomalías en la permeabilidad.

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136

En general, la tendencia es a no superar los 8 m por cada nueva capa, capa incluso en las lixiviaciones de botadero donde se ha comprobado el beneficio que presentan las capas más delgadas.

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69 137

Flujo específico de soluciones. Las tasas de riego varían entre 5 y 30 l/h/m2, dependiendo del tamaño de partícula y altura de la pila. Generalmente se optimiza la combinación bi ió flujo fl j específico ífi altura lt d pila, de il de d manera de d no diluir demasiado las soluciones ricas que van a recuperación. Esto puede también mejorarse sustancialmente usando dos o varias pasadas de las soluciones a través del mineral en contracorriente para lo cual deben ser recolectadas por separado en forma de soluciones intermedias.

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138

Extracción de oro. Es función de la ley del tipo de mineral, de la ganga y del método de lixiviación usado. Así es habitual tener las siguientes recuperaciones: • Botaderos: entre 40 y 60% según el contenido de elementos cianicidas, la mineralogía y la ley. • Pilas: puede llegar a 80 y 85%.

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70 139

Consumo de agua. Es normalmente bajo y, en el caso de la lixiviación en pilas o en botaderos, corresponde a la humedad residual de los ripios que se dejan de regar al término de la lixiviación y a las pérdidas por evaporación.

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140

En los casos de escasez de agua se prefiere usar goteros (incluso enterrados) y el consumo disminuye fuertemente,

al

minimizarse

las

pérdidas

por

evaporación y arrastre físico con el viento.

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71 141

LIXIVIACION EN BOTADEROS El proceso de lixiviación en botaderos se realiza a minerales de baja ley, por lo cual se requiere minimizar los costos de operación para que el proceso resulte rentable. Por la naturaleza misma del proceso, las recuperaciones son más bajas que en el proceso de lixiviación en pilas. Minimizar los costos operaciones se puede lograr minimizando las etapas de reducción de tamaño o chancado y los consumos de reactivos. Dr. Patricio Navarro Donoso - [email protected] – Consultor de Intercade

142

CARACTERISTICAS DE LA CIANURACION EN BOTADEROS Algunas de las principales características del proceso de lixiviación en botaderos son las siguientes: - Altura del botadero: sobre 8 a 10 metros. - Tamaño de partículas: puede ir desde 2 de pulgadas a 4 pulgadas. - Recuperación de oro: 50 a 70%. - Ciclo de lixiviación: sobre 2 a 3 meses. - Tipo de regado: por goteo. - Flujo específico de regado: 5 a 15 l/h x m2.

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72 143

DIAGRAMAS DE FLUJOS CARACTERISTICOS Se presentan los diagramas de flujos característicos para el tratamiento hidrometalúrgico de minerales de oro y plata en su forma más simplificada. simplificada Posteriormente se profundizará en ellos con las diferentes particularidades que pueden presentarse de acuerdo a las características de los minerales y/o concentrados que deseen tratar. Dentro de las particularidades que se pueden presentar en los minerales y/o concentrados, se tienen la presencia de sulfuros, la presencia de elementos cianicidas, la presencia de materia carbonácea, la presencia de elementos refractarios y otros.

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144

ETAPAS ANTERIORES AL PROCESO DE CIANURACION Dependiendo del tipo de proceso de cianuración a realizar serán las etapas de reducción de tamaños previas. Cianuración en botaderos. Para el proceso de cianuración en botaderos, el tamaño de partículas será el saliente de la mina o a lo más una etapa de chancado. Cianuración en pilas. La cianuración en pilas requiere de chancado primario, chancado secundario y, si se requiere llegar a tamaños inferiores a una pulgada, chancado terciario. Dr. Patricio Navarro Donoso - [email protected] – Consultor de Intercade

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73 145

Cianuración por agitación. En este caso además de necesitar las tres etapas de chancado se requiere de molienda. Este proceso se realiza a minerales de alta ley, concentrados de oro y plata. Proceso CIP y CIL. P CIL Estas E t dos d formas f modificadas difi d de d la l cianuración por agitación también requieren de las etapas de chancado y molienda. Aglomeración. En el proceso de chancado previo a la etapa de cianuración en pilas, si se produce un importante porcentaje de partículas finas, finas para tener una buena percolabilidad en la pila se requiere aglomerar el mineral antes del proceso de cianuración. Esto se realiza en tambores aglomeradores.

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146

Chancado Reducción de tamaño Cianuración en pilas o botaderos Cianuración en pilas o botaderos Relaves Adsorción con carbón Precipitación Au-Zn Filtrado

Calcinación / fundición

Metal dore

Desorción

Electrodeposición

Pulpa barren

Reactivación del carbón

Fundición

Diagramas de flujos simplificados y característicos Dr. Patricio Navarro Donoso - [email protected] – Consultor de Intercade

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74 147

CARBON EN COLUMNA 

Carbón en columna (CIC) MINERAL AGUA, CAL Y CIANURO

LIXIVIACION EN PILAS Solución de Lixiviación

CARBON EN COLUMNA

Solución descargada

REGENERACION DEL CARBON

Carbón cargado

DESORCION DEL CARBON

SOLUCION DE ELUCION

Carbón activado

Carbón descargado

Solución concentrada

ELECTROOBTENCION DE ORO Oro electrolítico

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148

CARBON EN PULPA 

Carbón en pulpa (CIP) MINERAL

LIXIVIACION POR AGITACION REPOSICION DE CIANURO AGUA Y CAL

Pulpa

Carbón activado

CARBON EN PULPA PULPA A DESCARTE

REGENERACION DEL CARBON

Carbón cargado

DESORCION DEL CARBON

SOLUCION DE ELUCION

Carbón descargado Solución concentrada

ELETROOBTENCION DE ORO Oro electrolítico

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75 149

CARBON EN LIXIVIACION 

Carbón en lixiviación (CIL) MINERAL AGUA, CAL Y CIANURO

Carbón activado

CARBON EN LIXIVIACION POR AGITACION

PULPA A DESCARTE

REGENERACION DEL CARBON

Carbón cargado

DESORCION DEL CARBON

SOLUCION DE ELUCION

Carbón descargado Solución concentrada

ELECTROOBTENCION DE ORO Oro electrolítico

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150

CARACTERISTICAS DE LA CIANURACION POR AGITACION Algunas de las principales características del proceso de lixiviación por agitación - Tamaño de partículas: requiere molienda. - Recuperación de oro: sobre 85%. - Tiempo de lixiviación: 24 a 48 horas. - Tipo de reactores: reactores agitados con inyección de aire yy/o aire enriquecido q con oxígeno. g - Porcentaje de sólidos en la pulpa: entre 35 y 50%. - Contenido de elementos cianicidas: muy bajo.

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76 151

El proceso de cianuración por agitación se realiza en reactores agitados mecánicamente o por inyección de aire a presión. El número de reactores normalmente fluctúa entre 6 y 8. En cada uno de ellos se controla el pH de la pulpa y el contenido de cianuro libre.

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152

Vista de estanques agitados para la lixiviación con cianuro

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77 153

Las menas sometidas en este proceso deben cumplir los siguientes requerimientos: Contener oro fino, fino liberable durante la molienda normalmente bajo –150#. Bajo contenido de cianicidas. Facilidad de decantación en los espesadores o de separación sólido sólido-líquido líquido.

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154

 El oro y la plata deben estar finamente diseminados para lograr una rápida disolución.  Presencia de elementos cianicidas en baja concentración, es decir, sulfuros parcialmente oxidados de As, Sb, Fe, Zn y Cu.  La roca huésped debe ser porosa.  No contener materiales carbonáceos que adsorben los metales preciosos apenas son puestos en solución.

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78 155

La inyección a los reactores de aire u oxígeno normalmente es considerada en un proceso de cianuración por agitación.

La velocidad de disolución de oro está controlada por la falta de oxígeno. g

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156

La aireación es fundamental en los estanques de cianuración para la disolución del oro. oro El aire se debe controlar cuidadosamente dado que una aireación excesiva, generalmente, lleva a un mayor consumo de cianuro y cal, y a partir de un cierto punto, no se incrementa la extracción.

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79 157

Aspectos operacionales que conducen a la optimización del proceso de cianuración por agitación

• No agregar cal o lechada de cal en exceso con el objeto de regular el pH del sistema.

• Debido a la baja solubilidad de la cal, un exceso de ella puede producir su precipitación sobre las partículas, actuando como una barrera protectora que impide el paso de los reactivos hacia la partícula para producir la disolución..

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158

En toda operación industrial de cianuración se buscará lo siguiente: • Aumentar la recuperación de oro. oro • Incrementar la velocidad de cianuración. • Aumentar la concentración de oxígeno disuelto. • Reducir el consumo de oxígeno. • Reducir el consumo de cianuro. cianuro

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80 159

La

concentración

de

oxígeno

disuelto

depende

principalmente del contenido de oxígeno de la fase gaseosa en o con la pulpa o solución, temperatura y altitud. El contenido de oxígeno en la mayoría de las plantas está en el rango de 5 mg/l (1828 m) y 10 mg/l a nivel del mar.

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160

Aumentar la cantidad de oxígeno disuelto en la solución de cianuración, se puede realizar a través de las siguientes técnicas: • Inyección de aire comprimido • Inyección de oxígeno puro peróxido de hidrógeno g • Dosificación de p • Mezcla forzada de oxígeno puro y pulpa en un reactor

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81 161

• El consumo de cianuro por exceso de oxígeno se produce por la oxidación del cianuro a cianato de acuerdo a la siguiente g reacción: 3 CN- +2 O2 + H2O = 2 CNO- + 2 OH• Otra fuente de consumo de cianuro es la disolución de impurezas, p lo cual aumenta con una dosificación exagerada de oxígeno.

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162

La pulpa que se descarga del último reactor lixiviador normalmente pasa a un espesador donde se hace una separación sólido líquido. La pulpa espesa obtenida en este proceso es enviada a una etapa de lavado en contracorriente para recupera el oro contenido en la solución de la pulpa espesa, como se observa b en ell esquema siguiente. i i t

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82 163

Concentrado de oro

Solución rica

Agua de lavado

Solución rica de lavado

P l Pulpa espesa

…

Pulpa final

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164

LAVADO DE PULPA EN CONTRACORRIENTE El lavado de pulpa en contracorriente se realiza con el objeto j de recuperar p el oro disuelto en la solución q que forma parte de la pulpa que contiene el ripio de cianuración. El proceso se realiza en reactores del tipo espesadores, con flujos en contracorriente, es decir, en una dirección avanza la pulpa a lavar y en la dirección opuesta el agua de lavado.

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83 QW , CW

QL , CL

165

Agua de lavado

Pulpa a lavar

1

2

n

Solución rica

C1

C2

Pulpa lavada

QW , C1

QL , Cn

QL= flujo de solución en la pulpa a lavar QW= flujo de agua de lavado CL = concentración de oro en solución en pulpa a lavar CW= concentración de oro en agua de lavado (normalmente es cero) C1 = concentración de oro en solución a la salida del reactor 1 Ci = concentración de oro a la salida del reactor i Dr. Patricio Navarro Donoso - [email protected] – Consultor de Intercade

166

SUPUESTOS EN UN PROCESO DE LAVADO DE PULPA EN CONTRACORRIENTE • El flujo QL se mantiene constante a lo largo del proceso. • El flujo QW se mantiene constante a lo largo del proceso. • En los reactores ocurren solo p procesos físicos,, no existen reacciones químicas.

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84 167

En este proceso se busca traspasar el oro contenido en el flujo QL que entra al sistema al flujo QW que sale d l proceso. del En

la

medida

que

aumenta

la

eficiencia

de

recuperación del oro, se obtiene una solución rica más diluida.

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168

En la medida que la eficiencia de recuperación de oro aumenta, el valor de la Cn disminuye. Calculemos el valor de Cn.

Cn 

C L  CW  CW 1  RL  RL2  RLn

n = número de reactores RL = razón de lavado QW/QL

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85 169

Luego para disminuir el valor de Cn y por consecuencia aumentar la eficiencia del proceso, se puede lograr a través de las siguientes acciones: • Aumentar el número de reactores. reactores • Usar un elevado flujo de agua de lavado, es decir, usar una elevada razón de lavado. Evidentemente que las acciones anteriores deben ser analizadas técnicamente, pero también con una económica.

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170

Efectuemos un balance de oro del proceso. QL * CL + QW * CW = QL * CL + QW * C1 El balance presentado es en general para todo el proceso, también puede ser realizado para cada reactor involucrado, como por ejemplo para el reactor 1. QL * CL + QW * C2 = QL * C1 + QW * C1

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86 171

Expresiones para determinar la eficiencia de la recuperación de oro. Recuperación =

QW C1  CW  * 100 QL * C L

Si CW = 0 p = Recuperación

QW * C1 * 100 QL * C L

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172

Además, se puede calcular a partir de la siguiente expresión:

Recuperación =

QL * C L  QL * Cn C  Cn * 100  L * 100 QL * C L CL

El significado g de los términos colocados en la expresión son los mismos que ya fueron definidos.

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87 173

También se puede calcular la eficiencia en cada reactor, como por ejemplo para el reactor 1.

R Recuperación ió =

QW * C1  QW C2 Q C  C2  * 100  W 1 * 100  QL * C1 QL * C1

También es posible calcular a través de la siguiente expresión: Recuperación =

QL * C L  QL * C1 C L  C1  * 100 QL * C L CL

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174

VARIABLES DE LA CIANURACION POR AGITACION Tamaño de partícula. partíc la El tamaño de partícula partíc la debe optimizar la recuperación y el consumo de energía. Generalmente, el 80% está bajo 150 micrones o 45 micrones. El tamaño de partícula debe considerar además los problemas de separación sólido-líquido y los problemas de abrasión de la pulpa. pulpa

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88 175

Densidad de pulpa. Los valores típicos de porcentaje de sólidos varían entre 35 y 50%, dependiendo del tamaño de partícula, de la densidad del sólido y de la presencia i de d minerales i l que afectan f t la l viscosidad i id d de d la l pulpa.

pH. La mayoría de las plantas operan a pH entre 10,5 y 11 p para p prevenir excesivas p pérdidas de cianuro p por hidrólisis. El hidróxido de calcio o el hidróxido de sodio pueden ser usados para regular el pH.

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176

Cianuro. El cianuro puede ser agregado antes del circuito de lixiviación, es decir, en la etapa de molienda o en el primer reactor agitado. Las concentraciones típicas de cianuro se mueven entre 0,2 y 0,7 g/l. Cuando el mineral o concentrado es rico en elementos cianicidas o el contenido de plata supera los 20 g/t, la concentración de cianuro puede ser mayor a 1g/l.

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89 177

Oxígeno. El oxígeno es introducido como aire disperso en los estanques como método de agitación. Tiempo de residencia. La lixiviación es realizada generalmente entre 4 y 10 etapas en estanques agitados. El

tiempo

de

todas

las

variables

anteriormente

mencionadas y de las características del mineral o concentrado. Generalmente, fluctúa entre 24 y 48 horas.

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178

El desarrollo de la tecnología del carbón activado ha permitido el desarrollo de las siguientes tecnologías:

• Carbón en lixiviación • Carbón en pulpa

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90 179

MINERAL REPOSICION DE CIAUNURO AGUA Y CAL

LIXIVIACION

CARBON EN PULPA REGENERACION TERMICA DEL CARBON DESORCION DEL CARBON REPOSICION NaCN - NaOH ELECTROOBTENCION DE ORO

REFINACION

METAL DORE AL MERCADO

Proceso CIP Dr. Patricio Navarro Donoso - [email protected] – Consultor de Intercade

180

CARBON EN PULPA El proceso CIP es aplicado para la extracción de oro desde pulpas de lixiviación. El proceso se realiza en estanques agitados y el carbón fluye en contracorriente con la pulpa.

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91 181

CARBON EN PULPA Pulpa p a Cianurar Carbón Fresco Carbón Cargado

Pulpa a Descarte

Inicialmente se realiza el proceso de cianuración y luego la adsorción de oro y plata en el carbón.

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182

Ventajas del proceso • Elimina etapas de separación sólido-líquido. • Disminuye el fracturamiento de las partículas de carbón, eliminando el cortocircuito durante el traspaso de una etapa a otra. • Como desventaja se puede mencionar el aumento y la complejidad en el diseño del sistema de piping. piping

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92 183

Las concentraciones de carbón normalmente usadas son de 5 a 30 g/ so g/l,, depe dependiendo d e do fundamentalmente u da e a e e de las características del carbón. Los consumos de carbón son de 20 a 40 g/t de mineral, dependiendo de las condiciones de operación y del tipo y calidad del carbón.

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184

MINERAL MOLIENDA CAL

CIANURO COLAS A DESCARTE

CARBON EN LIXIVIACION REGENERACION DEL CARBON DESORCION DEL CARBON

ELECTRODEPOSITACION DE ORO

SOLUCION DE ELUCION

ORO

Proceso CIL Dr. Patricio Navarro Donoso - [email protected] – Consultor de Intercade

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93 185

CARBON EN LIXIVIACION

Pulpa a Cianurar Carbón Fresco Carbón Cargado

Pulpa a Descarte

El carbón activado fluye en contracorriente con la pulpa a lixiviar, efectuando ambos procesos en forma simultánea.

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186

CARBON EN LIXIVIACION

Es una modificación del proceso CIP, CIP en la que la lixiviación y la adsorción ocurren simultáneamente en los mismos estanques agitados.

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94 187

Ventajas del proceso • Menores costos de capital. • Mejora la extracción de oro desde aquellos minerales que

contienen

elementos

que

lo

readsorben luego de ser disueltos (presencia de materia carbonácea).

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188

Desventajas del proceso CIL comparado con el proceso CIP

• Se requiere mayor inventario de carbón. • Mayor producción de partículas finas de carbón. • Costos operacionales mayores.

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95 189

BALANCES DE MASA EN UN PROCESO DE CARBON EN PULPA En un p proceso CIP inicialmente se realiza el p proceso de cianuración, con lo cual podemos hacer el siguiente análisis: Oro fino presente = masa de mineral x ley de oro Oro disuelto = volumen de solución x concentración de oro disuelto

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190

Recuperación de oro en cianuración = (oro en ripios/oro en alimentación) x 100 Ca ga de o Carga oro o e en ca carbón bó act activado ado = ((masa asa de o oro o adsorbido/masa de carbón activado)

Recuperación de oro en adsorción = (masa de oro en carbón activado/masa de oro en alimentación) x 100

El mismo análisis puede ser realizado para la plata u otro elemento presente en el mineral o concentrado.

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96 191

BALANCES DE MASA EN UN PROCESO DE CARBON EN LIXIVIACION En un n proceso CIL se realiza reali a conjuntamente conj ntamente el proceso de cianuración con el proceso de adsorción de oro en carbón activado. Oro fino presente = (masa de mineral x ley de oro) x 100 Oro fino presente = (masa de oro en la solución acuosa + masa de oro en carbón activado)

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192

Recuperación de oro alimentación) x 100

=

(oro

disuelto/oro

fino

en

En segundo lugar se realiza el proceso de adsorción de oro en el carbón. Oro adsorbido = volumen de solución x (concentración de oro inicial-concentración de oro a un tiempo t) Carga de oro en carbón = (masa de oro adsorbido/masa de carbón)

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97 193

BALANCES DE MASA EN PROCESOS DE CIANURACION EN LECHOS PERCOLADOS La cantidad de oro fino presente en una pila o botadero de cianuración está dado por lo siguiente: Oro fino = tonelaje de mineral x ley de oro La cantidad de oro disuelto se obtiene de lo siguiente: Oro disuelto = volumen de solución rica x concent. concent de oro. oro Lo mismo se puede hacer para la plata u otro elemento presente en el mineral o concentrado.

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194

BALANCES DE MASA EN CIANURACION POR PERCOLACION (BOTADEROS Y PILAS) Supongamos que tenemos F toneladas de mineral a cianurar, cuya ley de oro y/o plata es f, luego el fino contenido t id de d oro y/o / plata l t es ell siguiente: i i t Fino de oro y/o plata = F (toneladas) x f (g/toneladas)

Al final del ciclo cianuración, si el tonelaje de ripios que quedan es T y la ley de ripios de oro y/o plata es t, el contenido de oro y plata en los ripios es el siguiente: Fino de oro y/o plata = T(toneladas) x t (g/toneladas)

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98 195

Se puede calcular la recuperación de oro y plata por balance de sólidos.

Recuperación ecupe ac ó =

Fxf  Txt *100 Fxf

Supongamos el siguiente esquema de flujos: Flujo de solución lixiviante

MINERAL

Flujo de PLS Dr. Patricio Navarro Donoso - [email protected] – Consultor de Intercade

196

Flujo específico = flujo/área =

Flujo de solución lixiviante =

Flujo de solución lixiviante =

l/h m2 l/h * área transversal 2 m l/h * m2  l / h 2 m

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99 197

Supongamos, concentración de cianuro en solución lixiviante C E , concentración de cianuro en solución CN s PLS CCN , concentración de oro y/o plata en solución PLS S .

    C  Au

Determinemos la recuperación de oro y/o plata.

Recuperación de oro =

l 3 * tiempo * CsAu A (g / m ) h *100  F* f

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198

Recuperación de oro =

masa de oro disuelto *100  fino de oro en alimentación

Determinemos el gasto o consumo de cianuro. Este valor estará dado por el cianuro que ingresa a la pila o botadero menos el cianuro libre contenido en la solución PLS. El consumo de cianuro en un proceso de cianuración está determinado fundamentalmente por el consumo debido a la presencia de elementos cianicidas.

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100 199

Cianuro que ingresa 

l E * tiempo de cianuración * C CN ( g / m3 ) h

Cianuro libre en PLS 

l * tiempo de cianuración * CSCN ( g / m 3 ) h

Luego el gasto de cianuro estará dado por la siguiente expresión:

gasto de cianuro 

l E S * tiempo(CCN  CCN ) h

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200

Ahora expresaremos el consumo de cianuro en gramos por tonelada de mineral tratado o por kilogramo de oro y/o plata recuperada. Consumo de cianuro



l E S * tiempo C CN  CCN kg cianuro h  TM F





l E S  CCN * tiempo C CN kg cianuro h l kg de Au recuperado * tiempo CSAu h



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101 201

ANALISIS DE ALGUNAS PLANTAS HIDROMETALURGICAS DE ORO Y PLATA

Compañía Minera El Refugio Dr. Patricio Navarro Donoso - [email protected] – Consultor de Intercade

202

SINTESIS DEL PROCESO PROPUESTO PARA REFUGIO El desarrollo d ll del d l proyecto de d explotación l ió de d los l yacimientos de El Refugio considera que el mineral se procesa a razón de 30 000 ton/día. Así, el caso base se diseñó para producir un promedio de 233 000 onzas de oro por año, por un periodo de 9,4 años. En la situación del caso base expandido, la producción promedio anual se proyectó con 200 000 onzas de oro al año, año por un periodo de 17,2 años de vida útil para la mina.

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102 203

COMPAÑIA MINERA REFUGIO Ubicación del yacimiento El depósito de oro verde es uno de una serie de cuerpos porfíricos de oro diseminado que descubrió la compañía minera El Refugio en el norte de Chile. Está ubicado en el distrito aurífero de Maricunga, a 120 km al este de la ciudad de Copiapó, entre los 4200 y 4500 metros sobre el nivel i l del d l mar, en un clima li semiárido. iá id

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204

El

desarrollo

del

proyecto

de

explotación

de

los

yacimientos de El Refugio considera que el mineral se procesa a razón de 30.000 ton/día. Así, el Caso Base se diseñó para producir un promedio de 233.000 onzas de oro por año, por un período de 9,4 años. En la situación del Caso Base Expandido la producción promedio anual se proyectó con 200.000 onzas de oro al año, por un período de 17,2 años de vida útil para la mina.

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103 205

Las pilas de lixiviación son del tipo permanente, es decir, el mineral no se remueve de ellas al término del proceso, sino que se coloca una nueva capa encima. Las pilas se construyen usando capas de 5 m de altura y el máximo de altura que se utilizará es de 40 m, es decir, hasta ocho capas consecutivas en carácter de pila permanente. Para la distribución de las soluciones en la lixiviación se goteros,, con una tasa de flujo j de 12,25 , l/h/m2. Para usan g lograrlo, los goteros están colocados en una malla con una densidad correspondiente a 1,33 unidades por m2.

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206

Se usan dos ciclos de lixiviación para enriquecer la solución rica y así disminuir los volúmenes y minimizar el tamaño de la planta de recuperación por carbón activado. En la lixiviación se estiman pérdidas de solución de 5% respecto del peso del mineral, por impregnación inicial del mineral seco, que al final permanece en los ripios y de 5% respecto de los caudales de solución irrigados, por efecto de la evaporación superficial, tanto sobre las pilas como en las canaletas y piscinas de recolección. La reposición estimada de agua en todo el sistema de lixiviación es de una media del orden de unos 200 m3/h.

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104 207

Los consumos de cianuro con el mineral oxidado son 0,72 kg de NaCN por tonelada de mineral y para los minerales no oxidados suben ligeramente a 0,93. El pH se mantiene en el rango de 10,5 a 11,0. La solución rica contiene en promedio 0,55 ppm de oro y se bombea en dos trenes en paralelo de columnas con carbón activado. activado

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208

COMPAÑÍA MINERA MANTOS DE ORO Ubicación del yacimiento Las operaciones de la compañía minera Mantos de Oro se concentran en los yacimientos La Coipa y Chimberos. Ambos están ubicados en la comuna de Diego de Almagro, provincia de Chañaral, III región de Atacama, sobre la cordillera de Domeyko, a 140 km al noreste de la ciudad de Copiapó, 3900 msnm. El yacimiento de plata de Chimberos se ubica en pleno distrito minero de Maricunga, aproximadamente 25 km de la planta procesadora de La Coipa.

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105 209

Vista panorámica de la mina y de la planta de La Coipa, ubicadas a 3900 msnm. Dr. Patricio Navarro Donoso - [email protected] – Consultor de Intercade

210

Planta y oficinas de La Coipa, ubicadas en el distrito aurífero de Maricunga, en la alta cordillera. Dr. Patricio Navarro Donoso - [email protected] – Consultor de Intercade

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106 211

CLIMA Y VEGETACION El clima de la zona donde se ubica el yacimiento es desértico de altura, con temperaturas que oscilan entre 5 °C y 20 °C en verano, y entre -15 °C y 7 °C en invierno. La temperatura mínima alcanza -25 °C en invierno, y la máxima 24 °C en verano. Las precipitaciones pueden alcanzar aproximadamente 500 mm de nieve en 24 horas en invierno, con un promedio diario de 60 mm. El viento registra velocidades l id d d hasta de h t 140 km/h, k /h siendo i d la l velocidad l id d promedio de 30 km/h.

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212

El oro se presenta como oro nativo Au°, y como electrum (Au, Ag). La mineralización de oro ocurre generalmente asociada con alunita pulvurulenta (KAI3(SO4)2(OH)6) distribuida a lo largo de estructuras de jarosita, (KFe3(SO4)2(OH)6) y escorodita (FeAsO4*2H2O). A mayor profundidad, en la zona primaria, existen bornita (Cu5FeS4), calcopirita (CuFeS2), enargita (Cu3AsS4), tetrahedrita ((Cu, Fe)12Sb4S13), tenantita ((Cu,Fe)12As4S13), galena (PbS) y esfalerita ((Zn, Fe)S).

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107 213

RESERVAS Y VIDA DEL YACIMIENTO Al año 1993, el total de reservas explotables era aproximadamente de 61 millones de toneladas métricas con una ley l de d oro de d 1,37 1 37 g/ton, /t y de d 82,13 82 13 g/ton /t como ley de plata para una ley de corte de oro de 0,9 g/ton. Esto equivale a unas 2,3 millones de onzas de oro y a 130 millones de onzas de plata. Con estas reservas, y a un ritmo de explotación de 15 000 ton/día, la vida útil de la mina era de 12 años. Sin embrago, como se continuaron haciendo exploraciones, exploraciones los resultados actualizados indican que la vida útil del yacimiento ascendería a más allá de los 20 años, es decir, hasta cerca del año 2012.

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214

DIAGRAMA DE FLUJOS DEL PROCESO DE LA PLANTA DE LA COIPA Cal

Ciclones D26

Harnero (1) Pila de Acoplo

Floculante Molino SAG 28`X14` Espesador 18`

Harnero de Pebbles(2) Mandil Alimentador

Solución Estéril a Circuito de Molienda

Alimentadores Vibratorios

Chancador Giratorio Fuiler Taylor 42”x65”

Cianuro Molino de Bola (2) 16`x24,5` Chancador de Cono Symons 5,5`

Cajones de bombeo de solución Chancador de Pebble Omnicone 1560

Estanque de Lixiviación (8)

Fundentes

Coagulante Solución Estéril a CCD Solución Estéril a Planta de Filtros

Borax Ceniza de soda Acite + O 2 Horno de Reverbero(2)

Floculante

Solución impregnada

Calcinas Torre de Desalereación Al vacio (2)

Espesador de lavado (3)

Filtro U.S.(4) Clasificador De discos(2)

Ayuda filtro

Staker de Emergencia

Agua Industrial

Filtro de Banda (12)

Escoria Barras de Metal Doré

Zinc en polvo Filtro de Prensa (4)

Retorta de Mercurio (8)

Vacio Precipitado

Solución Estéril a Circuito de Molienda

Cinta Transportadora Soplador

Staker Móvil de Colas, Rahco

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108 215

En un proceso industrial, la determinación de la humedad de un mineral y la cantidad de agua a agregar para alcanzar una humedad requerida es muy importante, pues la calidad de los aglomerados obtenidos en un tambor rotatorio es fuertemente dependiente de la cantidad de agua agregada. Los aglomerados con exceso de agua son aglomerados con poca fuerza de adhesión entre las partículas. Los aglomerados con falta de agua o un poco secos tenderán a romperse durante la formación de la pila.

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216

METODOLOGIA PARA DETERMINAR LA HUMEDAD DE UN MINERAL La metodología incluye una serie de pasos, los cuales se resumen en los siguientes: - Tomar una muestra representativa del mineral. - Calentar la muestra en una estufa a 50-60 ºC durante 12 horas. - Determinar la masa de agua evaporada. Agua evaporada evaporada=peso peso mineral húmedo – peso mineral seco - Luego el porcentaje de humedad del mineral % = masa de agua/masa de mineral húmedo

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109 217

Supongamos tomamos una muestra de 1500 gramos de mineral, a la cual le vamos a determinar su porcentaje de humedad. Si luego de someter a la muestra de mineral a un calentamiento por 12 horas el mineral pesa 1480 gramos, determinemos la masa de agua evaporada. Masa de agua evaporada = 1500 – 1480 = 20 gramos L Luego, ell porcentaje t j de d humedad h d d del d l mineral. i l % = (20 / 1500) x 100 = 1,33%

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218

En este problema veremos la problemática de agua asociada a una pila de cianuración Supongamos que estamos trabajando con una pila que tiene las siguientes dimensiones: largo, 65 m; ancho, 45 m; y altura, 5 m. El flujo específico de regadío es 12 l/h/m2. Determinemos los m3 de agua que pasan por la pila diariamente.

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110 219

Flujo específico = flujo/área Área de la pila = 65 * 45 = 2925 m2 Flujo = 12 l/h/m2 * 2925 m2 = 35100 l/h = 35,1 m3/h

Luego diariamente pasan por la pila 35,1 m3/h * 24 = 842,4 m3 de agua

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220

Realizaremos un balance de masa asociado a un proceso de carbón en lixiviación En una planta de cianuración de concentrados de oro se envían 4m3/h de pulpa a un proceso CIL, con seis reactores en serie. La pulpa contiene 35% de sólidos, siendo la densidad del sólido 3,4 g/cc y la ley del concentrado 24 g de oro/TM. En contracorriente se agrega un flujo de 2,5 kg de carbón bó por tonelada t l d de d mineral. i l La eficiencia de cianuración es 96% y la adsorción de oro en el carbón de 98%. Dr. Patricio Navarro Donoso - [email protected] – Consultor de Intercade

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111 221

a) Determinemos la carga de oro en el carbón al final de los seis reactores en serie. Para esto debemos encontrar la cantidad de oro que se disolvió y luego la cantidad que fue adsorbida por el carbón activado. Fl j de Flujo d pulpa: l 4 3/h (flujo 4m (fl j volumétrico) l ét i ) Densidad del sólido: 3,4 g/cc Luego podemos determinar el flujo volumétrico del sólido en la pulpa alimentada al proceso CIL. 4m3/h x 0,35 0 35 = 1,4 1 4 m3/h de sólido Luego 3,4ton/m3 = X / 1,4 m3/h X = 4,76 ton/h de sólido Dr. Patricio Navarro Donoso - [email protected] – Consultor de Intercade

222

- Fino de oro en alimentación 4,76 ton/h x 24 g/ton = 114,24 g Au/ h Fi de Fino d oro disuelto di lt 114,24 g Au/h x 0,96 = 109,67 g Au/h Cantidad de oro adsorbido 109 67 gr Au/ h x 0,98 109,67 0 98 = 107,48 107 48 g Au/h

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112 223

- Calculemos la carga de oro en el carbón Sabemos que la cantidad de carbón que ingresa es el siguiente: Flujo de carbón = 2,5 kgC/TM, luego debemos encontrar las TM que ingresan al sistema. Flujo másico de sólidos = 4,76 ton/h Flujo de carbón = 2,5 kgC/TM X 4,76 ton/h = 11,9 kgC/h

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224

Luego la carga de oro en el carbón será la cantidad de oro adsorbido dividido por el flujo de carbón en el sistema.

Carga de oro = (107,48g Au/h)/(11,9 kgC/h) = 9,03 g Au/kgC

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113 225

b) Determinemos la ley de oro en el ripio. Masa de oro en alimentación: 114,24 g Au/h Oro disuelto: 109,67 , g Au/h Oro en ripios: 114,24 – 109,67 = 4,57 g Au/h

Flujo de sólidos en alimentación: 5,88 ton/h Supongamos p g 5% de p pérdida total de masa del mineral: 4,76 x 0,05 = 0,238 ton/h (pérdida de masa, masa total disuelta).

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226

Flujo de sólidos en ripios = 4,76 – 0,238 = 4,522 ton/h

Ley de oro en ripios = (4,57g Au/hr)/(4,522 ton/h) = 1,01 g Au/ton Se p puede observar q que los ripios p del anterior p proceso pueden ser cianurados en un segundo proceso tradicional de cianuración.

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114 227

En el problema anteriormente el carbón cargado se envía a un proceso de elusión con 1,5 m3 de solución por hora y la eficiencia de elusión es 98%; determinemos la concentración de oro en la solución rica i que puede d ser enviada i d a un proceso de d electrodepositación. Flujo de solución eluyente = 1,5 m3/h Flujo másico de carbón = 11,9 kgC/h Fino de oro en carbón = 11,9 kgC/h g X 9,03g g Au/kgC g = 107,46 g Au/h Eficiencia de elusión = 98%

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228

Masa de oro eluido = 107,46 gAu/h x 0,98 = 105,3 g Au/h

Concentración de oro en solución rica 

masa de oro eluido volumen de solución

= (105,3 g Au/h)/(1,5 m3/h) = 70,2 g Au/m3

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115 229

Determinemos la carga residual de oro que queda en el carbón. Carga de oro en carbón: 107,46 g Au/kgC Eficiencia de elusión: 98% Carga residual de oro:107,46 g Au/kgC X 0,02 = 2,15 g Au/kgC

Este valor de carga de oro residual recircula en la etapa de proceso CIL; si este valor aumenta en el tiempo, tiempo puede disminuir la eficiencia de adsorción en dicha etapa.

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1

HIDROMETALURGIA EXTRACTIVA APLICADA A MINERALES DE ORO Y PLATA TALLER CIANURACION DE MINERALES DE ORO Y PLATA Dr. Patricio Navarro Donoso Consultor de Intercade

2

Realizaremos balance de masa a un proceso de cianuración por agitación en el cual se tiene un concentrado de oro obtenido por flotación. Supondremos que las especies flotables en este caso eran principalmente minerales sulfurados del tipo pirita, covelina y calcosina, los cuales a su vez eran los portadores del oro. Este tipo de mineral se caracteriza por dos propiedades, ser consumidores de cianuro y por tener una cinética relativamente lenta, lo cual los hace ser minerales complejos.

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2 3

1.- BALANCE EN UNA PLANTA DE CIANURACION POR AGITACIÓN Se concentra un mineral de oro por flotación, el cual se envía a cianuración por agitación en 5 reactores en serie, con un tiempo de o de 4 horas en cada uno de ellos. A la salida del quinto reactor la pulpa es enviada a un espesador para la separación sólido-líquido. Supondremos una disolución del 95% del oro. Posteriormente la pulpa espesa se envía a un circuito de lavado en contracorriente para la recuperación del oro disuelto.

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4

Concentr ado de oro

Solución rica

Solución rica de lavado Pulpa p espesa

Agua de lavado

…

Pulpa final

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3 5

CONDICIONES INICIALES: Flujo de pulpa

: 45,5 t/d

% de sólidos Flujo de sólido

: 40% : 45,5 x 0,40 = 18,2 t/d

Ley de oro

: 60 g/t

Fino de oro en concentrado: 18,2,2 t/d x 60 g/t = 1092 g/d Condiciones de cianuración: 5 reactores en serie Tiempo de o: 4 horas en cada reactor

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6

De acuerdo a lo que se observa en la figura siguiente, antes de entrar la pulpa al primer reactor agitado de cianuración se agrega agua para diluir la pulpa y obtener un 35% de sólido. sólido Esta dilución de pulpa se realiza para obtener una mejor agitación y homogenización de la pulpa al interior de los reactores, lo cual fue determinado previamente en experiencias pilotos. Se debe considerar que en general un concentrado de oro tiene densidad mayor que un concentrado normal.

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4 7

A la entrada del primer reactor: H2O 40 % sólidos ólid

35% sólidos

45,5 t/d de pulpa

Concentración de cianuro: 1,2 g/L pH: 10,8 Se debe agregar agua para diluir de 40% a 35% de sólidos en la pulpa .

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Pulpa al 40% de sólidos: 18,2 t/d de sólido y 26,8 t/d de agua Pulpa al 35% de sólidos: 18,2 t/d de sólidos y 33,8 t/d de agua

Luego, se deben agregar: 7,0 t/d de agua al primer reactor Balance de oro en cianuración: Oro en alimentación: 1092 g/d Oro disuelto: 1037,4 g g/d % de oro disuelto:

1037,4 x100  95% 1092

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5 9

Ahora determinaremos la concentración de oro obtenida en la solución saliente del proceso de cianuración, después de haber alcanzado un 95% de disolución de oro. Al respecto, respecto tenemos 1037,4 1037 4 g/d de oro disuelto y un flujo de 33,8 t/d de agua. Luego, la concentración de oro disuelto es: Concentración de oro en solución :

1037,4 g / d  30,7 g / t 33,8 t / d

 30,7 g Au / m 3

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10

La pulpa obtenida a la descarga del quinto reactor de cianuración es enviada a un espesador, para realizar la separación sólido-líquido y de esta manera obtener una solución l ió rica i de d oro y una pulpa l que será á enviada i d a una etapa de lavado en contracorriente, para recuperar el oro atrapado en la pulpa espesa.

Para realizar el balance de masa en el espesador, supondremos que en la descarga del espesador obtenemos una pulpa con un contenido de 75% de sólidos.

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6 11

Los balances que realizaremos en el espesador son para el agua y el sólido. Balance para el agua: Agua en pulpa a lavar = Agua recuperada + Agua en pulpa espesa luego, 33,8 t/d = 27,73 t/d + 6,07 t/d Balance para el sólido: Sólido en p pulpa p a lavar = Sólido en p pulpa p espesa p luego

18,2 t/d = 18,2 t/d

Todo se resume en la figura siguiente.

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12

BALANCE EN ESPESADOR 18,2 t/d sólido 33,8 t/d agua (35% sólidos)

Solución rica

ESPESADOR

27,73 t/d (30,7 g Au/m3)

Pulpa espesa 18,2 t/d sólido 6,07 t/d agua (75% sólidos)

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7 13

Realizaremos un balance de oro en el espesador Oro disuelto en pulpa alimentación = oro disuelto en solución rica + oro disuelto en pulpa espesa. Luego, 33,8t/dx30,7g/m3 = 27,73t/d x 30,7g/m3 + 6,07t/d x 30,7g/m3 Oro en pulpa O l alimentación li t ió = 1037,7 1037 7 g/d /d Oro en solución rica = 851,3 g/d Oro en pulpa espesa =186,4 g/d

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De acuerdo a los valores obtenidos se puede concluir lo siguiente:  82% del oro disuelto es obtenido en la solución rica  18% de oro queda enla solución de la pulpa espesa, lo que equivale a 186,4 g/d. Es por este motivo que la pulpa espesa debe ser enviada a una etapa de lavado, para recuperar el oro contenido en la solución de dicha pulpa.

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8 15

BALANCE EN ETAPAS DE LAVADO DE PULPAS: Número de reactores de lavado: 5 Razón de lavado: 3 Flujo de agua de lavado: 20,1 m3/d 18,2 t/d sólido

18,2 t/d sólido

6,07 t/d agua

6,07 t/d agua

30,7 ppm Au

0,086 ppm Au

1

2

3

4

5 20,1 t/d agua

20,1 t/d solución rica

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Razón de lavado = 3 Qw 3 6,07 t / d

 Qw  18,2 t / d

Ahora determinaremos la concentración de oro en la pulpa lavada o pulpa a descartar:

Si Cw C = 0, 0 concentración t ió de d oro en agua de d lavado: l d Cn = 30,7g/m3 / 364 = 0,084 g/m3

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9 17

Determinaremos el consumo de consumo de cianuro en el proceso de lixiviación. El consumo lo expresaremos en kg de cianuro consumido por tonelada de mineral tratado y por k de kg d oro disuelto. di lt Concentración CN- en solución entrante = 1,2 gr/l Concentración de oro en solución saliente = 0,75 gr/l Tonelaje de sólido tratado = 18,2 t/d Flujo de agua en pulpa alimentación = 33,8 t/d Oro disuelto = 1037,4 g/d

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kg de cianuro consumido 33,8m 3 / d · 1,2 kg / m 3  33,8 m 3 / d · 0,7 kg / m 3  t de concentrado 18,2 t / d 

40,56kg / d  23,66kg / d kg cianuro  0,93 0 93 18,2 t / d t concentrado

kg de cianuro consumido 40,56kg / d  23,66kg / d  kgdeororecuperado 1,037kg / d  16,3 16 3

kg g cianuro kg Au

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10 19

DETERMINACIÓN DE HUMEDAD DE UN MINERAL La expresión para determinar el contenido de agua o humedad en un mineral es la siguiente:

% humedad 

masa de agua de un mineral x100 masa de mineral húmedo

Pero la P l masa d de agua contenida t id en un mineral i l se d determina t i de la siguiente manera. Masa de agua = Peso mineral húmedo – Peso mineral seco

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Se pesan 350 gr de una muestra de mineral y se coloca a secar en una mufla durante 12 horas a 70°C. Una vez secado el mineral se volvió a pesar, dando como resultado 346 grs. Masa de agua = 350 – 346 = 4 grs. Apliquemos ahora la fórmula de la humedad:

% humedad 

4 x100  1,14% 350

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Determinación de agua a agregar para alcanzar una humedad deseada. Este es el típico caso de un mineral que ingresa a un tambor aglomerador y se le debe agregar una cantidad de agua para lograr una calidad óptima de aglomerado. Se tiene un mineral que contiene una cantidad de agua equivalente 1,8%, deseamos determinar el agua que se debe agregar para alcanzar una humedad total de 8,5%.

% humedad 

masa de agua x100 masa mineral húmedo

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Supongamos tomamos una muestra de 1 tonelada de mineral, luego el contenido de agua es: 1000 x 0,018 = 18 kg de agua en el mineral Apliquemos la expresión del % de humedad

0,085 

18 kg de agua propia  X agua a agregar 1000 kg g  X agua g a agregar g g

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0,085 

18  X 1000  X

85  0,085X  18 X 0,915 X  67 X

67  73,22 kg.de k d agua 0,915

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Se deben agregar 73,22 kg de agua para alcanzar una humedad de 8,5%.

Luego se dosifican 73,22 kg de

H2O/TM. O/TM La determinación de la humedad de un mineral debe ser controlada permanentemente, pues si esta varía, la dosificación a agregar se debe modificar para alcanzar la humedad que se necesita para lograr una buena aglomeración.

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En una pila de mineral de oro se tienen 450.000 toneladas de mineral cuya ley es de 1,4gr/ton. Se riega esta pila con un flujo de solución de pH 11 de 208 208.3m 3m3/hr durante 180 días, esta solución contiene 700 ppm de cianuro libre. Luego de completar el ciclo de regadío el PLS contiene 0.65

ppm

de

oro

y

380

ppm

de

cianuro

libre.

Determinaremos la recuperación de oro y el consumo de cianuro.

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CALCULEMOS EL FINO DE ORO EN LA PILA Fino de oro = 450.000 x 1.4 gr/ton = 630.000 gramos de Au 630 kgs de oro Flujo de solución = 208.3m3/hr Volumen de solución pasada = 208.3m3/hr x 180días x 24hrs= =

900.000m 900 000m3

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Concentración de oro en solución rica =

0.65gr/m3

Masa de oro en solución rica = 900.000m3 x 0.65gr/m g 3 Es igual a oro.

585.000grs. de Au, es decir , kgs 585 kgs de

Recuperación de oro = oro en solución/oro fino = 585.000/630.000 = 92.8%

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Determinaremos ahora el consumo de cianuro por tonelada de mineral tratado. Cianuro a la entrada = 900.000m3 x 700gr/m3 ,es igual, a 630 toneladas. Cianuro a la salida = 900.000m3 x 380gr/m3 , es igual, a 342 toneladas.

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Cianuro a la salida= 900.000m3 x 380gr/m3 = 342 toneladas Luego, gasto de cianuro = 630 – 342 = 288 toneladas Consumo cianuro/TM = 288/450.000 = 0,64kgs cianuro/TM Determinemos ahora el consumo de cianuro por kilógramos de oro recuperado Consumo cianuro/Ton de oro = 288/585 Es igual a 0.49kg cianuro/kg oro

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Determinemos ahora el consumo de cianuro por kilógramo de oro recuperado. Consumo cianuro/Ton de oro = 288/585 =0.49kg cianuro/kg oro

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