Cianuracion De Oro 16574u

Etapa 1 Etapa 2 Etapa 3 Etapa 4

kAlk

0.132 0.356 1.425 1.930

Coeficiente de Transferencia de masa en

la

= kA1k x (1-m 1k x I tkl -1 m tk

5788.71 1783.42 466.12 48.89

IJk 0.00021925 0.00012572 0.00005208 0.00001542

kcak) =0.0355 =0.2762 =1.3904 =1.9285

7.13- CALCULO DE U<Jk> Coeficiente de Transferencia de masa en el Carbón U Jk =m Jk X kc(jk) m jk u Jk kc(ik) 0.0355 5788.71 20S.4992 Etapa 1 0.2762 1783.42 492.580 Etapa 2 1.3904 466.12 648.093 Etapa 3 1.9285 48.89 94.28 Etapa 4 Se debe notar que el tiempo de residencia del carbón en la etapa 4 es mucho más largo que las primeras 3 etapas debido a que su coeficiente de transferencia de masa es mucho más pequeño en la región zona de solución y la concentración de oro en el carbón de la etapa (4).

56

·l

7.14.- CUADRO RESUMEN DE LOS PARAMETROS Y DATOS PARA LA ESTIMACION DE U PARA CADA ETAPA E TAP AS PARAMETROS 1 2 3 4 tj

Cj q,

tk

Ck qk tjk [TK-TJ] ,-m J k

Cj*

* Ck 1J k

4

X 10

.-k, k

.-K e J k

u, k

2.20000 0.2721 400.00 10.60 0.203 800.00 8.40

0.55000 0.2572 150.00 3.80 0.117 400.00 3.25

0.10000 0.3444 18.80 1.40 0.061 150.00 1.30

0.01000 0.3850 0.00 4.00 0.000 18.80 0.00

5788.71 0.3867 0.1263 2.1925

1783.42 0.00724 0.03867 1.2572

466.12 0.00029 0.00717 0.5208

48.89 0.00029 0.1542

0.132 0.0355 205.499

0.356 0.2762 492.58

1.425 1.3904 648.093

1.93 1.9285 94.28

o

8.- CALCULO DE LA CONCENTRACION DE CARBON La Concentración del carbón se cálculo en base al movimiento de flujo vertical hacia abajo de la pulpa para cada hora igual un volumen de pulpa individual que contiene 2,000 gramos de solución El movimiento hacia arriba correspondiente al carbón se cálculo de acuerdo a ecuación (5) =Mxtri Mi (17) Donde Tri = Tiempo de Retención del carbón (hrs.) para la i- enésima etapa M = Es la cantidad de carbón en (gr.) que se mueve en un tiempo determinado(g/hora) Mi = Es el carbón total requerido en cada etapa de la pulpa. El número de etapas de adsorción depende principalmente del tamaño del tanque , que para estas determinaciones es necesario conocer el Volumen a cargar. La concentración del carbón es una variable importante que en nuestra operación utilizamos entre 1O y 30 gr/lt. Conocidos la concentración del carbón y el volumen que necesitamos cargar determinamos el peso del carbón que se mueve determinado por: P = [Gr./lit] [lit. pulpa] = Gramos de carbón Conocido el tiempo de retención para un volumen determinado y la carga que necesita sabremos que: M = P/Tri = Gramos/hora y el requerimiento de carbón basado sobre la ecuación (17) se muestra en la tabla (9),con una concentración de carbón basado en un volumen de 2,714 litros de pulpa y a 50 % sólidos TABLA N-9.-Requerimientos por etapas de carbón de malla (6 x 16) para una prueba de adsorción batch en contracorriente

57

ETAPA Alimento 1 2 3 4

BLANCO CARBON DE COCO CONCEN.DESCARGADA MALLA(6 X 16) SOLUCION CARBON CARBON PULPA Au g/m3

Au g/ton

gramos

g/lit

0.391 0.196 0.074 0.022 0.01

800

6.91

2.55

400

5.31

1.96

150

9.5

18.8

81.12

3.5

29.89

9.- OPERACIÓN DE PRUEBAS BATCH EN CONTRACORRIENTE Cada wia de las etapas batch se efectuó en wi vaso de 4 litros con wi agita0dor mecánico después de cargar la cantidad apropiada de pulpa se agitó durante una hora El carbón fue cernido sobre malla 28 y fue retenido para usar el proxino ciclo ,se lavó el carbón descargando el agua de lavado con los residuos La pulpa no diluida se alimento a la próxima etapa El traslado de una pulpa batch fue de wia etapa i a otra i + 1 ,La pulpa fresca del batch (2, 714 litros) se purifico dentro del vaso en la primera etapa La pulpa desde la etapa 4 se hace wi muestreo para análisis de oro en solución El peso exacto de carbón (M) se traslada en contracorriente al flujo de pulpa al final de cada ciclo mediante medición volumétrica sobre una base de una densidad total de 0.45 gil Así el transporte del carbón fue desde la etapa i a la etapa i -1 "M" gramos de carbón fresco que se pusieron dentro de una nueva etapa (4) Los M gramos de carbón removido desde la etapa 1 fue ensayada por vía seca por oro y plata Después que la cantidad exacta de carbón ha sido avanzada a través de las etapas, se inició la agitación para el próximo ciclo El sistema se operó durante 1O ciclos resultando los datos de alimentación y el carbón que son mostrados en la tablaN-10 CICLO

SOLUCION RICA MUESTRA DE CARBON PULPA ALIMENTADA Volumen Volumen Au. g/m3 Peso (g) Au.gr/ton %Sólidos

1

50.46

2.714

1.990

0.391

0.98

753

2

50.46

2.714

1.990

0.391

0.98

682

3

50.46

2.714

1.990

0.391

0.98

640

4

49.85

2.714

2.003

0.362

0.98

736

5

49.85

2.714

2.003

0.362

0.98

604

6

49.85

2.714

2.003

0.362

0.98

640

7

49.33

2.696

2.000

0.353

0.98

640

8

49.33

2.696

2.000

0.353

0.98

658

9

49.33

2.696

2.000

0.353

0.88

683

10

50.39

2.726

2.000

0.353

0.88

703

TABLAN °10.- CONDICIONES DE OPERACION

58

El peso se determinó utilizando la densidad de 0.45 gil. En los dos últimos ciclos el movimiento de carbón fue cayendo desde 0.98 a 0.88 g/llora con una compensación de valores de oro más bajos de la solución rica Un total de 27.10 litros de pulpa conteniendo 49.93 % sólidos fue procesado. La solución rica contenida en promedio de 0.367 g/m3 de oro con 0.02 % Na CN a un pH de 10.5 Las muestras de carbón de la etapa 1 variaron desde 604 a 753 g /ton carbón y con un promedio de 674 g /ton carbón ,este se comparó con un carbón teórico producto de 763g/ton carbón, basados sobre un dato de operación promedio con W/M=2080.8 Hay varias fuentes potenciales de error en este procedimiento de prueba en batch Al final del ciclo 10 ,el carbón y la solución de cada una de las etapas se maestrearon y los análisis son mostrados en la TABLA 11 Etapas

Perfil de Solución

Recuperac. de oro por

Carbón

Oro

Plata

Dore

Oro

Etapas

Grs

Gr/ton

gr/ton

gr/ton

Fino

Alimento 1 2 3 4

Au g/m3 0,367 0,245 0,12 0,019 0,02

33,24 34,06 27,52 5,18

0,88 1,89 4,1 10,58

675 299 163 17

28 78 31 6

703 377 194 23

960 793 840 739

XX

XX

XX

XX

XX

XX

TABLA. -11.-Perfil del carbón y la solución en prueba batch en contracorriente después de 1O ciclos 10.-PRUEBAS PILOTO LABORATORIO CON CARBON MALLAS

(6 X 16)

Se construyó una Planta Piloto CIP en contracorriente para la adsorción y recuperación de oro sobre carbón de malla 6 x 16 ,a partir de la pulpa lixiviada que es cola final del circuito de cianuración ,cuyas condiciones de operación fueron las mismas en las pruebas de laboratorio

10.1-DISEÑO EN CASCADA EN PLANTA PILOTO DE LABORATORIO

La isoterma de equilibrio de adsorción para un carbón de coco de 6 x 16 mallas se estima cerca a la misma isoterma para carbón de coco de 1O x 20 mallas como se muestra en la figura 4 .Esta estimación se basa en trabajos anteriores Los resultados de lixiviación indican rica que contenía 0.34 g/ m3 de oro estaría disponible para esta prueba Usando este valor la solución barren blanco se coloco a una concentración de 0.0005 g/ m3 de oro y el carbón cargado blanco a 800 g/ ton de carbón La línea de operación es mostrada en la fig.5 con la isoterma de la fi.g.4 ,la pendiente de la línea de operación es

59

W/M = 800/(0.34- 0.0005) =2,356 El blanco cargado de oro se ftjo como sigue ETAPA ETAPA ETAPA ETAPA

1 2 3 4

800 400 150 18. 8

g/ ton de carbón g/ ton de carbón g/ ton de carbón g/ ton de carbón

Las cuatro etapas de la prueba planta piloto se muestran en la fig. 5 como pasos sobre la Línea de operación son aquellos usados en la prueba batch en contracorriente: 10.2-ESTIMACION DEL TIE1\1PO DE RETENCION DEL CARBON EN LA ETAPA PILOTO Los datos de adsorción de oro sobre el carbón de - 6 x 16 mallas se estimaron a partir de los datos para un carbón de -1O x 25 mallas, mediante un factor desarrollado desde una área superficial relativa de los tamaños de carbón. PARAMETROS 1 1

1

E TAP AS 2

3

0,06416

0,00848

4 0,00050

Ci

1 0,17025

Qi

800,00

400,00

150,00

18,80

ci* lix104 Ui .-kci .-kai

0,12604

0,03880

0,00717

0,00028

2,18110

1,25900

0,52450

0,15410

323,18

504,62

642,54

91,72

0,13799

0,21410

0,27260

0,03892

0,20815

0,27760

0,30630

0,04036

9,22

6,70

12,69

91,65

Tri

TABLA-Nº l2.-Parámetros para el cálculo del tiempo de retención del carbón -10 +20 mallas estimado a partir de U(*) para la etapa de Planta Piloto La velocidad de adsorción del oro para el carbón de tamaño más grande , a si mismo fue estimado siendo 0.6 veces la velocidad para el carbón -10 + 20 mallas El blanco de la concentración de oro descargado en la solución se calculo en el blanco de oro cargado sobre carbón y la ecuación de la pendiente de la línea de operación Los blancos de concentración descargada es listado como sigue [ci , qi ] en Tabla 12 (*)- Primeramente para calcular el tiempo de retención de carbón -6 +16 mallas Desde los blancos cargados de oro son los mismos que en las pruebas batch en contraconiente el estimado Ui en la tabla -7 es usado en la tabla 12 Los valores de Tri en la Tabla 12 son divididos por 0.6 para obtener el tiempo de retención del carbón -6 +16 mallas el cual se muestra en la Tabla 13

60

10.3-CALCULO DE LAS CONCENTRACIONES DE CARBON EN LA ETAPA PILOTO La Concentración de carbón en la etapa piloto se calculo en base una pulpa en flujo hacia abajo trasladado cada hora igual para una etapa de volumen de celda de 4.044 J/h que contenía 2,997 g de agua a 50% de sólidos El carbón trasladado hacia arriba se calculo a partir de la ecuación! 8 según: M =19.430 gramos/15.37 horas = 1.264 g/h Los requerimientos de carbón se basaron en la ecuación (17) y es mostrado en la tabla 13 con concentración de carbón basado en el volumen de celda de 4.044 litros

Etapa

BLANCO DE SOLUCIONES Descargadas Carbón gr./ton

Total gramos

Densidad gr/lit

0,3400

o

Tiempo de Retención

0,1700

15,37

0,0090

150

0,0005

18,8

21,15 152,75

19,43 4,12 26,73 193,07

4,81

0,0640

800 400

Piloto

Solución oro gr/m3

Alimento 1 2 3 4

CARBON DE CASCARA DE COCO 6 + 16 Mallas

o

11,17

o

o

3,49 6,61 47,74

TABLA-13.-Requerimiento por etapas de carbón -6 +16 mallas para pruebas de adsorción a nivel de Planta Piloto 10.4- OPERACIÓN EN PLANTA PILOTO La Planta piloto se efectuó en 4 tanques en cascada de 4 litros con un overflow de aberturas cubiertas con malla 20 para retener el carbón -6 +16 mallas La pulpa se agitó mecánicamente y la pulpa se alimento al primer tanque, el carbón se traslado con un cucharón de malla 28 y lavados con agua y manteniendo una relación de pulpa/volumen de 0.45 g/ml. Las condiciones del blanco fueron: 1.-La pulpa con 50% sólidos y un flujo de 4.044 J/h, correspondiente a un tiempo de retención de la pulpa de 1 hora 2.-Una velocidad de flujo de solución de 2.979 J/h con un movimiento de carbón en contracorriente de 1.264 g/h (2.81 ml en volumen total 3.-La concentración del carbón -6 +16 mallas se muestra en la tabla 13 , después de poner el carbón inicial en cada tanque de acuerdo a la tabla 13 , la alimentación se midió en Planta durante 26 horas sin movimiento de carbón para cargar el carbón con un total de contenido de oro cercano a aquel que debería contener en el equilibrio Luego se inició el movimiento de carbón y se continuo por 36 horas el cual se resume mejor en tres periodos de flujo en contracorriente como se muestra en la Tabla 14

61

En el primer periodo de flujo en contraconiente, la velocidad de flujo de pulpa promedio e4 2, 5 Vh comparado con el blanco de4.040 litros después del montaje de la bomba de alimentación cada día hubo una tendencia hacia aniba en la velocidad del flujo, el cual se ignoró mientras que los análisis de soluciones barren fueron satisfactorias Durante las18 horas de operación de este periodo el análisis promedio de la solución barren fue de 0.0009 gramos/m3 · El análisis de la solución barren tiende a subir desde <0.0003 hasta0.0015 gr/m3 comparado con el blanco de0.0005 gr/m3 El contenido promedio del producto de carbón en este periodo fue de 706 gr de oro/ton y 115 gr de plata /ton Una acción continuada de lixiviación en la pulpa alimentada elevo lentamente el contenido de la solución rica durante la campaña A si mismo el movimiento de carbón se mantuvo igual y el flujo de pulpa del blanco se re calculo hasta 3.705 Vh para una solución rica de0.37 gr de oro/m3 El monitoreo más exacto de la velocidad de flujo alimentado fue además puesto en efecto durante8 horas de operación en el segundo periodo de movimiento de carbón , la velocidad de flujo de pulpa fue de3.64 Vh y el análisis promedio del barren fue de0.003 gr/m3 cayendo hasta0.002 gr/m3. PERIODOS DE OPERACION . PARAMETROS

CARBON RICO

FLUJO EN CONTRACORRIENTE

1

2

3

4

!Alimento de Pulpa 1 Flujo de Tiempo (horas)

-

-

26,00

18,00

8,00

10,00

62

!Promedio de Sólidos%

49,85

50,00

50,30

52,71

50,08

!Promedio de flujo (1/h) !solución Rica

4,279

4,249

3,635

3,088

!Total (Litros) 3

!Gr/m

I Muestra de Carbón E-1 Total (gramos) Gramos de oro/ton

-

-

-

-

-

XX

-

-

82,00

56,30

21,40

22,60

182,30

0,337

0,368

0,370

0,387

0,356

XX

22,23

10,11

12,64

44,98

706

715

702

707

115

100

81

102

783 897

809

XX

Gramos de Plata/ton

XX

Gramos /ton Dore ¡oro Fino

XX

821

815

XX

860

877

874

TABLA-14.-Datos de una Planta Piloto para adsorción de oro utilizando carbón -6 +16 mallas en un proceso CIP. Las soluciones barren contienen un promedio de0.004 gr/m3 aunque la relación en soluciones ricas de plata y oro era cerca de1 a4 y la relación de carbón rico fue de 1 a6 y el contenido de plata fue de el barren fue satisfactorio Para promover la posible acumulación de plata en el sistema de carbón en pulpa especialmente en las dos últimas etapas la velocidad de flujo de la pulpa en el blanco se ajusto a3.05 Vh. La base del ajuste fue un blanco de carbón rico fue de 800 gr de oro más plata por tonelada

. 1·

62

La rapidez del movimiento no se cambio durante 1O horas de operación en el tercer periodo del movimiento de carbón y la velocidad de flujo promedio fue de 3.091/h y el análisis de barren final fue de 0.001 gr/m3 cayendo hasta 0.006 gr/m3 y el contenido de plata promedio de la solución barren es de 0.008 gr/m3 En 36 horas de movimiento de carbón, el tiempo promedio de retención de la pulpa alcanzó 0.93 horas y la relación promedio en peso en contracorriente en solución a carbón igual a 2,228.28 ó 0.4 4 9 gramos de carbón por litro de solución en flujo. El análisis promedio de solución rica igual a 0.372 gr/m3 y el promedio de la solución barren de 0.006 gr/m3 • El producto de carbón contenía en promedio de 707 gr de oro/ton y 102 gr de plata/ton luego del último movimiento de carbón ,el perfil de la solución final y del carbón es obtenido como se muestra en la Tabla Nº l5 En comparación con el carbón rico [cargado de oro], la variable que afecta el material sólido en la entrada del carbón debe ser mantenido en mente. El análisis del carbón y las soluciones relativas son razonables El control (mediciones) del dore fino del contenido relativo de oro y plata en el carbón disminuye desde 952 en la etapa 1 hasta 4 38 en la etapa 4 Etapas Alimento 1 2 3 4

Perfil de Solución Au g/m3 0,356 0,251 0,158 0,039 0,006

Recuperac. de oro por Etapas

XX

29,5 26,1 33,4 10,8 99,8

carbón grs

XX

21,40 13,00 26,80 179,80

CARBON oro gr/ton

XX

610 364 207 28

-6

+ 16

Dore gr/ton

Oro Fino

641 445 286 64

952 818 724 438

XX

XX

Tabla Nº l5.-Perfil de carbón final y solución final a partir de operación de Planta Piloto Se chequearon los blancos en oro con 5% y los blancos con carbón con 4%. Si la diferencia de pesos de carbón inicial y final se atribuyo al fenómeno de atricción , las pérdidas fueron de 0.135 lbs /ton de mineral. 11.- DIMENSIONAMIENTO DEL EQUIPO 11.1.-DIMENSIONES DEL AGITADOR:

Las condiciones del proceso a considerar para una correcta selección del sistema de Agitación son los siguientes: A.-% de sólidos y gravedad especifica del sólido.- El% de sólidos por peso en una pulpa afecta en los siguientes parámetros: a.- Potencia requerida b.- determinación de la Velocidad de asentamiento de las partículas. Para su determinación se usa las siguientes fórmulas SG1 HP H20 X HP absorbido

(1)

63

Donde: SG1 = Gravedad especifica de la Pulpa = HP H20 HP curvas Velocidad de Asentamiento Ley de Rittinger: C= 1.8 V= c x d ( s - cr )/ cr Ley de Allan: V = c x d ( s - cr }213/ cr C = 7.7 Ley de Stockes: V = c x d2 ( s - cr )/ cr C = 666 Donde: • V = Velocidad de asentamiento (pies/segundo) • d = Diámetro de las partículas (pulgadas) • s = Gravedad específica de las partículas • cr = Gravedad específica de la pulpa Viscosidad de la pulpa.- En este trabajo su viscosidad no excede a los 300 Para un Tratamiento en Planta de: = 125 1MSD G.e = 4.3 Dp = 1.4 = 37.23 °/4 %S = Toneladas Pulpa 335.75 Ton. Pulpa = Volumen de Pulpa 335. 75 Ton. Pulpa = 239.82 m3· Pulpa =9.99 m3/hora= l.4 Ton / m3 Tiempo de Adsorción (Laboratorio) = 3 horas = 29.97 m3 Volumen a Tratar = 6.17 m D = (29.97 x 4 / 3.1416t = = H D = 20 pies

!l

11.2.-DJMENSIONES DEL SISTEMA DE AGITACION:

Tamaño del Agitador = 20'x 20' = 74 micrones Granulometría 100%- 200 mallas Gravedad específica = 4.3 = 1,350 Densidad de Pulpa Con el tamaño de partículas más grande y el %de sólidos ( peso ) determinamos la velocidad de asentamiento (Sr) ,haciendo uso de las fó1mulas de la leyes de Stokes, Allan y Rittenger para nuestro caso y con el uso de tablas tenemos que Sr = 0.62, con este dato determinamos la Velocidad Anular (Vup) que se define por VuP = Sr x K / O. 7 Donde: = Velocidad de Asentamiento (pies/minuto) Sr = Constante de operación = 3 K = 2.65 pies/minuto VuP = 0.62 x 3 / O. 7 = VuP 35 pies/minuto = 35 pies/ minuto Lo mínimo utilizado para el diseño

64

A- Determinación del diámetro de la hélice: Conocido VuP determinamos la relación Dr en tablas Dr = 0.42 Dr = Diámetro de la hélice Diámetro del tanque Diámetro de Hélice = 0.42 x 20 = 8.4 pies B.- Ubicación de la Hélice:.- Básicamente esta ubicación esta dada por el tipo de velocidad. A mayor velocidad de la hélice la distancia del fondo será mayor y viceversa se recomienda los siguientes parámetros Distancia del Fondo Rango de Velocidad 1D-2D 900 pies/min. o mayor 0.8D-lD 750 a 900 pies/min. 0.6D 750 pies/min. o menor C.- Determinación del consumo de energía: (HP) Usamos las cwvas de potencia Vs Tipo de velocidad De la cwva BHP = 8.2 El BHP lo multiplicamos por la Densidad de pulpa 11. 07 HP consumo = 8.2 x 1.35 = FIGURAN °6.- TANQUE AGITADOR Y SUS COMPONENTES

PULPA .. ..................

1

............... .. ............... ·

:

AIRE

sparg

20 pies

--------r---- o sparge

20 pies

AIRE

65

SPARGET

\

\

PULMON DEAIRE

FIGURA N ° 7.-UBICACIÓN DE LOS SPARGET Y HELICE 12.- CONCLUCIÓNES 1.-En la 4ta.etapa en los 10 ciclos de la prueba batch en contraconiente el carbón de coco de -1O + 20 mallas se enriqueció en promedio de 670gr de oro/ton a partir de una solución rica que contenía 0.37 gr/m3 dejando una solución barren menor de 0.0005 gr/m3 2.-En la 4ta.etapa de 36 horas en contraconiente en la prueba de laboratorio con carbón de coco -6 +16 mallas que se enriqueció en un promedio de 71O gr de oro/ton y 100 gr de plata/ton a partir de una solución rica que contenía 0.37 gr/m3 de oro y menos de 0.1 gr/m3 de plata y dejando un barren de 0.06 gr/m3 3.-La prueba en batch sobre la pulpa cianurada mejoraron los datos de velocidad valorable y la curva de equilibrio de adsorción a temperatura ambiente para carbón de coco de -1O + 20 mallas .Donde un diseño de la teoría de cascada fue satisfactoriamente aplicado a al batch en contraconiente y las pruebas a nivel de planta piloto laboratorio 4.-De los resultados y utilizando los parámetros obtenidos diseñamos un agitador para nuestra operación con las siguientes medidas H = 20 pies D = 20 pies, con una potencia de 12 HP

66

CAPITULO V

DESORCION O ELUCION 1.-DEFINICION

Esta operación se lleva a cabo en un reactor en donde el carbón es cargado y se hace pasar en sentido ascendente un flujo de solución cianurada en caliente a 80ºC a 90 ºC que contiene hidróxido de sodio y alcohol etílico, la solución eluyente debe tener la siguiente concentración: Cianuro de Sodio =0.2 % Hidróxido de Sodio = 2.0% = 10% Alcohol Etílico El oro y la plata en el proceso de Desorción es influenciado por varios factores como son: Temperatura =T pH, =pH Concentración de Cianuro =(Cn) Carga de Cianuro =(Qn) Cation = (Ck) Según la ecuación:

Q.-A. C º

Para

(1)

A =Ao.f1(Qn) f2 (Cn) f3 (pH) f• (Ck) fs (T) En la industria su poder es aprovechado por :

A=Ao(Ck+l)P

Donde:

:Q. =Carga del Metal A =Constante influenciado por (Qn),(Cn) ,(pH), (Ck), y T Ao = Cuando Cn y T son condición fija C =Concentración del metal n = Constante p =Depende del cianuro y del catión C k =Catión

En este proceso es también influenciado por metales como cobre y nikel, etc. La Desorción del oro que fue adsorbida de una solución cianurada, La reacción que se presenta es la siguiente : (2)

[carbón -Au (CN)]n [carbón -OH]

(3) f

+ Of =[carbón-O"] +H2O

(4)

67

A continuación enumeramos los siguientes efectos: 2.-EFECTOS FISICOS Y QUIMICOS La elución del oro proveniente del carbón activado esta controlado por las condiciones de carga del oro y la capacidad del carbón

2.1-TEMPERATURA La Temperatura es el factor más importante en la elución del aurocianuro, procedente del carbón cargado, Ross demostró que el equilibrio mejoró según se fue incrementando desde 50 ° C a 100º C en un sistema cerrado % DESORCION EN FUNCION DE LA TEMPERATURA 100 90

80 glt

o

80

100 g/t

o

60

w e w e

40

u:;

w e z

70

130 g/t

50

180 g/t

30 20

LE)[ CARBON

10 -t--�---::;,,""--------+--------+---------;

Po' RE

-.,::;....--------,f---------,f-----------t 2

4

6

N" DESTRIPERS

En la fig.(1) mostrada se nota claramente la influencia de la temperatura en función de la cantidad de reactores (stripers) y por ende la ley del carbón pobre o residual De acuerdo a este esquema de elución Zadra se pueden considerar dos clases : 1.-Se puede operar a presión atmosférica y a una temperatura cercana a los l00º C 2. -Operando a mayor temperatura presión se consigue mayor rapidez en la elución 2.2.-CONCENTRACION DEL CIANURO Con el aumento en la concentración del cianuro aumenta la competencia del ion cianuro CN, con los iones de aurocianuro (AuCN) por absorber sitios en el carbón y puede asistir a un desplazamiento del aurocianuro en especies del carbón La presencia de mayor cantidad de cianuro libre en el proceso no es tan requerida en el proceso de Desorción , una distinta orientación se puede lograr colocando el cianuro en remojo en el reactor con agua deionizada en la elución Es cuestionado si el exceso de cianuro en el circuito a alta temperatura juega algún rol puesto que es rápidamente oxidado a amoniaco y dioxido de carbono

68

TABLA.Nº 1.-Efecto de la concentración del cianuro en la capacidad de la carga de oro f'.EMPEIMTU1lA(0.C)·. . CNdpJ>ni] : · · ·. · · •. t'.A)>ACI:Q.AQ (Kg/t) · . .

20 25 62 62

o

. •

73 62 29 26

130 260 1,300

2.3.-CONCENTRACION IONICA

La concentración ionica tiene su máximo efecto cuando la velocidad de elución es lenta por la concentración del cianuro y el oro no es removido y el oro puede desorber con baja concentración iónica (OH\ CN) La capacidad del carbón activado para el oro se incrementa cuando la concentración de cátiones se incrementa en la solución según el orden: Ca 2+>Mg, 2+> H +> Na+�+ La Desorción es favorecida por la baja carga iónica ,por ausencia de iones Ca 2+, Mg, 2+en el proceso A.A.R.L. con la soda cáustica en caliente se convierte en C a 2+ [Au (CN)-h El efecto de los cationes divalentes de calcio y magnesio en la adsorción del oro por el carbón activado es invertido en el proceso de Desorción La remoción de las especies ionicas que compiten a partir de la solución es efectuada usando agua deionizada en el proceso AARL VELOCIDAD DE ELUCION EN FUNCION DE LA CONC.IONICA u

0.08 0.06 0.04

o

0.2

0.4

0.6

o.e

CONCENTRACION IONICA (Mol/lit)

Fig.-2. -Variación de la velocidad de la elución en función de la concentración ionica 2.4.-EL PH El proceso Sadra (1950) usa soluciones que contienen de 1 a 3% de NaOH �en depósitos cerrados (striper) solución eluyente El ion hidróxido desplaza al ion aurocianuro de una manera similar que el ion CN

69

La adición suficiente de la alcalinidad es requerida para evitar la hldrólisis del cianuro manteniendo el pH entre el rango de 10.5 a 12 ,siendo su control del pH en este proceso de Desorción Los primeros trabajos por la AARL usaron los reactivos alcalinos Hidróxido y carbonato metálico ,este producto tuvo dos problemas aparentes ,la presencia del carbonato de calcio sobre el carbón y la pobre elución de metales bases debido a la inestabilidad de estos complejos a alto pH 2.5.-SOLVENTES ORGANICOS

La velocidad de elución se ve incrementada con la adición de un solvente orgánico que pueden ser alcoholes ó glicoles a la solución eluyente El equilibrio de distribución de oro entre el carbón activado y la solución de cianuro en o es mucho más favorable para soluciones (Desorción de oro) en presencia de solventes orgánicos El coeficiente de distribución de equilibrio Kd entre el carbón activado y la solución de cianuro acuoso es: Kd = Au en el Carbón Au en Solución Los alcoholes, como metanol, etanol, y isopropanol a concentraciones de 15 a 25 % en volumen de solución reducen el tiempo de elución de un factor de 3 a 4 a 90º C hifortunadamente estas soluciones con alcoholes son altamente inflamables y pueden producir incendios Los glicoles como el etilglico, propileno glicol se pueden usar con similar concentración pero se hacen en menor tiempo que los otros alcoholes % DESORCION EN FUNCION DEL SOLVENTE ORGANICO ··--·--·-----··--··-- ·--·-·-·--·-·-· ··---·-·-····-·-·-..-�----· ·---·---·-·---·-f

100

!.

90

o

80

u.:;.

w

e z

70

o

60

o

50

w e w

e

90 g/t 130 g/t

40

200 g/t

30 20

10

60 g/t

LEY, CARBON -1------"'----------t----------t------------, POBRE

o

4

2

6

N° DE STRIPERS

FIGURA Nº 3.-Efecto de la concentración de los alcoholes en cada etapa del proceso de Desorción usando como referencia la ley del carbón pobre

70

La efectividad de estos solventes orgánicos decrece en este orden : Acetonitrilo > methyl ethyl ketone> Acetona>Dimethyl formamide>Etanol El uso de solventes orgánicos a altas temperaturas es muy beneficioso para remover las especies orgánicas adsorbidas como [aceites, ácido húmico, etc.] del carbón. Estos solventes no tienen efecto adverso en el siguiente proceso de electrowinning o precipitación con polvo de zinc. 2.6.-FLUJO DE SOLUCION El flujo de solución usado en la Desorción de carbón es bv/hora [bed volumen/hora] La velocidad de elución esta relacionado con la ley de carbón pobre o carga de oro residual sobre el carbón en la Desorción como se muestra en la figura. Flujos entre 2 y 4 bv/hora son usados para producir carbones con baja ley de oro, debido que se logra mayor tiempo de o en los reactores de la solución y sobre todo mantener la temperatura sobre todo en lugares altos (3,900 s.n.m) FLUJO VS. LEY DE CARBON POBRE IL

m

o

1000

....

;

800

z o m- 600

�o:: 'a, �

..J

400 200

o

o

2

4

6

8

FLWO (bv/Hora)

fig.4 Efecto de la velocidad de flujo Vs. Promedio de carga residual de oro en el carbón 2. 7.-COEFICIENTE DE TRANSPORTE La temperatura de operación no solo afecta el equilibrio entre el carbón y la solución sino que tiene influencia sobre el coeficiente entre el transporte de masa El incremento de temperatura tiene dos efectos : a. - Mejora la actividad del ion b.- Redujo el espesor de la capa limite Ambos efectos tienden a mover más rápido la solución en el carbón y los iones aurocianuro emigran más rápidamente La adición de un solvente orgánico a la solución de elución puede tener un efecto similar debido a un cambio de tensión superficial El coeficiente de transporte de masa particularmente el que ocurre con las interfaces carbón solución puede ser mejorado incrementando la velocidad del flujo de solución

71

Ha sido demostrado que la velocidad de mezcla tiene un efecto definido sobre el coeficiente de adsorción y por consiguiente razonable asumir que también afecta al coeficiente de Desorción 2.8.-CONCENTRACION DE ORO EN LA SOLUCION La velocidad de elución del oro decrece cuando la concentración del oro en el eluyente crece y la carga residual en el carbón también crece ,pero a medida que la concentración va decreciendo [recirculación] en función del tiempo el oro se va recuperando en el proceso de Electrodeposición y el carbón se va empobreciendo hasta encontrar su valor económico ISOTERMA DE EQUILIBRIO

-'a, á

800 700

600 500 m o 400 IL z 300 o m 200 o 100 w

o

o

5

10

15

20

ORO EN SOLUCION (g/m3)

Fig.5.-Isoterma de equilibrio de distribución del aurocianuro entre el carbón activado y la solución a 0.2 M NaOH ,NaCN y a 90º C 2.9.-DESCOMPOSICIÓN DEL CIANURO La pérdida de cianuro por descomposición a alta temperatura es usada en varios procesos de elución ,según la reacción de hidrólisis: � HCN + OHCN+ H20 Esto ocurre a valores de pH de 9.36 que es el valor de pK donde las concentraciones de HCN y C N- son iguales. Para valores inferiores del pH y a 20 ºC , la mayor parte del cianuro está en forma de HCN ( es decir 69.6 % para un pH de 9: 95.8 % para un pH de 8 y más de 99 °/4 para un pH de 7 ). Así pues , para un pH neutro , la mayor parte del cianuro libre esta en forma de HCN . Esta reacciones son responsables de la destrucción del cianuro bajo las condiciones de elución CN+ 3H20 � NHl + C02 + H2+ OH [se produce a alta temperatura] CN-+ 1/2H20 + 2H20 �NHl + C02 + OH [se produce a baja temperatura En la elución se logra buenos resultados operando a 95ºC [proceso Zadra]

72

3.-CINETICA DE ELUCION Según [Nicols 1,985] en un trabajo en un pequeño reactor presento una ecuación empírica usado en el proceso de Desorción que también describe la cinética de elución Para la ecuación de la velocidad de adsorción se describe oCc = K[KCs - Ce] (5) ot La ecuación para la velocidad de elución: -oCe = K[Cs-KCs] (6) ot Esta ecuación puede incorporarse dentro del balance de masa para el sistema de Elución En una Planta :MINTEK en un eluate fresco con una concentración de oro en función del tiempo y en términos de balance de masa: = Me "" oCc Fs ""Cs + Ms. "" oCe (7) ot at En el experimento la masa del eluate en el reactor Ms es pequeño donde: es muy pequeño que Fs "" Ce -Ms "" oCe

ot

y _la ecuación es simplificado a: -iJCc =Fs "" Ce (8) ot Me Sustituyendo en la ecuación (2) en esta ecuación y orden es: K "" Me "" Ce Cs (9) [Fs+ kKM] Diferenciando con respecto al tiempo y sustituyendo en la ecuación (4) e integrando la ecuación resulta: In Cs =In {K. *Me * Cefo)} - K! "" t (10) "" "" Fs-k K Me Cuando (11) K "" Fs [Fs - kKMe] Esta ecuación es representada entre el logaritmo de la concentración del oro en la elución y el tiempo 4.-FINES Y OBJETIVOS DEL PROCESO DE DESORCION A. - Recuperar la mayor cantidad de valores metálicos a partir de la solución desorbida en un volumen tan pequeño como sea posible B.- Producirá una solución impregnada con el tenor más alto posible de metales preciosos C.- Dejar la menor cantidad de oro y plata posible en el carbón después de la Desorción D.- Dejar el carbón listo para retomar al sistema de adsorción E.- Operar con seguridad y en forma económica en un desarrollo industrial

73

5.-FACTORES DEL PROCESO DE DESORCION A.- La cantidad total de oro y plata a ser desorbido ,el cual es controlado por la capacidad de planta y el grado de mineral B.- El oro y plata cargado en el carbón ha ser desorbido C. - La velocidad a la cual el carbón avanza a través del circuito D.- El tiempo que tomará para desorber el carbón a niveles apropiadamente bajos 6.-PRINCIPALES PROCESOS DE DESORCION Durante los diez últimos años , hemos visto la aparición de cuatro técnicas de elución: 6.1.-PROCESO ATMOSFERICO ZADRA Este proceso fue desarrollado por Zadra (1,950) en la U.S. Bureau ofMines comprende la reextración del oro , a partir del carbón cargado usando una solución conteniendo 0.1 % de NaCN, y 1 % de NaOH a una temperatura de 85ºC a 9SºC El proceso es llevado cabo a presión atmosférica y el tiempo total requerido , para desorber el carbón hasta un nivel lo suficiente bajo de oro requerido, hasta 60 horas de operación, dependiendo de la solución y el modo de operación Este proceso es simple y los costos de capital y de operación son relativamente bajos los cuales lo hacen altamente apropiados para operaciones en pequeña escala 6.2.-PROCESO DE REEXTRACION CON ALCOHOL Este proceso fue desarrollado por Reinen en la U.S. Bureau ofMines,y es básicamente una extensión del proceso atmosférico Zadra comprende la reextración del oro , a partir del carbón cargado usando una solución conteniendo 0.1 º/4 de NaCN, y 1 % de NaOH y 20 % de alcohol en volumen a una temperatura de 80ºC El proceso es operado a presión atmosférica y al adición de alcohol reduce el tiempo de elución La ventaja del alcohol en la reextración es reducir el tamaño de la sección de reextración Las principales desventajas de este proceso incluye el alto riesgo de incendio asociado con el alcohol y mayores costos de operación debido a las pérdidas de alcohol por volatización 6.3.-PROCESO DE REEXTRACION A ALTA PRESION Este proceso fue desarrollado por Potter en la U.S. Bureau ofMines, y es básicamente comprende la reextración del oro , a partir del carbón cargado usando una solución conteniendo 0.1 % de NaCN, (opcional) y 1 % de NaOH a 160° y SO psi de presión durante 2 a 6 horas El efecto de usar alta presión para la reextración es reducir el consumo de reactivo, inventario de carbón y el tamaño de la sección de reextración con todas estas condiciones requieren equipo más costoso

74

6.4.-PROCESO ANGLO AMERICANO (AARL) Este proceso fue desarrollado .Dadvison en la Anglo American Research Laboratories Comprende el pre - acondicionamiento del carbón cargado con una solución que contiene 5 % de NaCN, y 1% de NaOH durante media hora y luego proceder a extraer el carbón usado , 5 lechos de volúmenes de agua caliente a una velocidad de flujo de 3 lechos de volumen por hora la temperatura recomendada es de 110ºC el cual requiere una presión de operación de 50a 100kPa El ciclo total incluyendo el lavado ácido es de 9 horas ,el cual es considerablemente el más corto que la reextración atmosférica zadra La desventaja del proceso incluye el uso de temperaturas y presiones elevadas y el requerimiento para corrientes múltiples , lo cual tiende a incrementar la complejidad del circuito 7.-DIMENCIONAMIENTO DEL EQUIPO De acuerdo a la capacidad de planta necesarios para la operación = Capacidad = Flujo = Temperatura Densidad Aparente =

�

de adsorción diseñaremos los reactores 2400Kilogramos de carbón Rico 60GPM 86 º c 480Kglm3

1.-DIMENCIONAMIENTO DE L STRIPER 1.1.-PARAMETROS DE DISEÑO Composición química de la solución rica Flujo de la solución Rica Capacidad de adsorción del carbón Granulometría del carbón 1.2.-REQUERIMIENTOS Diámetro del Striper Altura del Striper Número de Etapas Peso de carbón en cada striper Tiempo y transferencia de Carbón Tamaño del Carbón GPM /:ft2 27 6x 12 25 6x 16 15 12x 20 14 Velocidad superficial mínima 60GPM Flujo = 4.ft2 =60GPM A. - Area del Striper 15 GPM/ :ft2 B.- Diámetro del Striper: D = ( 4 x .0.371 / 3.1416) ½

= 0.371 m2

= 0.687 m

75

C.- Altura del Striper: D.- Volwnen del Striper:

H=3xD

V = A xH E.- Tiempo de Retención en la colwnna: T = V/Q

=3

x 0.687 m =2.061 m J

=0.371 X

2.061 = 0.764m-

=0.764

3

m J 13.62m /h

F. - Altura de Expansión del carbón: H exp = Volwnen (exp.) = [13.62 m /h x 0.056 h] A 0.371 m G.- Altura del cono: H cono = Volwnen (exp.) = 2.061 m 4 4 H.- Altura Libre: = 0.515 m H libre =H cono 2 2

=0.056h

=2.06m 0.515 m

=

=

0.257 m

VOLUMEN UTIL DE LA COLUMNA V útil

=V

total - V Libre

(1)

exp + V cono 3 = 13.62 m /h x 0.056 h = l x l (D2 ) x 7t x h h cono 3 4 x 3.1416 x 0.515 V cono = l x (0.687 12 3 V total = O. 765 m + 0.063 m3 V libre = (0.687 /4 x 3.1416 x 0.257 Por lo tanto: J J = O. 765 m - 0.095m V útil

V total V exp V cono

=V

J

=0.765

m =0.515m

l

3

=0.063m

J

=0.828 m J =0.095 m

l

=

0.670 mJ

CARGA DE CARBON Densidad del carbón Volwnen ocupado por el carbón Peso de carbón Nº DE STRIPER Capacidad del carbón activado Cantidad por Striper Número de Stripers

=480

kg/ton. = 0.828 mJ =0.828 mJ x 480 kg/ton = 400 kg. =2300

Kilogramos =400 Kilogramos = 5.7 = 2300Kg 400Kg. = 6 Stripers

76

7.2.- DIMENCION DE LOS EQUIPOS AUXILIARES TANQUE DE ALil\ffiNTACIÓN H = 1.52m D = 0.80m

V = 720litros

TANQUE DE REACTOR H = 1.96m V = 1,270 litros D = 0.910m TANQUE DE ENFRIAf\AIENTO DE LA SOLUCION H = 0.87m V = 710litros D = 1.02m 8.-PARAMETROS DE OPERACIÓN EN DESORCION %Cianuro =0.20 = 11.5 pH = 5,040Litros Volumen de Solución = 1.23% %Volumen de Cianuro %Volumen de NaOH =1.76% = %Volumen de Alcohol 9.14°/4. Consumo de Petróleo =0.12Gal/Kg carbón = 2. 54 Gal /hora de operación Tiempo de Operación =104horas Temperatura del caldero =83.3 ºC = 83.0 ºC Temperatura del Reactor-1 = 78.0 ºC Temperatura del Reactor 2 = 73.0 ºC Temperatura del Reactor-3 Total de carbón por Campaña =2,332.00Kg Carbón Reactor 1 =1400.00Kg =466.00Kg Carbón Reactor 2 = 466.00Kg Carbón Reactor 3 =2.04 k de oro/ton ,Carbón Ley de Carbón Rico = O.06 k de oro/ton ,Carbón Ley de Carbón Pobre =0.85 kg/M3 Densidad Aparente de carbón Kg de carbón/Tiempo de Operación = 22.48Kg/h = 97.00% Eficiencia de Desorción 8.1.-DISTRIBUCION DE LA SOLUCION VOLUMEN [ LITROS ] YACIO OPERANDO EQUIPOS 720 539 Tanque Alimentador 1200 1170 Caldero 2470 845 Reactor 1 780 343 Reactor 2 780 345 Reactor 3

77

8.2.-DISTRIBUCION DE CARGA DE CARBON

Volumen del striper Peso de Carbón Densidad Carbón Volumen ocupado/ Carbón Volumen ocupado/ Liquido Relación Peso /Liquido

= = = = = =

828 m3 466Kg 0.80Kg/m3 466/ 0.8 246 Litros 466/246

= 583 Litros = 1.89

8.3.-BALANCE METALURGICO Productos Unidad Carbón Rico KNS Sol. Efluente m3 Carbón Pobre KNS

Lei 2.04

Cantidad 2,333.000 5.0400 2,333.000

0.06

8.4.-CONSUMO DE ENERGIA Eguil!o Am(!erios HP

Kw

Celda Bomba Reciclo Soplador Bomba Agua Bomba Petróleo Extractor Gases Total

23.30 2.3 2.1 3.8 1.7 1.6

28.0 2.4 2.4 3.6 1.7 2.0 40.1

Finos(Kg} Rendimiento. 4.759 100.00 4.619 97.06 0.139 2.94 Tiem(!o(!!oras}

7.20 1.50 1.90 2.00 1.04 1.00

8.5.-CONSUMO DE REACTIVOS = Cianuro de Sodio Hidróxido de Sodio = = Alcohol Etílico = Petróleo

16.33

236.00 245.50 245.50 20.50 3.00 245.50

Kw-Total

1,699.20 564.65 515.55 41.00 3.12 245.50 3,069.02

121Kilogramos 80Kilogramos 259Kilogramos 1873.5GKilograrnos

9. COSTO DE PRODUCCION 9.1.- EN LA DESORCION REACTIVOS CIANURO DE SODIO HIDROXIDO DE SODIO ALCOHOL ETILICO LANA DE ACERO PETRÓLEO ENERGIA Kw MANO DE OBRA H/H Kg/C COSTO TOTAL

COSTO /Kg. DE

CONSUMO EN

CONSUMO POR

COSTO POR

REACTIVO$

PLANTA(Kg)

Kg. CARBÓN

KILOGRAMO

0.18 0.60 0.75 0.12 1.40 0.15 0.34

121.00 80.00 259.00 3.60 1,873.575 3,069.02 491.00

0.024 0.016 0.0520 0.001 0.3778 0.6188 0.0990

0.0043 0.0096 0.039 0.0001 0.5289 0.0928 0.03366 0.70836

1

78

DIMENCIONES DEL STRIPER

D = 0.687 m

H = 2.06 m

SOLUCIÓN RICA

h = 0.515 m

SOLUCION POBRE

79

3

1

PETROLEO

A CELDAS ELECTROLITICAS

LEYENDA NUMERO 01 02 03 04 05

CAPACIDAD DESCRIPCION 720 Litros Tanque de Alimentación 1,270 Litros Reactor 4,020 Litros Striper 710 LitJ:os Enfriador 1.9 HP Soplador

80

9.-RESULTADOS DE UN PROCESO DE DESORCION A NIVEL DE PLANTA CAMPAÑA

1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14

TRATAMIENTO DE DESORCION DE CARBON CANTIDAD LEY PREC-ELECT CAR-POBRE KNH kg-Au/tm-c kg-ORO kg-Au/tm-c 1011,00 2,17 1,87 0,14 1579,66 2,93 1,96 0,10 1646,77 1,78 2,82 0,11 1421,45 1,72 1,98 0,07 1737,99 2,55 1,40 0,05 1763,91 1,47 2,44 0,03 3936,75 6,19 1,77 0,11 3036,06 0,07 4,30 1,44 2,07 1797,46 1,27 0,10 0,09 2,71 1,75 1969,35 3,42 0,09 2020,85 1,78 0,08 4,81 2270,00 2,20 0,10 2,17 2,15 1058,32 O 12 4,47 2,61 1363 00 44,73 0,09 1,681 26612 57

% DISTRIBUCION 4,17 6,55 6,31 4,44 5,71 5,45 13,83 9,62 4,63 6,06 7,64 10,76 4,85 9,99 100,00

9.1.-PRECIPIT ADO ELECTROLITICO POR CAMPAÑAS PRECIPITADO ELECTROLITICO 7 .00

.... ···-·· ···-----·-·-·-·-····-·- ·····--···--··--···--·····-··---·-·--·-··-··-····------·-------··-···· --------·--· -· - -·· ··------·---·. --··· ·-···- 1

a19 6.00

o o

5.00 4.30

w 4.00 Q

o o _.

2.93

3.00

2.82

1.98

2.00

.·.... :�--,.:·� ··::..:

�:.(

.-·,·· :-:

1.00

0.00 1

2

3

4

5

6

7

8

CAMPAÑA

9

10

11

12

13

14

81

9.2.-CANTIDAD DE CARBON POR CAMPAÑAS TRATAMIENTO EN DESORCION DE CARBON

'

4500.00

'

.

!

4000.00

o w

o

o o

3500.00 3000.00 2500.00 2000.00 1500.00 1000.00 500.00 0.00

2

3

4

5

6

7

8

9

10

11

12

13

14

CAMPAÑA

9.2 -% DISTRIBUCION Y LEY DE CARBÓN POBRE POR CAMPAÑA CARBON POBRE VS % DISTRIBUCION --··--· ----·-- ···· ·---···---- ·------ � ·---·· · ·------r - ··-·-·· .... ______ ----·- ·· ·--- -,-... -·- • ·- ·---- · ··-···-·,

160.00

140.00 - ----+------1---'�----t---+-----+-------+-----+---+---+--------t--------! ! \ � � 120.00 \ ../\ J \. z 100.00 +--�---t-lt,---t- --+---t----fr\--t-........::---t---t---i--------jl�---w

2 �

l/1 /\/ --.--......___ / /

\

�

80.00 -1----1----1--�-l----l--- -1--+----l--+,+/�-+--+--+--::WC--+--

� u,

�� ' --+----t-- �---, -----t--1----+----+----+---+60.00 -+----+----+---+--"<--+---

i o

"'� ,--+j/ ,.._-+---+----+---+---+----+-- --+----l 40.00 -+---+--+--+--+---.: ' "'-

20.00 -+----+----+---+---+--------i--- +----+----+---+---t---1-- �---, .J L

..,..._____

___...-1 ..r· -....--+---t---1-----,'1-� ---'( -+-- --+----+---t---+--------i----,-----+----t- 5 3 4 6 7 8 9 10 11 12 13 14 2

º·ºº 1

CAMPAÑA

82

GRAMOS DE ORO EN EL REACTOR 2600

-··-------u·�--···-••·-·-·-·--·--··-·---••••'°·--·------.--·••·--·-••·--·--�-,.·-·-----··-----•·--·----..

2000

w a

. •• �

1600

o

1000

·� o o ••

600

i

�� •

o 8.0 � �� TIEMPO (HORAS)

9.4.-

CANTIDAD DE ORO RECUPERADA EN EL REACTOR

9.5.-

CINETICA DE DESORCION EN EL REACTOR CINETICA DE DESORCION

1

º

---

-·- --- ·- -·---··--·i- FINOS [·--·-----··---·-· ---------· --------------------·-·------· ¡ !

60 +---------------------------- �¡ 11

°' o

w

••

50 +-------=--+--+--+----+-------------------, 11

o

40

°'

30

o

..

u

••

11

11

11 1. I.

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83

CAPITULO VI 1.-DEFINICION

ELECTRODEPOSICION

La recuperación del oro procedente de soluciones cianuradas y de la desorción de carbón son recuperadas por Electrodeposición, sobre todo para soluciones con alta concentración este proceso es eficiente y se convierte en una alternativa Reacciones Electroquímicas : M.(CN)[x + Y e· (1) M + xCN. y se puede calcular de la ecuación de Nerst: E(aq) =Eº + 0.59 Log M.(C,N1 � (2) [CN] x Los complejos de cianuro de mercurio, plomo y plata son tan nobles como el oro que son depositados preferencialmente como él El potencial de equilibrio a un pH=13, para una reducción de oxigeno disuelto (0.45V). Esta reacción consume más del 50% de la corriente del catodo sobre condiciones normales El potencial exacto depende de la solución, composición y temperatura La velocidad de deposición es determinado por el potencial del electrodo sobre un potencial catódico de -1.3 V.La velocidad de deposición esta controlada por el transporte de iones de aurocianuro en la superficie del electrodo Los equivalente masa del potencial de transporte para el oxigeno y aurocianuro son de -0.1 V a -0.9V EFICIENCIA DE CORRIENTE Vs. EFICIENCIA DE EXTRACCION

.. _..._.. ... -·--······----- ... ·----·· ·--· ---·-··--------- --·- --· ·-------. ----.. ·-------------n--.... --·-· ·--· . --_____,,__ ....... --· -. -----. -

80 70 60
I ¡ i

10

o

o

20

CORRIENTE

50

100

FIGURA Nº-1- Efecto del incremento en el flujo total de corriente en la eficiencia de corriente y de extracción en una celda electrolitíca En la fig.se observa que la eficiencia de la corriente de la celda decrece cuando se incrementa la coniente catódica La óptima coniente de operación para un valor de deposición del oro es controlado por la transferencia de masa en todo el catodo La reacción predominante en el ánodo es la oxidación del agua a oxigeno según

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= 4 Ir + 02 + 4 e. 2 H20 La evolución de hidrogeno y la reducción de oxigeno en el catodo resulta por el incremento del pH en la superficie del catodo ,La oxidación del agua en el ánodo es por un baja localizada en el pH La reducción del agua no es limitada por el transporte de masa y en consecuencia la producción de hidrogeno consume considerable cantidad de corriente remanente ... 2.-DISEÑO DE CELDA Un modelo matemático describe el performance de una celda lo asume a. - Un flujo tampón b.- Material del catodo con porosidad uniforme c.- La velocidad de deposición es controlada por el transporte de masa a la superficie del catodo d. - La celda opera a lo largo de una barra fija de estado 3.-CONDICIONES La concentración del oro en solución (Cs(x) decrese con la distancia (x) con el material del catodo de acuerdo a la ecuación : (4) .Cs(x) = Cs(I) exp (-X/ 1'.) · Donde: Cs(I) =Es la concentración de oro en la solución a la entrada al catodo 1'. =Es la longitud caracteristica de la celda y se define así . 1'. = 8."' µ (5) "' "' D. A .a Donde: � =Difusión en la capa gruesa M =Velocidad de flujo lineal a través de la celda D = Coeficiente de Difusión A = At·ea de la capa del catodo 8 =Es el fondo vacío La fracción de oro depositado en un simple paso a través de la celda en un catodo de material de longitud L en la dirección del flujo es la siguiente : = 1 - Cs ( L ) / Cs ( I ) E (6) = 1 - exp( -L/ 1'.) Donde: = Es la fracción de extración de oro en un paso simple E C s(L) =Es el valor de oro en la solución en la salida de la celda Minimizando la longitud caracteristica de la celda 1'., y minimizando la eficiencia de extracción de la celda La concentración de oro en un tiempo (t) después de arrancar múltiples pasos en la operación de electrodeposición se tiene la siguiente ecuación: (7) = Cs (O) exp (- U "'E "'t / V) Cs Donde: Cs = Es el oro en la solución contenida en la caja en tiempo (t)

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Cs( o) = Es el oro en la solución en la caja al arranque de la electrodeposición a un tiempo t=o = Velocidad de flujo de la solución U E . = Es la fracción de extracción en simple paso t. = Tiempo V = Es el volumen de la solución contenida en la celda El paso de corriente a través del electrolito es acompañada por una caída de voltaje ohmico y una resistencia finita del electrolitito Esta caída de voltaje ohmico en la solución causa una elevación rápida en el potencial del electrodo El potencial a través del ancho del catodo es mostrado en la fig. 2 ANODO

CATODO

-1.0 V

SIN PLACA

CONTROL QUIMICO

CONTROLDE DIFUSION

FIGURA Nº .2- Distribución típica del potencial a través de la caja del catodo La velocidad de deposición es controlada por la masa transportada,observando sobre el catodo una subida del potencial a -1.3V La óptima extracción del oro en el catodo a igual distancia es controlada por el transp011e de masa Esta distancia es determinada principalmente por la conductividad del electrolito y puede ser incrementada por • a. - Incremento de la concentración ionica • b.- Incremento de la temperatura • c.- Incremento de la base libre del catodo en la caja • d. - Decrecimiento de la turbidez en la base del catodo En esta secuencia del proceso la carga del oro en el catodo no considera la lana de acero y el material del catodo

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El área superficial de la lana de acero cubre casi todo el catodo (0.9 por lana de acero y 0.5 por material de catodo) La masa del paquete de lana de acero en el catodo tiene un efecto significante en la eficiencia en la extracción .,En la práctica utilizamos un factor de 0.06kg lana/kilo de oro, la lana de acero tiene una densidad recomendada de 30Kglm3 4.-FACTORES EN EL PROCESO 4. 1.-TEI\!IPERATURA La temperatura del electrolito tiene las siguientes ventajas para la electrodeposición del oro 1.-El coeficiente de di:fución del oro (1) es incrementado 2.-La conductividad de la solución es incrementada 3.-La solubilidad del oxigeno es disminuida reduciendo el oxigeno aprovechable por la reducción en el cátodo como se muestra en ,a 25ºC se tiene 2.11 x 10-4 a 100 ºC la solubilidad es 1.32 x 10-4 En el item (1) incrementa la razón de deposición ,en (2) y (3) mejora la eficiencia de corriente en la celda ·,consecuentemente esta ventaja abarca todo el sistema de operación de elctrodeposición a elevada temperatura Estos efectos son completamente pequeño comparados con la concentración del oro, el grado de mezcla del electrolito y el área superficial del catodo 4.2.-pH

La mayoría de las celdas de electrodeposición comercial usan ánodos de acero inoxidable y los catodos en la mayoría de los casos que con soluciones con un pH bajo se corroen (pH=l2.5) El pH es importante para la estabilidad del electrodo El hidróxido de sodio debido al importante rol que cumple el ión sodio (Na +),Para la reducción del oro en el cátodo y para disminuir la resistencia eléctrica de la solución por una mejor movilidad iónica El rango de pH esta limitado en sus niveles inferiores por la estabilidad del cianuro de sodio y ácido cianlúd1i.co A un pH=l0 existe un 17°/4 de HCN donde el nivel superior para el pH esta determinado por la destrucción del cianuro ,la formación del ácido ciánico producido por el desprendimiento excesivo de oxigeno y la resistencia a la corrosión de los mate1i.ales eléctti.cos Bajo iguales condiciones de densidad de corriente, la eficiencia de corriente disminuye conforme el medio se hace más alcalino y la reducción de la producción de oxigeno predomina sobre el efecto de reducción del oro Esta con-osión incrementa la concentración de las especies de cromo y fierro en la solución Por este lado se puede aguantar la corrosión pero se reduce la eficiencia de la celda 4.3.-CONCENTRACION DE CIANURO La presencia de cianuro libre en el electrolito a demás de favorecer la precipitación del oro mediante el aporte del catión

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También ayuda a desalojar los iones de aurocianuro de las cercanías del ánodo por parte del anión Por este motivo es conveniente mantenerlo en niveles superiores al 0.1 % Con el incremento en la concentración del cianuro (en 1 O veces ) el potencial cambia en sentido negativo aproximadamente 0.2 V ( una dosificación de 5 gil de a 50 gil) 4.4.-EFECTO DE OTRAS ESPECIES EN LA SOLUCION El ion sulfuro puede estar presente en baja concentración en la solución electrolítica de oro que son oxidados a polisulfuros en el ánodo. Estos iones pueden ser transportados hacia el catodo y pueden reaccionar con el oro depositados en un complejo· estable [causando la redisolución del metal depositado] 4.5.-HIDRODINAMICA DEL ELECTROLITO El grado de mezcla del electrolito tiene un efecto largo en el transporte de masa de especies en la solución y consecuentemente en la deposición del oro En la celda de electrodeposición con electrodos ftjos ,que son normalmente usados en la recuperación del oro y refinación Las condiciones hidrodinámica son determinadas por la estructura del catodo, configuración de la celda y la velocidad del flujo solución 4.6.-AREA SUPERFICIAL DEL CATODO La eficiencia de electrodeposición es maximizado por la máxima área superficial y vacía del cátodo por el uso tridimensional del electrodo con lana de acero La superficie del cátodo es incrementada con el cambio en el incremento de la relación de agua y oxigeno en la reducción en el cátodo El en la evolución de hidrogeno incrementa la caída de potencial a través del cátodo en una región del electrodo en donde se produce la deposición del oro 4.7.-VELOCIDAD DE FLUJO En la ecuación No-13 se observa que cuando la extracción a paso a simple paso decrece cuando la velocidad del flujo se incrementa y la difusión en la capa gruesa (o}_decrece cuando la velocidad del flujo crece midiendo la extracción en un paso simple para una celda para varias velocidades de flujo se tiene Log E + K[constante] (8) 0.65 U El flujo volumétrico (U) circulante en una celda electrolítica puede ser calculado a partfr de la siguiente expresión U= [ ln.Co - Ln.C0 x V (9) E.* t 5.-CONCENTRACION DEL ORO En un paso sencillo la extracción E es definido como la relación de masa de metal depositado en el cátodo de un total de masa que entra a la celda donde:

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R.= Es la razón de deposición sobre el control de masa transportada y se define como: R =A.D. Cs (ll (10) d Donde: Cs.= Concentración del oro en la solución a la entrada a la celda md = Masa de metal depositado en un tiempo (t) y esta definido por: (11) md =A.D. Cs.(I) t 6 me =Masa de metal que ingresa a la celda se define como me :: Cs.(l).U.. t (12) 6 =Difusión en la capa gruesa A =Area de la capa del catodo Cs(I).=Concentración del oro en la solución de entrada al catodo t = Tiempo D.= Coeficiente de difusión V = Flujo de entrada a la celda La extracción se define en la siguiente ecuación (13) E =A.D. 6.U eficiencia mostrada en un paso sencillo es independiente de la concentración del La oro al ingreso de la celda La reducción de oxigeno, argentocianuro y aurocianuro es limitada por las condiciones de transporte de masa y potencial cátodico en -0.14 V,-0.9 V y 1.3 V respectivamente La reducción de oxigeno y aurocianuro son mostradas en dos reacciones La corriente de Faraday (lm) requerida para la reducción total del oro o la plata y se define asi: N

lm =F

"' .U "' .Ec. "'

Cs.(I). L (1-Ec) k=t K=l

(14)

Donde: = Constante de faraday [96,487 colub/mol ] F. = Flujo volumétrico U. =.Es la extracción por catodo en simple paso Ec Cs(I) = Concentración del metal en el alimento a la celda (mol/lit.) = .Número de catodos en la celda N. = Catodo en el número de marcos K. Se asume que el oxigeno producido por la disolución del electrolito La corriente requerida para la reducción de disolución de oxigeno es N

Im = L [4 F "' U "' Ec "' CO2 + lt "' EC + [lt "' Ec(N - K/N)] "' (l - E) k-t] K=l

Donde: CO2 It

(15)

2N

= Concentración del oxigeno en el alimento a la celda (mol/litro)

= Coni.ente Total de suministro a la Celda

89

6.-ORO DEPOSITADO Para un tiempo deternúnado la masa de oro es cuatro veces más la lana de acero y la extracción a simple paso puede caer alrededor de 30 % a un valor de 50 a 75 % de lana fresca Este efecto es atribuido a el incremento en la evolución de hidrogeno en el catodo incrementando microscópicamente el área superficial del catodo cuando ocurre la deposición del oro El incremento en el área superficial del oro depositado resulta en un aumento de la reducción del oxigeno . Al incrementarse el hidrogeno , aumenta la corriente con una caída ohica,en la base del catodo, causando que el potencial de la base se mueva en dirección ánodica El oro en el electrolito va decreciendo por el equilibrio potencial de los iones aurocianuro en el catodo estos efectos causan un efecto grande de deposición en el cátodo 7.-FUNDAMENTOS DE LA ELECTRODEPOSICIÓN La reacción de una reducción catódica en una solución acuosa lleva su aplicación en un voltaje a través de un par de electrodos inmersos en solución: La aplicación del voltaje necesariamente excede el potencial del electrodo reversible para la la reacción deseada ocurra y necesariamente dar paso a la caída de voltaje conveniente a la resistencia de la solución en función de la conductividad de la · solución

1 Eo2/H 2 O

+na

. ······-···----······-······-··- -�

E (aplicado)

E (V)

---····--·-····-······-··· ·+

¡ne

LO G i (A x m -2)

Fig.3.- Representación esquemática de un requerimiento de potencial de una celda sistema simple El valor para que la aplicación del voltaje exceda el potencial del electrodo reversible [Et] referido a un voltaje de sobre potencial es 11 =E(utilizado) - Et

(16)

90

La reducción del catodo es acompañado por una reacción de oxidación paralela del ánodo , usualmente la reducción de agua a oxigeno Considerando la eléctro reducción de un íon metálico (M =+],donde el voltaje total de la celda Considerando la eléctro reducción de un ion metálico (M =+],donde el voltaje total de la celda es representando por V =E( 02/ H20] + E[M =+/M] + T)a + TJc + iR (17) Donde: T) a

, T) e= Super potencial del ánodo y cátodo

i = Representa la caída de potencial de la solución R.= Es el valor de la resistencia de la solución La razón del proceso de transformación de electrones se describe por la ecuación de BUTLER-VOLI\11ER . _. ,.. 1 -10

1

n

e

(-a."Fn /RTJ

(1-a.)'"( nFn /RTJ

(18)

-e

Ea+Na

- ----------1 R

--------------

VOLTAJE DE CELDA

� +N c CATODO

ANODO DISTANCIA (X)

Fig . .4. - Representación esquemática de la caída de potencial a través de una celda electrolítica La corriente que se conoce es limitada por la densidad de corriente (iL) la que es expresada en (A/m2 ) de cátodo Para el caso de la concentración de otras especies la reducción en la superficie del cátodo es cero en JT =-DMz*(cb/N)

(19)

Combinando esta expresión con Faraday se tiene JL =-nF "' Kn "' ch

(20)

El valor de la limitánte Densidad de corriente si la corriente es máxima El valor de la limitánte Densidad de corriente y consecuente el ratio de deposición aumenta cuando se incrementa la concentración del ión metálico a depositar

91

8.-TAMAÑO DE CELDA Solamente un parámetro, la longitud caracteristica de la celda ("-) y la necesidad de saber la determinación del tamaño de una Planta de electro deposición Entre las condiciones de operación, como la ley de oro en el alimento a la celda,,El tiempo de electrodepocición aprovechable, el valor de la solución que se puede manejar ,la concentración del oro deseado en la cola de la elución, en un paso simple de extración La actual longitud del material del cátodo es conocido por la Ec.Nº-7 Si (A. ) es conocido El valor de (A. ) varia de una solución a otra y debe ser determinada en una operación de prueba con solución de planta La longitud equivalente de la celda depende de un número de variables tales como Flujo lineal de solución (U) , conductividad de la solución que depende de la temperatura y de la conductividad iónica total de la solución, grado y masa del paquete de la lana de acero en el cátodo ,densidad de corriente en el cátodo El valor de ("- ) debe ser corregido a una velocidad de flujo común usando la ecuación: A =K.U.o.6s (21) El flujo de velocidad de la celda WNTEK es limitada a 0.5 m/min [500 lit/m2 x min] y es aceptado a la velocidad base de U500 y la longitud caracteristica de A.500 son obtenidas en 6 plantas de oro diferentes , Conociendo valores alrededor de 35 cm con óptimas condiciones de operación [lana de acero fresca, baja resistividad de la solución] Las concentraciones de Hg,Pb,Ag,y Cu son normalmente bajas en comparación con los valores de oro, pero una alta concentración afecta la operación de la celda , particularmente si la concentración del oro es baja La longitud del cátodo es obtenida de la ecuación (Nº-7) y debe estar dado en un máximo de 4cm y se obtiene el número de cátodos requeridos (22) =exp [(- U *t / V)(l-exp -L/ A. )] Cs Cs(0) 9.-REACCIONES QUIMICAS 9.1.-REACCIÓN CATODICA DEL ORO El oro es electroliticamente desplaz.ado de una solución alcalina de cianuro acuoso de acuerdo a la reacción Au(CN) 2 - + e =Au + 2 CNE1·ev =-0.60 + 0.118 log acn- + 0.059 log a Au(CN)2 V La deposición del metal ocurre a un potencial aproximadamente a -0. 7V el exacto potencial para un arranque de reducción dependiendo de la condición de la solución ,conductividad, concentración de las especies iónicas presentes, y la temperatura, repo11ando varios valores entre -0.7V y -1.lV

92

El mecanismo de deposición electrolítica del oro, la probable procedencia de la adsorción del aurocianuro al cátodo, Para la reducción de la adsorción de especies se tiene las reacciones Au(CN)2=Au CN ads.+ CNAu(CN) ads- + e =Au C N -ads Para la disociación de las especies se tine Au(CN) ads- = Au +cN9.2.-REACCIÓN DE OXIGENO Y AGUA El oxigeno que es producido en el ánodo por oxidación del agua en una celda ,para dos y cuatro electrones Eº= +0.682V O 2 + 2H+ +2e = H2 O2 + Eº= +0.410V O 2 + 2H +4e = 4OH El agua se puede reducir a hidrogeno según la siguiente ecuación Eº= -0.828V 2H2O + 2e = H2 +2OHBajo las condiciones de deposición del oro que es controlada por el transporte de masa y el hidrogeno es producido La reducción de agua y oxigeno en el cátodo tiende aumentar el pH de la solución 9.3.-REACCIÓNES ANODICAS En una solución alcalina de cianuro la mejor reacción en el ánodo es la oxidación del agua a oxigeno según O 2 + 4H+ <=> 2H2 O Donde: Erev. =1.228 + 0.015 log pO2 - 0.059 pH.V Esta reacción tiende a bajar el pH de la solución cercano al ánodo El cianuro se puede oxidar a cianato en el ánodo según Eº= -0.97V CN- + 2OH- <=>+CNO- + H2 O +2e y puede hidrogenarse para f01mar amónio y dióxido de carbono que esto puede ocurrir a un pH muy alto CN- + H2 O + OH- <=>+NH3 - + CO2 10.-ASPECTOS ELECTRICOS EN EL DISEÑO DE UNA CELDA 10.1.-EQUIPOS ELECTRICOS A continuación se describen los principales equipos eléctricos en corriente continua encargados de garantizar la producción eficiente de la planta de electrodeposición asi como una guía de dimencionamiento, entre los equipos que se tiene a. - Rectificador/ transformador b.- Barras Conductoras c.- Desconectares d. - Fuente de energía

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A.-RECTIFICADOR / TRANSFORMADOR Una vez defirúda la capacidad de producción de la Planta en tennino de ton/día ó Kg/día y la configuración de la celda así como el número de cátodos por celda y su área efectiva de deposición, quedan defirúdos automáticamente los requerimientos de coni.ente y voltaje simplemente utilizando la constante de faraday para electrodeposición que es 96,480 amp-seg/mol que para el caso del oro es 2.450 gramos/ Amp-hora Equivalente electroquímico, asumiendo valores para la eficiencia del proceso del (93% a 95%) y definiendo una densidad de corriente en ténninos de Ampere / m2 (200 300 N m2 ) de esta manera, la cantidad de producción es relacionada con otro parámetro de acuerdo a la expresión siguiente Ton/día =0.02845 x 10-3 x[Ton/Amp-día]x NxDxCx2xAx n x Pf (23) Donde: N = Número de Celdas D = Densidad de corriente [ N m2 ] C = Número de Cátodos por Celdas A = Area húmeda del Cátodo[m2 ] n = Eficiencia del proceso Pf =Factor de Planta (0.95) (disponibilidad) A.1.-CORRIENTE CONTINUA La Corriente Continua queda defirúda por el número de cátodos por celda y la Densidad de Corriente ya que las sucesivas celdas se conectan en serie y los cátodos en paralelo en cada celda Así la corriente de operación será A.2.-DENSIDAD DE-CORRIENTE DE OPERACIÓN [ N m2] x At·ea del Cátodo x 2 (caras / catodo)x NºCátodos por celda

(24)

A.3.-CORRIENTE DE LA CELDA Y EFICIENCIA DE LA CORRIENTE La razón de deposición se incrementa con el incremento de la corriente , hasta un limite de la corriente El punto máximo de eficiencia de corriente es obtenido en el sistema sobre el valor limite el exceso de corriente es consumido por el lado de la reacción,principalmente la reducción de agua a lúdrogeno ,sin embargo limitan el potencial de reducción del oxigeno a otros metales La corriente esta entre 200 a 800 amperios su aplicación y la eficiencia de corriente es de 2 a 8% , dependiendo de la configuración de la celda, concentración del oro , composición y propiedades hidrodinámicas del electrolito La eficiencia de coni.ente es alta a 27% teniendo un buen record para [más de 300 g/ton. ] oro en solución

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A.4.-CORRIENTE MAXIMA DE-DISEÑO DEL RECTIFICADOR Se debe considerar en el cálculo de la máxima Densidad de corriente deseada para la Planta En este punto es necesario considerar dos opciones en cuanto al diseño eléctrico del rectificador vale decir unidades de 6 pulsos ó de 12 pulsos ,siendo lo más costoso el de 12 pulsos A.5.-ESTIMACION DEL-VOLTAJE Para mejor comprensión de los requirirnientos de voltaje para un circuito de celdas de electrode osición es ilustrativo observar la si iente curva (fi . 5 VOLTAJE EN FUNCION DE LA DENSIDAD DE CORRIENTE a

5 ;;,.

5

·--·-·. ------ . ----------· -·-·· --------------·-- ------------------ ---------------- ----------- -- - -

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� 1 �---------------�-��t�� o +----1-----t----i-----t---�----r----i�11, 050 AMP.

8

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172

240

344

500

800

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I IUU

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Fig. (5 ).- Voltaje en función de la densidad de corriente que rige para una celda de electrodepoisición Así para una coniente de 200 N m2 el voltaje para dicha celda será 2 V y para 330 Nm2 el voltaje requerido será V= 2.1 V x Nº Celdas en serie x 1.05 + 1 V (25) Este 1.05 representa el 5% máximo de caída de tensión en las barras y uniones dependiendo de la configuración particular de cada planta y la longitud de las barras y el método de empalmes El voltaje y la coniente son indispensables su aplicación en la celda para lograr mayor eficiencia en la recuperación del oro, dependiendo del diseño de la celda y de la condición de la solución incluyendo la conductividad ,pH, Temperatura y concentración de las especies ionicas presentes En las celdas industriales el voltaje aplicado es del orden de 2 a 4 Voltios permitido para pérdidas de solución en el lado de reacción A.6.-CO1\1PONENTES DEL VOLTAJE DE CELDA ELECTROLITICA El voltaje total de una celda para mantener un proceso electrolítico esta dado por: E tot = E r + R i + E o + E Q (26) Donde: E r = Representa a la f.e.m de la reacción de la celda para la electro recuperación de oro y su reacciones principales son Au + 2 cNEn el Cátodo Au(CN) 2- + e + H +¼ Oi� ½ HiO + En el Anodo H� +¼ 02 Au(CN) 2· + ½ H20 =Au + 2 CN +

95

El potencial de reacción es el de mayor importancia en los procesos electrolíticos , puesto que tiene que ver con las reacciones anódicas y catódicas Experimentalmente puede ser calculado a partir de las energías libres y mediante la ecuación de Nerst. El Voltaje o potencial de reacción se halla dividiendo el valor de la energía libre por 23,06 veces el equivalente químico E r = R*T / n*F *Ln*K (27) �G=-RT LnK (28) Resultando: E .. = -�G /n*F =-�G / 23,06*n (29) Donde: �G =Energía libre de Gibbs n = Número equivalente químico F = Número de columbios que pasa por unidad de tiempo La determinación del voltaje se conseguirá teniendo en cuenta los valores de otras variables como la temperatura presión, concentración y tiempo,utilizando la siguiente relación ; E= E 0 + R*T / n*F *Ln*K E = -�H /n*F - T * �S /n*F Donde: E = Potencial a las condiciones de operación LllI = Variación del calor de la reacción �H = Variación de la entropía E O = Potencial estándar de reacción R1 = Producto de resistencia del electrolito para la corriente que atraviesa la celda o voltaje de resistencia ohmica esta dado por la siguiente relación con R ¡ =I. R R = r x 1 /a I =Intensidad de corriente en amperios R = Resistencia del electrolito Ohmios r. = Resistividad del electrolito ohm.cm l.= Longitud que recorre la corriente, cm a.= Sección que atraviesa la corriente E n = Representa una sobretensión de polarización asociada con la deposición de dos metales , con la liberación de gases (H 2 y O 2 ) en gradientes de concentración entre el electrolito y el electrodo En =Es el producto de la resistencia de dos conductores metálicos de la coniente B.-BARRAS CONDUCTORAS Al iniciar el estudio hay una ptimera cuestión que definir El material será cobre ó aluminio? por consideraciones económicas se prefiere aluminio menor costo Asumiendo que se escoge usar barras de cobre se efectúa una primera aproximación respecto a la sección y el número de barras a instalar ,para conducir de manera segura la coniente , lo que indica una densidad de 1 Amp/mm2 al mismo tiempo se

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pone una restricción que es el espesor de cada barra no sea superior a ½ pulgada. Para facilidad de maquinado Cabe destacar que el criterio de diseño a utilizar dependerá de las normas que se consideran normalmente las europeas que permiten mayores temperaturas de operación La relación comúnmente utilizada para efectuar esta verificación es la siguiente: = 57.05 x Aº··5 x pº·39 x e� IE (JO) V (1 + ex.O )x 6 Donde: IE =Corriente efectiva de una ban-a O =Diferencia de temperatura (t) (ºC) A= Sección de una batTa en pulgadas P= Perímetro de una barra en pulgadas f ex.= Coeficiente de enúsividad del oro =3.93 x lf 3 (a 20ºC) 6 = Resistividad del oro: 0.6969 (-pulgadas) La corriente de un conjunto será

IE x Nº Barras x Factor de Reducción

(31)

De esta forma se obtiene la máxima capacidad de conducción de las barras , Si el resultado es menor al requerido , habrá que aumentar la sección de las barras por el contrario , si se excede el valor se ajusta a la baja El factor de reducción considera el efecto "Libro" por la transferencia de calor del medio, de modo que a mayor número de barras en paralelo, menor eficiencia en conducción VALORES TIPICOS A UflLIZAR PARA ESTE FACTOR SON Nº BARRAS

FACTOR

4 Ban-as 3.2 5.0 7 BatTas 6.5 10 Barras La capacidad real de las barras son a lo menos 10°/4 más efectivas que los valores obtenidos por esta relación matemática Entre los componentes importantes del sistema de. barras se puede mencionar las juntas de dilatación , las cuales absorben las variaciones de longitud de las barras por cambio de temperatura .Para dimensionarlas se requiere calcular las máximas dilataciones/ contracciones que estarán sujetas las barras principales (troncales) Estas juntas se fabrican de multiláminas de O. 5 mm de espesor C.-DESCONECTADORES

Los desconectadores de barras son necesanas para aislar la carga de los rectificadores Entre las principales características que se deben cuidar es que la presión de o sea tal que, ante un paso de la corriente máxima del circuito, la caída de voltaje que se produzca IR sea < que 100 mV De más está que son unidades de operación sin carga, eventualmente de operación con mando a motor y con los enclavamientos necesarios con los aparatos de desconexión ubicados aguas arriba

97

D.-FUENTES DE ENERGIA Ante la pérdida de la fuente de suministro normal de energía eléctrica a la celda de electrodepositación , se debe tomar precauciones para que antes de 30 minutos como máxú.no, entre en operación una fuente alternativa de energía que mantenga polarizada las celdas, ya que sin tensión externa aplicada ,aparece de manera natural aparece un voltaje cátodo- ánodo, que es inverso al aplicado de manera externa, provocando una inversión del flujo de iones de oro, desintegrando los cátodos y contaminando los ánodos Esta fuente de emergencias puede ser un rectificador alimentado por un generador diesel ,cuyo voltaje núnimo debe ser del orden 1.6 voltios x Nº total de celdas Sus reque1imientos de corriente no son tan altos ,solo se debe garantizar el flujo de corriente en el sentido correcto ,bastando algunos amperes para lograr este objetivo ,una vez alcanzado el voltaje deseado E.-CONSIDERACIONES ECONOMICAS En esta operación se hace indispensable bajar los costos de producción y vistos desde un punto de vista eléctricos se debe enfatizar lo siguiente a. - Minimizar pérdidas en juntas mal hechas, sin torque adecuado o sin mantención periódica en los sistemas de barras b.--Operar con los rectificadores a máxú.na capacidad, principalmente buscando el punto de máxima eficiencia de los transformadores que para unidades en el rango de 6 a 10 MV A, es del orden de 95% del grado de carga c.- No sobredimensionar innecesariamente los equipos como transformadores o rectificadores d. - La incidencia de la energía eléctrica por ton de oro producida en electrobtención es del orden de 2.000kwh/t ,que representa, a 0.06 US$/kwh, aproximadamente US$ 120 / t Si consideramos que el costo total de producción es del orden US$ 900 / t ,sólo la energía eléctrica representa un 13.3 % del costo total ,sólo en el proceso de electroobtención 11.-APLICACIONES EN EL PROCESO ELECTROLITICO Al iniciar una operación en Planta conocido la cantidad de oro que se va a recuperar por Electrodeposición se hacen los cálculos preliminares como son: El flujo que se alimentara a la celda, los cátodos necesarios, La cantidad de lana de acero, La corriente necesaria y otras variables de control, Para esto los cálculos se basan para las primeras horas de operación, hasta regular las condiciones: 11.1.-CALCULO DE LA CANTIDAD DE ORO A SER RECUPERADO Productos Unidad Carbón Rico KNS Sol. Efluente m3 Carbón Pobre KNS

Cantidad 2,333.000 5.0400 2,333.000

Ley 2.04 0.06

Finos(Kg) 4.759 4.619 0.139

Rendimiento. 100.00 97.06 2.94

98

Volumen final de la solución =3,487 litros Se determina los valores a ser recuperados Co =4.619/5.04 =916 g/m3 Cf =0.139/3.487=39.86 g/m3 V =5,040 litros m

= [Co -Cf] x V

Remplazando; m = [916 -39.86} x 5.040 litros m.= 4,415 g de oro 11.2.-CALCULO DE LA CORRIENTE NECESARIA I=m "' n "' F e "'M "' t Donde: m e t M F I I

= Cantidad de oro recuperado =4,415 g de oro = Eficiencia de corriente =2 % = Tiempo en segundos =24 horas =86,400Seg. = Número de electrones en la reacción.=! = 197 g/mol [masa molar del oro} = 9.65 xl04 e/mol cte. de faraday = 4,415g x 1 x 9.65 x 10 4 e/mol .02x 197 g/mol x 86,400 seg =1251.5 amperios

Que con el fin de mantener el voltaje en su rango se utilizo un 15% menos o sea 1,060 amp 11.3.-CALCULO DEL FLUJO INICIAL A LACELDA Conocidos los valores de oro y el volumen a ser recuperado se cálculo para un tiempo de 12 horas y un valor de recuperación inicial de 85 % según la ecuación que se muestra u =(Ln Co - Ln Cf) x V Ext = Concentración Inicial de oro = 916g /m3 Co = 39.86 g /m3 = Concentración Final de oro Cf = Eficiencia del proceso inicial = 85 % E = Volumen Inicial = 5,040 litros V = Tiempo en horas = 12. t =[Ln 916 - Ln 39.86 ) x 5,040 L =1,551 lit/h u 0.85 X 12 = 6.83 gpm u

99

11.4.-CALCULO DE LAS DIMENSIONES MINIMAS DE UNA CAJA CATODICA MATERIAL = Polipropiléno , con paredes perforadas para permitir el flujo del electrolito en cuyo interior se encuentra la lana de acero Datos : d.= Densidad de empaquetado de la lana [20 a 15 gr de lana de acero/dm3 de caja] q = Carga de oro =1.5 gramo de oro/ gramo de lana m.= Masa de oro a ser recuperada =4,415 gramos N = Número de cajas en la celda = 9 El volumen de la caja esta dada por la siguiente expresión: Ve = __m dxqxN = Ve 4,415 gramos de oro 15 g lana/dm3x1.5g de orox9 V e = 21,803 cm1 El espesor de la caja 3 cm [Literatura] =7,267 cm2 =21,803 cm3 / 3cm A = Ve/e Para una caja cuadrada se tiene L = ...J A = .../7,267 cm2 L = 85.25em Las dimensiones de la caja de eléctro deposición será de: alto =99 cm Largo= l.43m Ancho=90 cm Con una separación entre cátodo-ánodo de 3cm y la altura de la base del cátodo al fondo 3cm y la alimentación a la caja está a la mitad a 50cm y sale por rebose

0.852M

1

0.90M

0.852M

0.9'M

1.43M

11.5.-CALCULO DEL TAMAÑO Y OPTIMZACION DE UNA CELDA Según Paul y Filmer la performance de una celda de Eléctro recuperación de oro se describe por la expresión =exp [(- U *t / V)(l-exp -L/ 1'. )] Cf Co

Donde: Co Cf

u V t

=

Concentración Inicial de oro =9l6g /m3 = Concentración Final de oro =39.86 g /m3 = Flujo de entrada a la celda =6.5 gpm=24,64 lit/min = 5,040 litros = Volumen Inicial =20 horas =1,200 minutos. = Tiempo en horas

101

12.3.-RESULTADO FINAL DEL PRECIPITADO Es el siguiente : Precipitado Lana = 35.78% Oro 5.87 % 24.20 Plata = 5.46 5.96 Cobre = 16.90 Fierro = 6.09 12.4.-RESULTADO EN SOLUCION FINAL Elemento Gr/mJ = Oro 1.63 = Plata 0.29 = Cobre 30.20 = Fierro 1,816 12.5.-CONSUMO DE ENERGIA 12.5.1.-Fuente de Corriente Continua (104 horas de operación)

Kw - h = (450 X 25 X 0.80 X 1.73 X 104) 1000

= 1,629.28

Kw - h = (450 X 2.0 X 0.80 X 1.73 X 97) 1000

= 120.82

2.4.5.2.-Motor de la Bomba que alimenta a Celda (97 horas de operación) 13.-DESCRIPCION DE EQUIPOS 13.1.-CELDA ELECTROLITICA Electrowinning Cell Denver Mineral Enginerrrs litleton co. USA SIN 92040-1 RECTIFICADOR DE CORRIENTE POWER TECHNOLOGIES INC. DC POWER SUPPL Y ACIMPUT DCIMPUT 460 VOLTIOS 12 32 1500 AMPERIOS 60 HERTZ 20.4 18 KW 992058 C74759 SERIE 13.1.- SOPLADOR MOTOR ELECTRICO = Marca Delcrosa = 2.4 HP = Amperios 7.2/3.6 = 220/440 Voltios = RPM 3450 = Tipo NV901Q2 13.2.-BOMBA DE RECICLO DE SOLUCION BARREN BO:tvIBA MARCA TIPO CODIGO SERIE

Hidrostal BL-1/2C-1-B-38T BC-110 92041118

102

MOTOR ELECTRICO MARCA Delcrosa TIPO NV90LQ2 13317M8 SERIE I-IP 2.4 VOLTIOS 220/440 AfvJPERIOS 7.2/3.6 RPM 3450 13.3.-BOMBA DE SUMIDERO BOMBA Fima MARCA DThtfENSION 1. ½"X 24" MOTOR ELECTRICO MARCA Delcrosa I-IP 2.4 VOLTIOS 220/440 AfvJPERIOS 7.2/3.6 RPM 1740 13.4-BALANCE DE ENERGIA EQUIPO

CELDA ELECTROLITICA SOPLADOR BOMBA IIlDROSTAL BOMBA VERTICAL Fll\1A TOTAL I-IP INSTADADOS ENRGIA TOTAL HP CONSillvllDOS ENRGIA TOTAL I-IP CONSillvllDOS ENRGIA

POTENCIA ; HP INSTALADA CONSUMIDA 28 17 2.4 1.77 2.4 2.09 2.4 1.77 35.2 I-IP 26.35 KW 22.63 I-IP 16.88 KW 22.63 I-IP 16.88 KW

GRAFICO N°6 14. -=LEYENDA DEL LEYENDA UNIDAD 1 2

3 4 5 6 7 8 9

DESCRIPCION CANTIDAD Tanque de preparación 1 Bomba Hidrostal 1 Tanque de 1 Alimentación Soplador 1 Caldero 1 Reactores 3 Enfriador 1 Celdas Electroliticas 2 Bomba Vertical 1

DIAGRAMA DE FLUJO

103

DIAGRAMA DE FLUJO DEL PROCESO DE DESORCION Y ELECTRODEPOSICION )

Solucion .Rica

Soluclon .Rica

AGUA

i

i Aire·

Solucion barren

·----------------i·

1

petroleo

104

Densidad de Carbón

CARBON EN PULPA

2,333 Kg NaOH=0.031 Kgfl
pH=12 T=85 º C CN =0.22

DESORCION

Aicoho!=0.138Ltfkg- e Lana A=0.95Kg/f(g Au Capacidad =2,400Kg

50 Kg/dia Al Circuito CARBON FINO 87.40 %

294 Ka -MAL LA 10

+10 MALLAS 2,039 Kg

12.60%

Capacidad =350 Kg HCL Comercial

REACTIVACION ACIDA

0.12 kg /Kg carbon Concentración = 5% Ph flnal= 3.5

2,039 Kg

Capacidad =75 Kg/h T ret enclon=12 min. Petroleo

REACTIVACION BOVEDA

TERMICA

0.065 GLn/Kg carbon Temperatura =650 ºC

2,039 Kg

lDIAGRAMA DE FLUJO DEL CARBON ACTIVADO

105

CAPITULO VII DEFINICION

CARBON ACTIVADO SUCIO

Un carbón activado sucio es aquel que es rellenado de sustancias orgánicas e inorgánicas, el cual afectan considerablemente la adsorción del oro . Esto resulta en la disminución en la cinética de y el carguío de equilibrio de adsorción del oro en el carbón y talvéz afecte adversamente la eficiencia del proceso de desorción La efectividad de adsorción del carbón como un proceso comercial recae sobre la habilidad del carbón activado para ser rehusado varias veces lo cual depende del grado de suciedad y de la eficiencia de algún proceso empleado 1.-CUANDO OCURRE LA SUCIEDAD DEL CARBON a. - Cuando indeseables especies orgánicas o inorgánicas son adsorvidas sobre la _ superficie del carbón , tomando sitios activos los cuales deberían de otro modo ser disponibles para la adsorción del oro b.- Sales inorgánicas son precipitadas sobre la superficie del carbón bloqueando sitios activos c.-· Partículas sólidas o precipitados son fisicamente atrapados en los poros del carbón, restringiendo el de la solución cargada hacia el carbón 2.-MANERAS DE CONTRARESTAR LA SUCIEDAD DEL CARBON

a. - Reduciendo la suciedad durante los procesos de adsorción y desorción b.- Removiendo las especies contaminantes seguidas de adsorción y desorción c.- Por remoción del carbón sucio del circuito y remplazándola con carbón nuevo Consecuentemente es muy importante comprender las fuentes naturales del carbón sucio, así como también de los métodos disponibles para su reactivación, en orden para optimizar sistemas de adsorción del carbón 3.-CONTAMINANTES INORGANICOS

Las más impot1antes formas de contaminantes inorgánicos son: 1.-Sales de calcio, carbonato primario, menores proporciones de sulfato y otras especies 2.-Sales de magnesio y sodio 3.-Minerales finos tal como sílice, silicatos complejos y aluminatos 4.-Partículas finas de fierro resultantes de la etapa de conminución 5.-Precipitados de metal base provenientes de la solución de lixiviación Los mecanismos por las cuales sales inorgánicas son depositadas sobre el carbón activado son ampliamente relacionadas a la adsorción de especies de oro El carbonato de calcio es formado por hidróxido de carbón proveniente de la atmósfera disolviéndose en agua para formar Co3·2

106

C02

+ H2 0 � HC03- + HC03� H+ + 2 2 C03- + Ca+ � CaC03 Las mayores fuentes comunes de iones calcio son (CaO), el cual es adicionado a la pulpa y solución del proceso para el control del pH y constituyentes minerales solubles ( limonita, dolomita ) Alternativamente iones carbonatos pueden ser formados por la oxidación del cianuro en la superficie del carbón así como el presentado a continuación 2CN- + 02 + 4H2 0 � 2[C03f2 + 2.N.l-la Ca+2 + [C03r2 � CaC03 Que a altas temperaturas la formación de ácido oxalico y metanoico es favorecido Hay evidencia que en la superficie del carbón se impone una región de solución la cual es típico de la solución bulk y en la cual la solubilidad local de compuestos metálicos es reducida, esto lleva a una reacción de precipitación sobre la superficie del carbón ,este comportamiento es similar a la adsorción de especies metálicas polivalentes sobre óxidos y silicatos minerales El proceso de adsorción ocutTe a bajos valores de pH y de concentraciones metálicas Sin embargo los hldróxidos pueden ser precipitados sobre el carbón La precipitación de carbonatos es usualmente el más importante problema en sistemas industriales Estudios de deposición del calcio, usando microscopio electrónico de barrido (SEM),han revelado deposición del calcio hacia el carbón ,tales precipitados llenan las fisuras y giietas sobre la superficie externa del carbón y están difundidos dentro de la estructura porosa .Invariablemente después de un lavado ácido, este hecho inhlbe de especies de aurocianuro atravéz de los poros del carbón, reduciendo de esta manera el área superficial activa y las propiedades de adsorción del carbón La precipitación del carbonato de calcio puede ampliamente ser evitado reduciendo el pH debajo de 8.3 En las investigaciones realizadas sobre el ratio de adsorción de calcio sobre la su erficie de carbón en un circuito C.I.P. se tiene lo si ·ente Tiempo de _· . . .. �/q'.�f�e<:uper;ádóQ,. :, . -: _ ... ··. · · '.- d�Calcio · · ·. 1\1ina . . '.'_Reterid�.; ((Ú?Sf 9.4 0.061 Beinsa 0.105 11.7 Fairview 0.039 8.9 Grootvlei Como se obse1va que a mayor tiempo de retención mayor adsorción del calcio 4.-REMOCION DE LOS CONTAMINANTES INORGANICOS El calcio tiene un efecto realmente nocivo en la capacidad de adsorción del carbón activado sobre el oro y plata, por el descenso de su actividad y por el efecto retardador en la desorción Muchos inorgánicos son removidos con el lavado ácido, las sales precipitadas son disueltas con ácido diluido que puede ser HCl ó HN03 de la superficie del carbón Esta técnica depende de la solubilidad de la sal depositada y la solución de ácido usada La disolución del ácido disuelve el carbonato de calcio y otras especies minerales que son atrapadas en la superficie del carbón después del proceso

107

La ecuación general de disolución de un carbonato con el ácido es la siguiente MC03 + 2H+ +-+ M+2 + C02 + H20 En la practica tanto el ácido clorhídrico como el nítrico pueden usarse para el lavado ácido 4.1.-REACTIVOS El\1PLEADOS EN LA REACTIVACION 4.1.1-ACIDO CLORHIDRICO Es un reactivo muy usado preferentemente en la industria del carbón preferentemente a alta temperatura ,sobre aproximadamente los 85 ºC y en una concentración en volumen de 1- 5% El ácido clorhídrico es usado dependiendo de la carga de suciedad inorgánica en el carbón y de las condiciones de lavado ácido La mayor eficiencia de remoción del calcio se consigue en concentraciones entre 3% a 10% de ácido clorhídrico y a temperaturas entre 25 a 90ºC y con una agitación del carbón La velocidad de disolución de las sales de calcio en el proceso es controlado por la difusión en el tiempo de residencia % DE CALCIO VS. TIEMPO EN SOL.ACIDA

o

� 2.5 e(

o ...1

2

z 1.5 w

o ü ..J e(

o w o

.¡¿

o/i HCL

1

5 % HCL

0.5

o

o

0.5

1

1.5

2

TIBVI PO EN SOLUCION (horas)

FIGURA Nº-1 Efecto de la concentración del ácido y el tiempo con el residuo de calcio en el carbón Cuando el % de calcio es menor de 1% el tiempo de residencia también es menor (10 a 15 minutos] El ácido clorhídrico diluido tiene un porcentaje de remoción entre el 80 a 95% de la carga de calcio en el carbón y mientras que las sales de sodio y magnesio su eficiencia es menor de 80°/4 En soluciones donde donde la concentración de la carga están sobre el50% de níquel, zinc, fierro y silicio la remoción depende de las condiciones de lavado ácido mientras que la plata, mecurio y cobre no son removidos con ácido clorhídrico diluido

108

La mayor dificultad asociada en el lavado con ácido clorhídrico es la presencia de iones de cloro en los poros del carbón esto se supera con una eficiente remoción de lavado La precipitación de sales es controlada con el lavado y la neutraliz.ación según la secuencia agua- hidróxido de sodio 4.1.2-ACIDO NITRICO Se usa en operaciones en Norte América y es aplicado de manera similar que el ácido clorlúdrico, El uso de este ácido genera problemas de corrosión que comparado con el ácido clorhídrico que genera problemas de oxidación y desactivación en la superficie del carbón ,este efecto es pequeño en soluciones bien diluidas menores al 5 % de HNO3 El mercurio y la plata son removidos del carbón con ácido rutrico diluido lo cual es beneficioso y solo depende de la concentración y el proceso requerido Finalmente el uso de ácido rutrico introduce iones nitrato al proceso ,dependiendo de la naturaleza del proceso 5.-TRATAMIENTO QUIMICO El ácido puede incluir un lavado simple con agua o una depuración con vapor para remover los lodos desde los poros del carbón antes de la elución La lixiviación ácida ayuda a la remoción del calcio y el silicio desde el carbón y por consiguiente mejora la cinética de elución El calcio realmente tiene un efecto nocivo en la capacidad de adsorción del carbón activado en la recuperación del oro y un efecto retardador en el proceso de desorción El carbonato de calcio y/o sulfato precipitan en los poros del carbón durante el ciclo de cargado y si no es removido continuará creciendo y adversamente afectará la capacidad de carga del carbón El lavado ácido antes de la elución también ayuda a la remoción de algunos metales bases tales como el níquel ,sin embargo deberian tener precauciones para evitar la formación del gas HCN durante la lixiviación ácida del carbón cargado TABLA RECUBRIMIENTO . >1 .. . . . . .. .. -·. ANALISIS 52.8 Ca0% 8.4 Si0 º/4 5.1 A203% 0.4 Fe2 03 % 0.5 K20 %

Nº l . . .

2-· 56.4 13.4 4.4 0.5 0.5

. .

RELLENO EN POROS . . . . 4 _J: 54.4 62.8 4.0 0.30 1.2 0.00 0.9 0.10 0.2 0.00

Del cuadro se obseiva que el CaO se encuentra depositado en los poros en mayor porcentaje mientras que los otros elementos se encuentran recubriendo la superficie

109

El fenómeno ocurre en la oxidación catalítica del cianuro libre con el carbonato de calcio sobre la superficie del carbón El carbonato ingresa al circuito proveniente de la adición de cal al molino con el fin de proteger la actividad del cianuro La remoción del carbonato se efectúa en una serie de lavados con ácido y con un adecuado tiempo de o de acuerdo a una determinada condición de operación 5.1.-CONDICIONES DE OPERACIÓN EN PLANTA

= 1470 litros = 450 kilogramos

Volumen del Reactor Peso del Carbón Densidad del carbón Temperatura de la solución Vol. ocupado por el Carbón Vol. ocupado por el agua Vol. del ácido Concentración del ácido Consumo de ácido clorlúdrico Consumo de petróleo pH (Inicial) pH (Final) Tipo de agitación Tiempo promedio de operación

= 0.80 Kg/litro = 90ºC = 563 litros = 534 litros = 35 litros = 6.56% = 0.077litros/Kg de carbón = 0.058 Gis/ Kg de carbón = 12.20 = 3.00 = Neumática = 3 horas

5.2.-DOSIFICACION DE ACIDO HCL:

Pureza Densidad

Peso del Soluto Peso del Soluto + Peso de agua Peso del Soluto Peso del Soluto Peso del Soluto Peso de Soluto Comercial

= 33 %en peso = 1.16 Kg/Litro = 0.025 = 0.025 Peso de Soluto + 0.025 Peso de agua = 1- 0.025 + 13.83 = 14.80 kilogramos = 14.80Kg./ 0.33 = 44.86

EN VOLillvlEN 44.86 Kg HCL /1.16 Kg/litro =37.39 litros 5.3.-ENSAYE DEL CARBON INICIAL

:Y
1500

89.9

los valores están en g /TM

2

88

6100

400

68

1300

110

5.4.-RESULT ADOS DE LA REACTIVACION EN LA SOLUCION

i;�if!f?# ;,::: .'Ag.·'.: ; '\;•'\:�As·,>+ ·,�:\�ü;:�:'-¡./j��ct:;r/i�'.;,�u�{'i �C�:�tgjf{)) )i\§iibE��•. :�;(;�».:;.;�:'' <:��','.:: �}=,';�;'!• O 1 2

0.13 0.09

30.5

0.05

0.02

0.39

42.25

1.68

0.86

0.97

9.89

43.5 44.4

0.64

0.32

0.01

531

3.23

8.34

25.3

4.62

0.12

0.77

0.34

0.01

45.8

9.97

9.68

27.8

4.01

3

0.11

53

0.73

0.36

0.01

490

22.03

9.59

34.6

4.77

4

0.11

44.8

0.74

0.31

0.01

100.4

4.5

9.65

18.25

4.93

mg/litro 5.5.-ENSAYE DEL CARBON FINAL:

. ,,,:".'\Ap/<�-�. :·<·'As:··•·:· ::">)5.u:= : :· :·:/:''Pd.C/;·,:·::'::\�gt/fi_, ':i_,,:�;,r,::,�\'.> ,;:'.'.·1:}3,¿_:�:.�:-'".:'."�,�-- -'.'#.�::'.>:�:,::�:-:�,;gr.r :'.·: 72

1400

115.92

1

105

590

390

46

900

En gr/TM. 5.6.-BALANCE DE ELE:MENTOS Gramos Sol. Final Carbón final Carbón inicial % mg/1 Extracción Elemento Leyg/TM Cont g. Leyg/TM Contg Disueltos 23.9 24.94 48.84 72 48.94 Ag 141 40.47 1300 450.32 117.31 13.33 519.6 69.28 · As 1500 1.38* 0.74 31.14 115.92 40.15 0.43 89.9 Au 1 50 0.3464 0.3464 0.59 2 0.6928 Cd 0.01 87.69 30.46 0.01 0.05 30.48 88 Cu 2.81 100.4 2113 5928.84 2053.8 59.29 6100 Fe 4.5 2.5 2.66 135.9 138.56 392.32 400 Pb 15.43 32.35 46 7.63 12.92 23.56 68 Sb 30.77 311.76 234.62 900 138.56 450.32 1300 Zn

6.-CONTAMINANTES ORGANICOS

La actividad del carbón es relativamente n-polar e hidrofóbica del material en el adsorbato del componente orgánico de la solución acuosa entre los que mencionaremos: a. - Aceite diese1, aceite lubricante y anticongelante, proveniente de los equipos de mina y planta b.- Acido humíco y otros productos de descomposición vegetal presentes en el mineral c. - Reactivos de flotación como colectores y espumantes d. - Floculantes y otros reactivos activadores de superficie La adsorción ocwTe en el mecanismo de unión del hidrogeno y las fuerzas de vander Walls entre la superficie de la especie orgánica y la superficie del carbón la adsorción es favorable bajo condiciones del limite de solubilidad, cuando el potencial del adsorbato tiene: • 1.-Masa molecular alta • 2. -Polaridad baja • 3.-Potencial de ionización baja

111

7.-REMOCION DEL ORGANICO Las especies orgánicas que ensucian la actividad del carbón podriamos mencionar en dos categorías respecto a su remoción 1.-Los adsorbatos orgánicos son altamente volátiles y en un tratamiento térmico se eliminan formando gases en un horno a [500 a 800ºC] 2.-Las especies no volátiles formado por los residuos carbonáceos de la pirólisis son removidos usando vapor a temperaturas sobre los 650ºC según: C º + n H20 (vapor) � n CO + n H2 Esta reacción sobre el carbón original particularmente formado por las sales inorgánicas de Ca, Ma, y Fe Estas sales cátalizan la reacción carbón/vapor y son removidos posteriormente por el lavado ácido en caliente 8.-REACTIVACION La óptima secuencia para la desorción y el proceso de reactivación esta sujeta al proceso de extracción del oro en forma industrial según las opciones: 1.-Lavado ácido -Desorción- Reactivación térmica 2.-Desorción - Lavado ácido - Reactivación Térmica 3.-Desorción - Reactivación Térmica - Lavado ácido En la primera opción las especies contaminantes inorgánicas son removidas antes de la ·desorción , el cual mejora la eficiencia de la desorción de los metales preciosos El valor del calcio y otros metales son introducidos dentro de la solución removida La segunda opción evita todo posible efecto de corrosión del ion cloro introducido durante el lavado ácido En las opciones 1 y 2 tiene por finalidad en que los contaminantes inorgánicos son removidos antes de la reactivación térmica Este es importante por que las pérdidas de carbón en la reactivación térmica son incrementados con la presencia del carbonato de calcio La última opción presenta corrosión en la columna de elución y el equipo de reactivación térmica como resultado de las especies clorlúdricas presentes del lavado ácido antes de la elución y la reactivación térmica 9.-RESUL TADOS METALURGICOS DE LA REACTIVACION Esta secuencia es la que mejores resultados nos ha dado en la operación [Desorción Lavado ácido - Reactivación Térmica ] .Esta opción tiene por finalidad en que los contaminantes inorgánicos son removidos antes de la reactivación térmica En los cuadros siguientes se muestra la comparación de adsorción entre carbones reactivados con un carbón nuevo para diferentes elementos : A continuación detallamos una prueba de reactivación térmica realizada en el laboratorio Datos de operación de la Prueba : Alimentación = 60 Kg/ hora Tiempo de Permanencia = 18 minutos Cantidad de Carbón = 346 kilogramos = 700ºC Temperatura

112

PRUEBAA BALANCE DE ELEMENTOS·. REACTIVACIÓN TÉRMICA Carbón Inicial Carbón final gramos % Elemento Leyg/TM Cont g. Leyg/TM Cont. g gases Extracción Ag 72 24,94 38 13,16 11,78 47,23 As 1300 450,32 100 346,4 103,92 23,08 * Au 115,92 40,15 138,67 48,03 o Cd 1 0,3464 1 o 0,3464 o Cu 87,69 30,46 29,44 3,34 85 1,02 Fe 5928,84 1732 2053,75 5000 321,75 15,67 Pb 392,32 135,9 73,09 211 46,22 62,81 46

Sb

15,43

12,82

37

Zn 311,76 900 207,84 600 * La ley de Au se incrementa, debido que se concentra.

3,14 103,92

19,67 33,33

PRUEBA B

Elemento Ag As Au Cd Cu Fe Pb Sb Zn

gramos Carbón Térmico Carbón Desorción % Leyg/TM Cont g. Leyg/TM Cont. g extraídos Extracción 141

48,84

38

13,16

35,68

73,05

1500

519,6

100

346,4

173,2

33,33

89,9 2 88 6100 400 68 1300

31,14 0,6928 30,48 2113,04 138,56 23,56 450,32

138,67 1 85 5000 211 37 600

48,03 0,3464 29,44 1732 73,09 12,82 207,84

0,3464 1,04 381,04 65,47 10,74 242,48

1.38* 50 3,41 18,03 47,25 45,59 53,85

o

* Calculado en base a la ley final de solución de reactivación química

PORCENTAJE DE EXTRACCIÓN TOTAL · 80 ,··¡ · · · 70 •O u 60 u 50 40 w 30 w 20 o � 10 o

o·

Ag

......................................... - ,,,_ --- .. ....... ·- ......................_ ..... ._......... ---,

oAg DAS oAu OCd ocu As

Au

Cd

Cu

Fe

ELEMENTO

Pb

Sb

Zn

o Fe

oPb oSb oZn

113

9.1.-PRUEBAS COMPARATIVAS DE ADSORCION DE CARBON a.- Condiciones de Operación Concentración de Carbón = 30 gr / litro Volumen de Pulpa = 4 litros = 1,400 gr/litro Densidad de pulpa = Neumática Tipo de Agitación Carbones : = Nuevo ( C n v o.) = Reactivado Químicamente (C.Q) = Reactivado témlico (C.Q.T.) b.- Objetivo 1.-Evaluar el comportamiento de los carbones en la adsorción de oro y los iones en estudio 2.-Evaluar parámetros tales como :concentración de carbón, Densidad, pH, %CN, Tiempo en la adsorción 3.-Evaluar la adsorción del oro y los iones en estudio.

9.2.-PRUEBA COMPARATIVA DE ADSORCION DE ORO

:;r;fr)?id/){ ftA.RlifPN.:::::llf#�}fAi?}({J;) :_q�B!f19l!fB��rtm�1/IMlf.l{ •p,lt4f!if9.lYifffe.��TtffffMl(fA)d 1\1!/ffPl:fO) ?t;ifY,pfi!f.: (? <{itf!iii;:artl%'tm.9!tXt WfltiJ!Ff{fí!fijl}( ){ilif.fttifii.tt(t ')Xtlfi.})(:j,fj·}. Hrs

CNVO

%

CQT

%

0.36

0.039 11.01

0.36

0.039 11.01

10.67

0.1

0.032 10.39

0.06

0.034 11.24

10.6

0.05

0.02

10.19

0.04

0.029 11.58

0.022 10.59

0.05

0.02

9.53

0.05

0.028 11.41

0.024 10.62

0.06

0.02

10.09

0.05

0.027 11.42

0.36

1

0.06

0.03

2

0.04

0.025

3

0.03 0.05

4

%

CQ

0.039 11.01

o

º

TABLA N .1.-Resultados de la prueba para la comparación con un carbón nuevo CINÉTICA DE ADSORCIÓN Au 0.4 0.35 :::::

01

0.3

�CNVO

---ca

E 0.25

---..-e QT

0.2 �

0.15 0.1 0.05

o

o

2

3

4

TIEMPO hrs

FIG.-Nº-1.-Grafico comparativo entre un carbón reactivado con otro nuevo En la figura se observa una buena adsorción para el carbón reactivado ácido y térmico , muy similar a un carbón nuevo.

114

9.3.-PRUEBA COlVIPARATIVA DE ADSORCION DE PLATA

tb/. r:.: ·· \. f;.(fff�()f!
0.69 0.09 0.05 0.03 0.05

2

3 4

0.039 0.03 0.025 0.022 0.024

11.01 10.67 10.6 10.59 10.62

0.69 0.42 0.27 0.26 0.29

0.039 0.032 0.02 0.02 0.02

11.01 10.39 10.19 9.53 10.09

0.69 0.04 0.04 0.04 0.04

0.039 0.034 0.029 0.028 0.027

11.01 11.24 11.58 11.41 11.42

CINÉTICA DE ADSORCIÓN Ag

i

:!

t:11

0.8

-- ··--... · .... · · ......... · ··-· .. ·············-··--····-·-···· .......................·--·······---·····-······ -·-·-·········· ················--·-¡

0.7 0.6

-+-CNVO

---e Q

0.5 0.4

_.._CQT

e o.3 � 0.2 0.1

O+------+------+-----+-----+----

o

3

2

4

5

TIEMPO hrs

FIG.Nº-2.-La adsorción para la plata es similar a la del oro ,la adsorción del carbón reactivado químicamente es más lento. 9.4.-PRUEBA COMPARATIVA DE ADSORCION DE COBRE

'::i,::,;:):),\· , C;AR�ó.�·fl.UJ!;V().•1Tih' �A.Rs®JiltAC:T{(/J.fjfM.ic},) :cA1i/$ÓN:f{i$Ai;jtit!e#Mi.cAd \':f,r�:;·.· ·.,. ·••:q: ijvf? · ··i·\�Ji:1 t//,tXJ;t/l)tgh/f/:.//?{�tt:;. i;i:T/l/'/Hf /;:ft�/Pt}i;- <. :/:{;;�.: t1·.· '{{:.\\): O 1

2

3

4

232.5 229.75 236 241 244

0.039 0.03 0.025 0.022 0.024

11.01 10.67 10.6 10.59 10.62

232.5 235.25 238 241 237

0.039 0.032 0.02 0.02 0.02

11.01 10.39 10.19 9.53 10.09

232.5

227

227 226

227

0.039 0.034 0.029 0.028 0.027

11.01 11.24 11.58 11.41 11.42

TABLA Nº-3.-Resultados de la p1ueba en la adsorción del cobre comparados con carbón nuevo.

115

CINÉTICA DE ADSORCIÓN COBRE 244 242 240 E: 238 236 � 234 >,.. 232 � 230 228 226

i c3

-+-CM/O

�ca

-----¼- CaT

+----t----��===::;:::====�=====+====---==;:::::::::==:::::+ o

0.5

1.5

1

2

TIEMPO hrs

2.5

3

3.5

4

FIG.Nº-3.-En esta figura la adsorción del cobre es mejor para un carbón reactivado química y térmicamente 9.5.-PRUEBA COMPARATIVA DE ADSORCION DE FIERRO

?T/·'>. ··_·t;AR��f!lVi!!l$Vlit'./%Yt{/i?!!Jf!li�?IJªlt'?IllYlif'1ifi,/\P1Nfft$/JJfl !/�91/4;Tf#l!litle?:tf ."/fE:1f1/;fJ }:.fff.';r.t1f#f:'. \{�U?/(pl!!JY /lJ_l;;fitl.illl \tt;,II{i\t#f-!2:\ifr {ii!/ltt)ijjiflli? /J:'p/J·;f< /=}/pif:.:,:

<�'{Pr�?,�\ \\9: N.vo: :•'..· _:Lr<�:Jt K:t?tf::(I t:@t�i�tjiJiit t1t�n'-}' UN�'�,J)JtH\i rg?�/l?.i#t}:tr::M/:fffe-t}? i:::/L?a;i: O 1

159 161 159.5 158.5 152.75

2

3 4

0.022 0.02 0.017 0.015 0.015

10.7 10.63 10.53 10.63 10.62

159 154.75 144.5 143.75 133.25

0.022 0.019 0.017 0.015 0.015

11.01 10.39 10.19 9.53 10.09

159 166.5 165.75 163.75 163.5

0.022 0.02 0.017 0.016 0.015

10] 10.52 10.6 10.6 10.6

TABLA Nº-4.-Cuadro comparativo de adsorción de fierro usando carbón nuevo y reactivado CINÉTICA DE ADSORCIÓN FIERRO 180 160 140 } 120 � 100

-+-CM/O

80

_._ca

60

__._CaT

40 20

o

o

1

TIEM/JO hrs

3

4

FIGURA.N. º 4.-La mejor adsorción se logra con un carbón reactivado químicamente, mientras que para un carbón nuevo y reactivado térmica la adsorción es lenta

116

9.6.-PRUEBA COMPARATIVA DE ADSORCION DE PLOMO ELEMENTO Pb DENSIDAD= 1200 gil

O

0,06

0,022

10,7

0,06

0,022

10,7

0,06

0,022

10,7

1

0,07

0,02 10,63

0,05

0,019

10,55

0,05

0,02

10,52

2

0,07

0,017 10,53

0,05

0,017

10,43

0,04

0,017

10,6

3

0,06

0,015 10,63

0,04

0,015

10,46

0,04

0,016

10,6

0,06

0,015 10,62

0,04

0,015

10,49

0,04

0,015

10,6

4 º

TABLA N -5.-Cuadro comparativo de adsorción de Plomo usando carbón nuevo y reactivado CINÉTICA DE ADSORCIÓN PLOMO -.....-------.'""'-·-=·-···-·---··-···-···-·--····-··-·-·--········-¡ 7

-··-··· .....

0, 0

:::: �

0 , 06

�

0 , 03

�

0 , 02

f

····-:e;:.·-·

0 , 05 0 , 04

0,01 0

-.-cNVO ---CQ +-------0

1

---.-e QT

TIEM/!io hrs

3

4

FIG.Nº-5.-En esta figura la adsorción del Plomo es mejor para un carbón nuevo que para un carbón reactivado química y térmicamente 9. 7.-PRUEBA COMPARATIVA DE ADSORCION DE ANTIMONIO CARBÓN REACT.QUÍMICA CARBÓN REACT. TÉRMICA

CARBÓN NUEVO TIEMPO

LEYmg/I

CN

pH

LEYmg/I

CN

pH

LEYmg/I

CN

pH

Hrs o

C NVO

%

CQ

%

1,36

0,039

11,01

1,36

0,022

10,7

1,36

1

0,95

0,03

10,67

0,9

0,019

10,55

0,85

0,89

0,025

10,6

0,87

0,017

10,43

0,82

0,017 10,6

0,92

0,022

10,59

0,84

0,015

10,45

0,81

0,016 10,6

0,92

0,024

10,62

0,85

0,015

10,49

0,85

0,015 10,6

2

3

4

º

CQT

% 0,022 10,7 0,02

TABLA N -6.-Cuadro comparativo de adsorción de Antimonio usando carbón nuevo y reactivado

10,52

117

CINÉTICA DE ADSORCIÓN Sb . ...

1.6

..... .

--....... ·--�···..····• .......... ,-...

..

. --,-·-······· ···--·- ··-··---·

-----·-·-·· ........ ·- ......... ·-------- .......� .. -----�--

1.4

¡, >-

1.2 1

0.8 0.6

--+-C NVO

0.4

---ca

0.2

�C QT

o

o

2

3

4

5

TIEMPOhrs

FIG.Nº-6.-En esta figura la adsorción del Antimonio es mejor para un carbón nuevo que 0para un carbón reactivado química (este tiene un comportamiento mejor) y térmicamente 10.-PRUEBA COMPARATIVA DE REACCTIVACION ENTRE HCL Y SULFATO DE COBRE 10.1.--OBJETIVOS 1. Evaluar el consumo de ácido clorhídrico en la reactivación química del carbón de Desorción, usando solución de sulfato de cobre al 1%. 2. Evaluar a nivel de laboratorio el efecto del sulfato de cobre en la capacidad de adsorción del carbón al ser aplicado en la etapa de la reactivación química. 10.2.-PARTE EXPERIMENTAL • La prueba Nº1 se desarrolla simulando la reactivación química del carbón en una relación de agua/carbón = 2.17 , cuantificando la adición de HCL(comercial) hasta alcanzar un valor de pH=4. • En la p1ueba Nº2 se utiliza una solución de sulfato de cobre preparado al 1 % en peso, que es adicionado al carbón en la relación solución/carbon=2.17 similar a la prueba Nº l, luego se adiciona HCL(comercial) hasta alcanzar el valor de pH =4. • La prueba Nº3 esta referida a la capacidad de adsorción del carbón final de la prueba Nº l con solución de alimento al circuito CIP en una relación de concentración de carbón de 50 g/1. • En la ptueba N°4 se utiliza el carbón final de la prueba Nº2 con solución de alimento al circuito CIP y en concentración de carbón similar a la prueba Nº3. • Las características de los reactivas son : HCL(comercial) 30% de concentración en peso. CuSO4.5H2O 98.5% de pureza, contenido de cobre 25% en peso.

118

10.3.-RESULTADO S EXPERIMENTALES l.-

PRUEBAS DE REACTIVACION PRUEBANº-1

A.- Con ácido clorlúdrico comercial Peso de carbón Volumen de agua Relación carbón / agua pH inicial Densidad del ácido Concentración en peso Procedencia del carbón Grnnulometria del carbón Densidad del Carbón

Tiempo Horas 0.00 0.50 1.00 1.42 2,00 2,50 2,92 4,00 4,50 5,00 5,50

= 1,843 kilogramos = 4 litros =2.17 = 10.38 = 1.16Kg/litro =30% = Después de la Desorción = -6, +12 mallas =0.85 Kilogramos/m3

PRUEBA N º 1 HCL(ml} Acum(+} 0.00 2,0 5,0 8,0 11.00 17,0 25,0 25,0 33,0 50,0 68,0

pH Solución 10.38 9.83 9.27 7.94 7,3 6,6 5,7 8,1 6,3 5,8 4,0

PRUEBAN º-2 B.- Con ácido clorhídrico comercial más Sulfato de Cobre

Peso de carbón Volumen de agua Relación carbón / agua pH inicial Concentración del sulfato Procedencia del carbón

= 1,843 kilogramos = 4 litros = 2.17 = 5.55 = l º/o = Después de la Desorción

119

PRUEBA Nº 2

Tiempo Horas 0.00 0,16 0,25 0,33 0,41 0,50 0,58 1,08 1,16 1,25 1,33

HCL(ml) Acum(+) 0.00 10,0 15,0 20,0 25,0 30,0 35,0 40,0 45,0 50,0 55,0

pH Solución 5,6 4,8 3,8 2,1 4,1 4,2

4,4 4,2 4,1 4,1 4,0

11.-PRUEBAS DE ADSORCIÓN A.- Con ácido clorlúdrico Comercial Datos: Carbón reactivado con ácido Volumen de Solución Concentración del carbón

= 300 gramos = 6 litros = 50 g/litro

PRUEBAN º 3 Tiempo Horas

pH

NaCN

0.00

11,250

0,059

0,50

10,040

0,053

1,00

10,010

0,044

2,00

10,010

0,039

4,00

10,010

0,035

8,00

10,010

0,033

22,00

10,010

0,030

%

LeyAu mg/lit 0,260 0,190 0,190 0,180 0,170 0,160 0,130

% Adsorción 0.00 26,920 26,920 30,770 34,620 38,460 50,000

B.- Con ácido clorlúdrico Comercial más Sulfato de Cobre Datos: Carbón reactivado con ácido más sulfato = 300 gramos = 6 litros Volumen de Solución = 50 g/litro Concentración del carbón C. - Costo de los Reactivos Sulfato de cobre

US$ 0.90 /Kg

Acido Clorlúdrico

US$ 0.20 /Kg

120

RESULTADOS DE LA ADSORCIÓN CON SULFATO DE COBRE PRUEBA N º4 Tiempo Horas

pH

0.00 0,50

% NaCN

LeyAu mg/lit

% Adsorción

11,250

0,059

0,260

0.00

11,150

0,047

0,190

26,920

1,00

11,030

0,044

0,190

26,920

2,00

11,000

0,040

0,180

30,770

4,00

10,940

0,037

0,180

30,770

8,00

10,730

0,033

0,160

38,460

22,00

9,900

0,027

0,130

50,000

10.4.- COSTO DEL PROCESO DE REACTIVACION ACIDA

REACTIVOS SULFATO COBRE ÁCIDO CLORHÍDRICO PETRÓLEO Kw ENERGIA MANO DE OBRA H/H Kg/C COSTO TOTAL

COSTO/Kg. CONSUMO EN CONSUMO DE POR REACTIVO$ PLANTA (Kg) Kg. CARBÓN 0.90 0.558 1.400 0.150 0.340

8.00 25.00 21.23 10.10 11.00

0.017 0.055 0.047 0.022 0.024

COSTO POR KILOGRAMO 0.0104 0.03069 0.0658 0.0033 0.0081

0.11829

10.3.-CONCLUSIONES 1. El resultado de la prueba experimental Nº2 nos muestra que el uso de solución de sulfato de cobre disminuye el consumo de HCL comparado con la prueba Nº l en un 45%, para llegar a un valor de pH=4 . 2. Los resultados de las pruebas Nº3 y Nº4 ,indican un comportamiento muy similar en la capacidad de adsorción de oro por el carbón de la solución de alimento al circuito CIP. (ver Prueba Nº3 y Nº4). 3. El uso de Sulfato de cobre en las condiciones experimentales presenta ventajas en cuanto al consumo de ácido en el proceso de reactivación ácida y no disminuye la capacidad de adsorción del carbón. 4. En la evaluación Económica el tratamiento con sulfato de cobre es mas alta (ver cuadro comparado con el ácido clorlúdrico) S. - De acuerdo al cuadro comparativo el costo por kilogramo de carbón nos sale costando a 0.12 US$/kilogramo 6.- La ventaja de usar sulfato de cobre en la primera etapa es que el sulfato destruye al cianuro que por medida de seguridad es conveniente usar en el primer paso

121

REACTOR PARA REACTIVACION ACIDA CARBONPARA REACTIVAR

�

,,.

L_J)

ACIDO CLORHIDRICO

AffiE

BOMBA DE RECICLO DE ACIDO DESCARGA DE CARBON REACTIVADO

122

CAPITULO VIII 1.- OBJETIVO

REGENERACIÓN TERMICA

El objetivo de la regenerac1on ténnica del carbón activado es la REMOCION SELECTIVA de los productos que contiene el carbón acumulado en sus poros durante la operación de adsorción y desorción. Además se logra la restauración de la estructura porosa, lo que es muy importante para devolver al carbón su vitalidad de adsorción. La Regeneración térmica garantiza, asimismo, que la estructura molecular del carbón queda intacta. La Regeneración Térmica puede ser aplicada en procesos completos de trabajo y permite una reactivación altamente eficiente, dejando los carbones en condiciones muy parecidas a los carbones nuevos 2.- PRINCIPIOS DE LA REGENERACION Durante la Adsorción muchos orgánicos e inorgánicos se absorben y se acumulan entre los poros de la estructura del carbón activado. Aunque la estructura submicroscopica no esta bien determinada, se asume que están compuesto de partículas amorfas distribuidos al azar para dar una red compleja de forma irregular. LOS MICROPOROS (bajo 3mm) = Son más importantes, puesto que ellos contribuyen en un 95% del área de superficie disponible y Constituyen los principales lugares de adsorción y tienden a ser cargados con altas leyes de oro y plata. LOS MESOPOROS (3 mm a 60 mm)= Los mesoporos capturan iones de alto peso molecular y como resultado hay una declinación en la eficiencia de adsorción LOS MACROPOROS (60 mm a 100 mm) = Son los que constituyen el 5% de la superficie activa, tienen de 60 a 100 mm de diámetro, 3.- ETAPAS DE LA REGENERACIÓN 3.1.-SECADO.-Que elimina sustancias absorbidas volátiles tales como alcoholes, La temperatura es de alrededor 200 º C 3.2.- VAPORIZACION.- La vaporización de las sustancias absorbidas y también la descomposición de las sustancias volátiles a temperaturas entre 200º C y S00º C 3.3.- PIROLISIS.- De las sustancias absorbidas y que no son volátiles las cuales resultan de la descomposición de residuos carbonáceos sobre la superficie del carbón activado. No se realiza a temperaras mayores a los 850. º C y en una atmósfera controlada para evitar grafitización de los residuos pirolizados resultando una esttuctura parecida a la del carbón pero refractaria a la adsorción 3.4.- OXIDACION SELECTIVA.- De los residuos pirolisados se produce entre 700º C y 900º C por vapor de C02 o cualquier agente oxidante.

123

Durante la oxidación selectiva podria ser dificultosa remover los residuos sin causar daño a la estructura del carbón activado. Los mecanismos de volatilización, descomposición y pirólisis estarian casi completadas a temperaturas de 600 º C ,con solo una pequeña medición de la piró lisis adicional entre 600 y 800º C , sin embargo, para ambas aplicaciones, una considerable cantidad de residuos carbonaceos resultaran, requiriendo una eliminación oxidante selectiva Los residuos pirolizados descritos como el porcentaje del total de adsorbatos cargados fueron 46% en el caso de tratamiento en agua,43% en la aplicación de Carbón en Pulpa Si el carbón fuera rehusado solamente después de la pirólisis omitiendo la etapa de oxidación selectiva,entonces ocurriria la acumulación progresiva de residuos pirolizados,con una correspondiente declinación en la efectividad de adsorción. 4.- ATMÓSFERA DEL HORNO Esta debe ser controlada, no debe haber presencia de aire y lograrse una oxidación con vapor La guía de la regla del pulgar de 1 Kg. de vapor/Kg. de carbón activado fue a menudo un avance para el requerimiento de una regeneración completa de carbón gastado. Actualmente la cantidad de vapor requerido depende de la cinética de oxidación selectiva del residuo pirolizado. La cinética de la reacción del vapor y carbón activado conteniendo residuo · pirolizado, a una temperatura de 700º C a 789 º C y presión atmosférica fue estudiada por umehara. En el circuito Carbón en Pulpa se deposita una gran cantidad de residuos carbonaceos no volátiles y en la pirolisis. se encontró que los datos obtenidos mediante la variación de las concentraciones de vapor e hidrogeno ajustaban en la ecuación de Langnuir-Hinshelwood desarrollada originalmente para la oxidación de otros tipos de carbón con vapor . Los efectos de las concentraciones de hidrogeno y vapor en la velocidad de gasificación pueden ser expresadas mediante la ecuación. K1 Pruo:-----R= (1) 1 + K2 P ru + K3 P ruo El grado de reacción obtenido en el Horno depende de la ecuación de rapidez para la reacción quimica,la que controla en tales reaciones es la difusión a través de los poros en la capa del producto sólido según: R = - dnc (2) dt Dado que la composición de los gases se expresa generalmente en términos de las presiones parciales en vez de la concentración La reacción en la superficie se denomina Reacción futrinsica,esto ocurre en puntos activos localizados sobre la superficie El objeto de estudiar la velocidad de aberración intrinsica es necesario trabajar a velocidades de flujo de gas que hagan que la composición del gas en la superficie sea igual a la composición en el seno del fluido

124

La rapidez de reacc10n se mide en función de los significativos:Composicion del gas ,área de la interfase y Temperatura Para la reacción H2

+

1/202

=

H20

parámetros (3)

La rapidez intrínseca por unidad de peso obedece a la reacción R= -dnc -K 1 Pmo,___ (4) dt 1 + K2 P m + K3 P 1120 En donde K 1 ,K2 y K3 son constantes de velocidad independientes de las presiones parciales de C02 y CO R= Velocidad de Reacción de Vapor Gasificación R =Masa de residuo de carbón quemado = Kg/seg Masa de Carbón Virgen

Kg

Cuando se alcanza la temperatura de reacción, Constante que depende de la temperatura 1.K 1 = Constante de velocidad para la reacción de vapor-Gasi:ficacion K 1 = Kg /Kg. de carbon virgen/seg/Pascal K 1 = 1.02 X 102 exp(-E i/RT) Kg Kg- 1 s- 1pa- 1 (5) K 1 = 1.02 x 102 e -EttRT donde : R = Constante de los gases J/mol K T = Temperatura en grados K E 1 = Energía de activación para esta constante se determina a partir de la pendiente de una gráfica de logK contra la 1/T donde el primer termino Ko se denomina Factor de frecuencia para K 1 =K o e -Et/RT = Energía=l.64 xl05j/mol E1 (ver tabla ) K2 y K 3 = Parámetros de velocidad (Pa-1> P 1120 , P m = Presión de vapor e Hidrogeno en pascals TABLA-Nº l 700° C ...........729º C 759º C TEMPERATURA 7 89 º C f7 f7 f 7 l.59xlf 2.66xl0 5.36xlf 8.70xlf 7 k1 , k2(kg)(s)(Pa) f f f f 6.66xlf 3 4.70xlf 3 2.60xlf 3 l.48xlf 3 K2 Pa·1 f f f f l.27xlf 3 l.17xlf 3 l.13xlf 3 l.13xlf 3 K2 Pa·1 La dependencia de temperatura de los coeficientes cinéticos, también fue hallada y se describe. 11.- K2 = 1.02 x 102 exp(-/J.H2/RT) ,Pa- 1 (6) 5 = Entalpía de adsorción para H =1.70 x 10 J/mol /J.H2 2 =Constante de los gases (J mol"1 (ºK)"1) R =Temperatura en Grndos Kelvin T Si la constante de equilibrio es dependiente de la presión los cambios de temperatura H O(GfT) (7) de la ecuación de Gibbs 0(1/T)p Para /J.ºG se tiene (8)

125

El sub índice denota pres10n constante no se necesita puesto que ºG es independiente de la presión si L\ºG= -RT LnK: OLnK L\ºH Ec de Vant.Hoff (9) 0(1/T) R Que pe1mite calcular la variación de K con la temperatura para ºH =Reacción Exotérmica integrando para cualquier temperatura se tiene (T Ln K=- !. J n ºH x O x ( 1rn + Ln K Tl R Ln K = Ln Kn -( ºH ) [ ! - !. ] T1 T R K = 1.02 x 102 exp(-ºH/RT) 3 111.- K3 = 1.18 x 10- ' ,Pa- 1 (10) Las velocidades de oxidación fueron calculados desde las ecuaciones de arriba como una función de la temperatura y concentraciones de vapor. La velocidad de reacción como específicamente sensible a las concentraciones de vapor hasta cerca de 25 moles/100 de vapor para todas las temperaturas y luego los niveles de velocidad ermanecen. EFECTO DE LA TEMPERATURA EN LA VELOCIDAD DE GASIFICACION

iii

z ci o::.:: ou 01 G)

4:� w e, �::.::

1.800

·--··--·----·�,---·-··--·----�-· -·--·... -·--·-···-·-·----·------ . ----,-------··-···--·· ....___-· 1

1.600

j

1.400 1.200

wz cO

0.800

cu

0.600

(1)

0.400

co 4: 4:

º� o ..1 4: � C)

1.000

0.200

---

........

0.000 +------+---+-----4---4---1----l o o o o o o o o o o o � � � ci o o ci ci ci o lO lO lO o o <'> o 00 ,-.. 00 00 e»
FIGURANº-1 La velocidad es también muy sensible a la temperatura siendo esta dependencia mejor determinada en la fig. No-1 La etapa de pirólisis, sin embargo,no debe ser conducida a Temperaturas mayores de 850º C (por ejm. en una atmósfera no oxidante),desde que puede resultar la grafitización del resultado pirolizado ,haciendo su estructura similar al carbón activado y por igual refractario.

126

La reactivación Térmica del carbón no involucra la oxidación directa del residuo pirolizado con oxigeno, al contrario la atmósfera dentro del horno debe ser controlada y ausente de oxigeno para minimiz.ar las siguientes reacciones C* + 02 - Q-----C02 (11) e* + 11202 _Q_____co (12) donde: C* =Es el residuo carbonaceo pirolizado Desde que las reacciones de ambos son exotérmicas, por lo tanto ellas mismas se autogeneran, estos deberán resultar en una agresiva oxidación de la superficie tanto del residuo como del carbón activado original En la practica esto resulta la formación de macroporos y la no extracción de los residuos de la profundidad de los poros y en general en lugares de adsorción podrían no ser reactivados y el resultado puede ser la pérdida de la capacidad de adsorción del carbón activado La pirólisis de las sustancias adsorbidas y que no son volátiles que resultan de la descomposición de los residuos carbonaceos Estos productos pirolizados en los poros del carbón, requieren la presencia de vapor a temperaturas sobre los 650ºC según: (13) (C.)n + n H20(vapor) - -G-nC0 +nH2 AfI==+l36 kj/mol Obviamente estas reacciones causan pérdidas de carbón, particularmente las sales orgánicas de calcio,magnesio y fien-o,estas sales actúan como catalizadores en la reacción carbón/vapor En una atmósfera predominante de vapor C02 las siguientes reacciones endotermicas predominan MI== +172 kj/mol (14) C* + C02 - -G-----2C0 La rapidez por unidad de peso o área superficial (15) K 1 Pco2 R= -dnc -1 + K2 P co2 + K3 P_co dt Esta rapidez se mide en función de; a .. -Composicion del gas b.-Area de la interfase c.-Temperatura las constantes son independientes de las presiones parciales de CO , C02 Donde Estas ecuaciones de rapidez pueden explicarse por medio de los siguientes mecanismos de reacción + Co C(f) _Q_ C0(g) + C02(g) 1.+ + Cf CO(g) _Q_ C02(g) Co 2.+ nCf Co _Q_ C0(g) 3.Donde: n=1 = Representa un sitio activo libre en el carbón C(f) = Representa un sitio en el carbón en el cual el oxigeno se ha Co adsorbido K1. Kb K 3 = Constantes de rapidez, La rapidez de gasificación del carbón esta dado por (16) R= -dnc = K3_C.co dt

127

En donde : C co = Concentración de sitios ocupados en la superficie del carbón La reacción entre la superficie del carbón y el dioxido de carbono no esta confinado a la superficie exterior,sino también sucede en la "superficie interna" La trayectoria de la reacción puede ilustrase mediante (fig .. ) 2CO C02 e!>-

FIGURA Nº-2.-Representación del C02 en la superficie externa e interna del carbón Mediante la analogía eléctrica se puede representar en la figura la reacción en la superficie exterior y la difusión a las superficie internas y la reacción allí representan trayectorias de reacción paralelas (Tipo ley de ohm) donde la constante de rapidez de reacción efectiva combinado a la conductividad por unidad de área externa es: KetT=K + 1 + 1 L2/D + 1/K L1/D + 1/K Donde: = Representa resistencia a la reacción química por unidad de área 1/K superficie exterior como interior tanto en la = Difusión en los poros D L1,L2 = Distancia hasta las áreas unitarias más profundas en la superficie inte1ior L 1/D,L2/D = Representan resistencia a la difusión = Resistencia en la capa limite 1/Kg

.zC;z

-

-

...

1/k 1/kg

----- -

L¡/D

- -

�ID

-

1/k

1/k

FIGURANº 3.- Representación de la analogía eléctrica

128

Es necesario energía por que estas reacc10nes son endotermicas las cuales constituyen las ptincipales reacciones que pueden controlar la oxidación y la gasificación de las sustancias adsorbidas con un núnimo daño de la estructura del carbón En la reacción (14) junto con las reacciones fase - gas

e*

H2 (' 17) + H2O --+-----CO + Af-I= -9 kj/mol Constituyen la reacción completa carbón/vapor (agua-gas) la cual predomina usando la presión parcial del CO2 es pequeña comparada con la del vapor El cambio de composición fase gaseosa alcanza el equilibrio con una constante de equilibrio y la reacción se desplaza a la derecha al disminuir la temperatura (von preuche 1981)

K= donde:

Pc02 -PC112 ----P co-P112

=1

a 870 ºC

P= Presión parcial Las técnicas del análisis térmico fueron usadas para caracterizar las respuestas de tratamientos térmicos de adsorbatos (Vennekens y Van Veliet 1985) en carbones activados Esta aproximación facilita la cuantificación de la cantidad de adsorbatos gue serán removidos dentro de las zonas de aumento de temperatura y también la cantidad de residuo pirolizado que tendrá que ser oxidado selectivamente La reacción carbón- vapor es probablemente la etapa controlante de la velocidad en la oxidación selectiva de los residuos adsorbatos carbonizados,Fue desmostrado que la difusión intra-partículas no es probablemente el que afecta la cinética completa de regeneración a la temperatura normalmente empleada en tales operaciones ( chihara, smith ) Suzuki (1981),también demostró que la reacción carbón/vapor es relativamente sensible a la velocidad de flujo de gas (vapor) alrededor de las partículas

5.-CONSTITUYENTES INORGANICOS Varios constituyentes inorgánicos pueden catalizar la reaccton carbón/vapor,y pueden así acelerar la gasificación de los residuos adsorbatos,pirolizados o aun de base de carbón activado, Tales constituyentes inorgánicos pudieron estar presentes en la esttuctura del carbón activado original, o ser absorbidos en el carbón durante su empleo o ser intrínsecamente parte de un adsorbato orgánico. En el ultimo caso,en un residuo inorgánico no- volátil será depositado junto con los residuo carbonaceos, durante la etapa de pirólisis de la operación de regeneración térmica El residuo inorgánico (Na2 SO4) depositado durante la carbonización del carbón cargado de sulfonato dudecilbenceno de sodio ejercerá un un efecto de catálisis sustancial en la subsiguiente gasificación motivada con vapor del residuo carbonaceo (Umehara, 1983) Se encontró un aumento de velocidad con el incremento de la cantjdad de material inorgánico respectivo de si esta fue adicionada con Na2 SO4 al carbón virgen o como un residuo inorgánico desde las muestras cargadas.

129

Esto concordó con un trabajo previo que mostraba el efecto catalizador del sodio sobre la velocidad de gasificación del carbón (Mekee,1981),Los óxidos y carbonatos de los metales alcalinos (tales como Na y K),Fe y Cu ,los cuales actúan como catalizadores en la activación o reactivación del carbón fueron listados (Smisen y Cetny,1970) El contenido de cenizas del carbón granular se encontró que aumenta con cada etapa sucesiva de adsorción y regeneración.(Juhola,1973) simultáneamente ,la cantidad de vapor requerido para regenerar el carbón a su densidad volumétrica inicial tuvo que ser substanciahnente disminuido. Las cenizas incluyen constituyentes tales como FeiO3,CaO,MgO,K2O,Na2O y CrO3 Un tratamiento ácido reduce el contenido de cenizas y minimiza deterioración de la estructura del carbón activado durante la regeneración

la

Un análisis termogravimetrico ha mostrado una disminución de perdida de masa oxidativa, así el calcio y otros iones fueron reducidos mediante uri tratamiento ácido en caliente 6.-TE1\1PERATURA Y TIE1\1PO DE RESIDENCIA La temperatura es uno de los parámetros más importantes de la regeneración del carbón activado para la siguiente etapa de adsorción del oro Se demostró que la temperatura del lecho de carbón tiene un efecto significativo sobre la actividad del carbón en la misma Beisa La influencia de la temperatura y el tiempo de residencia, no tan lejos de oxidación selectiva de los residuos pirolizados están relacionados,como se describió anterionnente,dentro de los limites estrictos (aprox. 650 a 900ºC) ,la temperatura y el tiempo de residencia pueden ser tratados frente a otros para alcanzar la reactivación térmica óptima del carbón gastado.cuando la temperatura se eleva mas allá de 950º C,aun con muy cortos tiempos de residencia conductiva a una perdida excesiva de carbón activado. EFECTO DE TEMPERATURA Y TIEMPO CON EL VOLUMEN DE LOS POROS 0.350

óo:: w o

0.300

·--··-····--· · --··-··-- ·-······ ------·-·-----··------·-··---·--····· ···--·--··-···-·-· -·-·- ···--·- ·---------· -·--·· _._.Mcrop. _._Mesop. -.--Wacrop

0.250

1

0.200

g

0.150

:::::, ..J

1-----.---....,.,,,===--- TEMPERATURA 850°C

TIEMPO(min)

0.100 -1--------+-----+------i----+----; 60.00 50.00 20.00 40.00 30.00 10.00 0.00

FIGURA N º-4

130

Por otro lado, para temperaturas debajo de 600 ºC la velocidad de reacción de gasificación carbón/vapor se convierte en negligente y tiempos de residencia

largos impracticables pueden ser requeridas para una reactivación apropiada Un nuevo carbón bituminoso como base de carbón activado fue sujeto a un rango de condiciones de regeneración el cual demostró que ocurrieron varios cambios estructurales intra- pa1iículas (fig. Nº- 4). Quedo demostrado que en los primeros 10 minutos de tratamiento,se obseivaron iniciahnente pequeños incrementos en el volumen de los macroporos y microporos. FIG.Nº 4 Esto puede ser el resultado de eliminación de pequeñas cantidades de sustancias adsorbidas durante el transporte y ahnacenamiento o un refinamiento posterior en el grado de activación del material en bruto Durante los inteivalos de tiempo de residencia de 1 O a 30 minutos una conversión casi estequiometrica de microporos a mesoporos se llevo a efecto con macroporos que no fueron grandemente afectados. El ligero aumento en el volumen total del poro durante este periodo es probablemente el resultado de la erosión de la matriz inter-microporo. VOLUMEN DE MCROPOS CON LA TEMPERATURA Y EL 0_240

v,

o IL o

T_I_E_IVP_O _____________,

-r--___________

0.220

� 0.200

5

:E

0.180

� 0.160 w :E

3 0.140

o

0.120 0.100 -l--==F=====iC---+---+---+---1-----+---+----+----1 8.00 10.00 12.00 20.00 30.00 40.00 50.00 60.00 5.00 0.00 TIEMPO (minutos)

FIGURA Nº-5 Mas allá de un tiempo de residencia de 30 minutos, una posterior conversión de microporos a grandes tipos de mesoporos y macroporos ocurrió ,más una destrucción progresiva de la matriz del carbón activado para desarrollar un volumen adicional de grandes poros. El resultado neto es una extensiva pérdida de volumen de microporos,y el agrandamiento de volumen de mesoporos y macroporos, con una disminución del grado de resistencia mecánica.

131

El volumen de microporos decayó hasta 44º/4 dw·ante un tiempo de retención total de 60 minutos el volumen de los meso y macroporos aumento hasta 66�1> y 50�1>,los que dan un aumento en volumen total de poros. Los índices de calidad medidos normalmente de densidad aparente y el numero de iodo no-refleja el punto máximo deseado de volumen de microporos que ocutl"en ab-ededor de 1O minutos. y un índice adicional de monitores en linea tiene que ser \IÍsto El cambio en el volumen de microporos con el tiempo y la temperatura para el mismo carbón bituminoso como base del carbón activado, después que fue saturado durante las operaciones de tratamiento del agua son también dados. Durante los primeros minutos de regeneración el volumen de microporos obtenidos es substancialmente restaurado. a 800° El grado de recuperación de volumen de microporos es maximizado con 8 núnutos de tiempo de residencia y una temperatura en el tiempo máximo de 800º C . niveles equivalentes de restauración de estructura intra-particula pueden ser alcanzados a 700º C con un tiempo de retención de 60 minutos El mejor nivel alcanzable a 950º C ,sin embargo cae en bien c011os de estos puntos máximos más altos.a temperaturas superiores a 950º C y tiempos de residencia prolongados de 60 min.ocurre una excesiva perdida de volumen de microporos con un conespondiente aumento en el volumen de masa y macroporos,las pat1ículas de carbón resultante son muy débiles y frágiles. Los efectos de la temperatura y residencia en el carbón de cascara de coco desde una operación de carbón en Pulpa también fueron investigados usando un h01no infrarrojo La acti\lÍdad mostrada es la cantidad de oro remanente en solución después de una hora de o con el carbón, consecuentemente los más bajos valores coinciden con una más alta act:i\lÍdad del carbón El carbón gastado tuvo un volumen de macroporos de 1O % por debajo de un carbón nuevo,en tanto que el volumen de meso y macroporos era 14% menos. calentando el carbón a 850 º C por 1O min. la distribución del volumen de poros del carbón. Temperaturas del carbón más bajo pueden ser usados para restaurar la esbuctura intrapat1icula en tanto que el tiempo de residencia aumentará. La acti\lÍdad conrespecto a la adsorcion del oro parece ser dependiente de la temperatura y no era muy sensible al tiempo de residencia. La mejor acti\lÍdad en una setie de p1uebas conducidas,fue obtenida con una temperatura del horno de 850 º C con un tiempo de residencia de 20 min. Estas condiciones sinembargo pueden resultar en carbones más débiles y menos fuertes 7.-TEI\1:PERATURA DEL CARBON Muy poco trabajo ha sido conducido hasta recientemente en las condiciones de operación requeridas para la regeneración del proceso Carbón en Pulpa, solo ahora esta siendo apreciado que la naturaleza de los contaminantes absorbidos por el carbón gobiernan las condiciones que son necesarias para una buena regeneración.

132

El carbón previamente discutido demostró que requiere un tiempo de retención de 10 min. a 850º C para retornar a su nivel de actividad previo,mientras que un carbón de sinembargo el que estuvo en o con reactivos de flotación requirió un tiempo de retención de 4 horas a 850° C antes de una adecuada actividad sobre el oro sea alcanzada (cole 1985) Mucho de los Ho1nos Rotatorio instalados en sud África fue antes del conocimiento común, regla general del pulgar de 700ºC a 20 minutos. y capaz de mantenerse a una temperatura de 700º C en el exterior del horno tubo. La fig.(2.) muestra que la temperatura estaba entre 70º C y280º C debajo de la temperatura de control .consecuentemente escasas instalaciones de hornos rotatorios en sud África alcanzo la regeneración requerida en el ratio de diseño de producción Aun cuando las condiciones de operación para una buena regenerac10n sean conocidas es esencial comprender el perfil de temperatura que se convierte establecido dentro del horno. Suceden 4 zonas de temperatura. • 1.-El agua y el carbón son calentados a temperaturas desde 25º C hasta l00º C • 2.-El agua contenida es evaporada • 3.-El vapor y el carbón son calentados desde l00º C hasta la temperatura de control de 700º C • 4.-El carbón es mantenido a 700º C El perfil de temperatura puede ser calculado si el carbón mas el agua alimentado y la .energía suministrada son conocidas La energía aplicada es una función de la energía diseñaremos las perdidas de. aislamiento, c01Tegidos por la eficiencia de la transferencia de calor según ha sido calculado para un horno que tiene 648 Kw de energía calorifica instalada..Se calcularon que 51 Kw son perdidos atravez del aislamiento y se asumió una transferencia de calor de 85%. El contenido de humedad del carbón se tomó como 30% El horno se diseño para regenerar 330 Kg/hora y puede ser visto que en aquel ratio cerca a la mitad del tiempo de retención en el horno se tomo con evaporación del agua El tiempo que el carbón sometido a la temperatura requerida en escasos 6 minutos, debajo del requerimiento especificado. Un vez que el carbón esta completo en temperatura muy poca energía extra entrante es requerida, a saber que solo para perdidas de aislamiento contra activas mediciones de la temperatura actual dentro de este horno sustituyo la forma del perfil excepto que la forma era mas redondeado También se mostró que la temperatura no se mantenía en el extremo del horno, probablemente debido al incremento de perdidas desde el extremo del horno tubo Este reduce el tiempo a temperaturas aun mas lejanas Los requerimientos de calor de entrada entre el carbón y el agua alimentada al horno muestra que el 84% es requerida para el agua y el 16% para el carbón (tabla 2). Se aclara desde estos cálculos que fluctuaciones en el ratio alimentado y el contenido de humedad tienen un efecto significante en las condiciones de regeneración aplicadas. El exceso de humedad crea. los más grandes cambios y han sido la mayor causa de una regeneración pobre El método de aplicación de calor,sin embargo es también una causa secundaria definida

133

La energía requerida para elevar la temperatura del carbón a la temperatura deseada es en muchos casos calculada correctamente por los fabricantes de h01nos. La energía sin embargo es distribuida igualmente a lo largo.de la longitud del horno, dando los perfiles presentados en la fig. 5 En la practica el calor debe ser concentrado en la primera porción del horno donde la humedad es calentada y evaporada. La porción a esta temperatura requiere poco calor de entrada Los h01nos existentes no pueden ser modificados para corregir esta falla mediante el aumento de energía entrante debido a que se limita por el área superficial del horno tubo y la regla del pulgar del limite de transferencia de calor de 30 Kw/m2 La aplicación de un horno rotatorio no debería ser considerada como un proceso simple sino como una etapa de secado y regeneración por separados, aun cuando estos ocurren dentro de un mismo horno tubo Tabla (2)

·1

Etapa kilowatts % kilowatts º º 20 Ca 100 C 7.0 1.8 27.90 Evaporación 188.00 º º 52.80 13.80 106.80 100 Ca 700 C 59.80 15.60 322.70 Total Ratio de alimentación de carbón =300 Kg/hora

%

7.3 49.20 27.90 84.40 1

8.- HORNO ROTATORIO 8.1.-DEFINICION

Tiene la forma de un cilindro ligeramente inclinado el cual rota lentamente alrededor de su eje, se suministra calor mediante combustible y aire los cuales se introducen por medio de un quemador en la zona de descarga y los gases de combustión se evacuan por el lado de carga Salida de Combustible + Aire

Salida del carbon

FIGURANº 6 El calor se transfiere desde los gases calientes hacia la carga parcialmente por radiación diJ:ecta desde la flama en parte por la radiación reflejada desde el recubrimiento refractario del horno y en parte por radiación y convección hacia el recub1imiento, también por acción rotatoria del horno sobre la carga

134

Sin embargo ,la transferencia de calor y masa entre los gases del horno y la carga no es buena y debido a su gran área superficial ,las pérdidas de calor hacia el medio son generahnente grandes En general en el horno rotatorio se desarrollan dos procesos: • Proceso Termoquímica • Transporte del material El proceso termoquimico condiciona que el material no avance con velocidad regular en el horno, con velocidad angular constante, el material se desplaza a diferentes velocidades en las diferentes zonas Las diferencias en la velocidad de paso son consecuencia de las variaciones físicas y quínúcas a que esta sometido el material durante la reactivación 8.2.-GRADO DE LLENADO EL material que ocupa un segmento de la sección del Horno Rotatorio a la Relación del área de este segmento a la sección total del h01no expresada en porcentaje se le llama grado de llenado del Horno. El grado de llenado es independiente del horno y se expresa en función del ángulo central oc % Area de llenado = Area del Sector Circular X 100 Area Total

R=33cm

oc = Angulo Central

-Calculo del Segmento Circular Datos: Diámetro del Horno Longitud del Horno Tiempo de Retención Cantidad de Carbón Densidad Aparente Carbón

=66 cm =350 cm =12.2min =77.8 Kg/Hr =0.45 Kg/M3

Calculos: Cantidad de carbón para el tiempo calculado =77.8 Kg x12 min =15.56 Kg 60 min =15.56 Kg/0.45 Kg/m3 =34.577 m3 - Volumen Ocupado por el carbón: As = 34,577cm3/350 cm =98.70 cm2 - Area de la sección %A = 98. 70cm2/3,421.19cm2 x100 =2.88% -% Del área de llenado:

135

...J

-4:

....

a=:

u

o => (!)

100 .._ 80 60

40

�

20

o

12.1

6.52

9.1

4.5

2.8

%ARE'A DE LLBIIADO

FIGURANº 7 Del gráfico para un °/o de área de llenado= 2.88º/4 pertenece a un ángulo central de 60º C La operación de un horno es continuo y se requiere consecuentemente ahnacenaje entre el circuito de elución operando en bach y el horno. El carbón escuni.do el cual todavía contiene el 35% de humedad ingresa al horno rotato1i.o es secado y luego calentado a la temperatura requerida. Después de la regeneración el carbón es enfriado, normalmente mediante templado dentro del _agua El carbón es luego retornado hacia el proceso después de ser tamizado para remover algo de mate1i.al mas fino que 1mm 8.3.-ZONAS DEL HORNO ROTATORIO En un Hotno rotatorio se pueden distinguir las siguientes zonas cuya longitud están expresadas en porcentajes de la longitud total del horno TABLA N º 4 .

. .

Longitud 20cm 160cm 120cm 50cm

.

º/oLongitud : 5.72 45.72 34.28 14.28

· ·. · ·. Zon� · Zona de Secado Zona de Vaporización Zona de Pirolizacion Zona de Oxidación Selectiva

·· .Tenipenitura.s 15ºC 180ºC ° 500ºC 180 C 500ºC 700ºC º 700 C 900°C

8.4.-DILATACION TERMICA DEL HORNO ROTATORIO Para calcular la dilatación longitudinal se elige como punto de partida la seccton transversal del horno que presente la temperatura más alta que se indica en la chapa; desde aquella en dirección de ambos extremos del horno: En nuestro caso el h01no rotato1i.o la mayor dilatación se presenta en la zona de alimentación es ahl donde se recibe el fuego directo ,llegando tomar un color rojo el carbón (hasta 850º c)

136

T e 11 p e r a t u r

650ºC

1

Ll=3.5 cm

-· ----·· -�-�,

Longitud m

L2=315cm

100°C

___ ,,___________J

FIGURAN º 8 La dilatación esta definida por la siguiente formula: = a.( t1 + t-¡j 2 - t) X 11 A1 = a.( t1 + t'!:_/ 2 - t) X h A2 = Dilatación en el extremo de mayor temperatura Para A1 = Dilatación en el extremo de menor temperatura A2 = Coeficiente de dilatación lineal del fierro = 0.000012 a, =Temperatura más alta en la periferia (850ºC) t1 =Temperatura en los extremos del horno (650ºC-100ºC) t2 = Distancia de los extremos correspondientes a t del punto de mayor 1 1 Ii 2 temperatura = Temperatura ambiente (15ºC) t 0.000012( 850 + 650_/ 2 - 15) x 350mm =3.087mm = A1 = 0.000012( 850 + 100_/ 2 - 15) x 3150mm =17.39mm A2 3.087+20.277mml 7.39A2 = 20.277mm A1 + A2 = % de Dilatación =%D =20.277 /3500 x 100 =0.58% En la practica la dilatación del horno es promediada,por que los hornos se consttuyen de modo que a partir de la mitad su longitud se dilata libremente en dirección opuesta,gracias al empleo de rodillos de retención La calefacción de la chapa del horno tiene como consecuencia que también se dilata según su diámetro. En un punto tal que la temperatura del envolvente de la chapa es de unos 300ºC ,donde la mayoría de las veces esta situado el segundo aro de rodadura contando desde el extremo de salida del carbón La dilatación del diámetro es de: D1=0.000012(300-15)x660 =2.25mm El diámetro del cilindro de chapa caliente sería Dc= 662.25mm La dilatación del horno que se ha de tener en cuenta al construir el revestimiento refractario Así como en la disposición de los aros de rodadura

137

9.-TIEMPO DE RETENCION DEL CARBON Para calcular el tiempo el Grado de Reacción dentro de un Horno se necesita a demás de los datos cinéticos,saber cuanto tiempo ha estado el material dentro del horno que es el tiempo de retención o residencia. Si el trabajo es continuo se puede distinguir dos situaciones extremas, del desplazamiento perfecto y la del mezclado perfecto En el H01no Rotatorio se tiene desviaciones mayores con respecto al desplazamiento perfecto, aqui los tamaños más grandes se mueven por el horno más rápidamente que los finos: m = Kg/Hr Si la velocidad de alimentación: =M La Masa dentro del horno es El Tiempo de Retención medio del material dentro del Horno es =M/m. (Horas) =n La Cantidad de carbón que queda dentro del Horno = n/M La Concentración La Velocidad con que sale el carbón dentro del Horno V= -dn/dt = (n/M).m . (Velocidad de Alimentación =

Velocidad de Salida

= m)

-f dn/dt =m/M fdt =1/tm fdt

Sustituyendo los limites n = no(posesión de carga) t = O( t=O se encuentra una parte de carga no) n=n y t = t

n no

Donde: r= Fracción original de material que permanece dentro del horno por el tiempo t 0=Tiempo de retención relativo =t/tm El material que tiene un tiempo de retención entre t y t+dt será:

dr/ =1/tm e-0dt=Edt E = Función de distribución de edades Puesto que toda pa11icula dentro del horno debe tener un tiempo de retención y es evidente que («> J 0Edt =l El área debajo de la curva es igual a uno

138

FUNCION DE DISTRIBUCION DE EDADES 1.00 0.90 0.80 0.70 e o.60 � 0.50 � 0.40 0.30 'T'"0.20 0.10 0.00 -=---+----+----+-----+-------il------1---_:¡

.5

:a

0.50

0.60

0.80

0.90

1.50

1.80

TIB\IIPO (MIN)

2.00

2.20

FIGURAN º 9 El tiempo de retención a través del horno rotatorio se calcula como sigue:

T

0.19 xL SxDxG:

Donde:

T=Tiempo de retención en minutos L=Longitud del horno en metros S=Velocidad de rotación del horno en RPM D= Diámetro del horno en metros G=Pendiente del horno en m/metro de longitud Esta fotmula fue modificada para abastecer el efecto del flujo de gas en el movimiento de los sólidos en hornos calentados directamente (Fiedman 1949)

T

0.23 xL

s·

º9

Donde:

x

oxG

KxLxA F

K =Ctte dependiente del material manipulado A=Flujo masico de aire en Kg xh ·1 x m· F=Velocidad de alimentación Kg xh ·1 Parn nuestro caso: L =3.5 mts D =0.66 mts S =4.5 RPM G =0.026mts/m

T

-

=0.805= 0.23 X 3.5 °9 (4.5) · x(0.66) X 0.026 0.066

12.2 min

El signo del tennino modificante depende de la dirección del flujo de gas,siendo positivo para un flujo en contracorriente y negativo para un flujo co-corriente El flujo de gas para un horno calentado indirectamente es bajo y el tiempo modificante puede ser ingnorado

139

La longitud y el diámetro del horno son fijos y del mismo modo el tiempo de retención es variado mediante el ajuste de,la pendiente del horno,o mas fácilmente mediante la instalación de un motor de velocidad variable. Un aumento del tiempo de retención el horno aumentara el tiempo del carbón que es soportado a la temperatura deseada. Este no puede sinembargo vencer el problema de energía instalada insuficiente. La temperatura alcanzada es dependiente del radio de flujo de calor aplicado a la velocidad de material alimentado (carbón más agua) La cantidad de carbón que puede ser alcanzada es muy dependiente de la energía disponible en exceso especialmente en el periodo de secado FIGURANº 10.-SECCIONES DEL HORNO

· ------'«' -- ·"·-----·..--··-----'V,1,---....... �""· -�· ·---·-"''""�-".......,.___,__�-·-PENDIENTE = 0.026

ALIMENTO CARBÓN REACTIVADO

SALIDA

SECCION LONGITUDINAL DEL HORNO

J

.,

;

,·

,·

/

/ J

AVANCE HORIZONTAL DEL CARBÓN DENTRO DEL HORNO

___J

140

HORNO ROTATORIO PARA REACTIVACION TERMICA

CARBON REACTIVADO QUIMICAMENTE

1 1

VISTA FRONTAL 0.66m

LEYENDA 1.-HORNO ROTATORIO DE 0.66 mX 3.5 m 2.-QUEMADOR DE PETROLEO 3.-EXTRACTOR DE GASES DE 13.S HP 4.-MOTOR PARA EL HORNO DE 10 HP

FIGURAN ° 8

141

CARBON NUEVO

PULPA

1\t '

A.-ADSORCION CA�ON

ARELAVE

CARBONRICO

B.-DESqRCION CARBON

CELDA ELECTROLIDCA

u

'C.-REACTIVACION

HCL REACTIVACION ACIDA

APAGADO

HORNOROTATORIO

FIGURAN ° 11.DIAGRAMA DE FLUJO DEL CARBONEN PLANTA

D

142

10.-APAGADO Hay dos escuelas de ideas concernientes al manipuleo del producto desde el horno. 1 º .- Es la caída del producto caliente a 600º C - 700º C dentro del agua donde se apaga 2º .- En fria el carbón a 200º C - 300º C antes del apagado El enfriamiento era instituido como esta fue sentido que el rápido enfriamiento (apagado) desde 600º C debiera producir mas carbón rompible y un subsecuente aumento de consumo. Allí no hubo evidencias de esto y aquellos quienes defendieron el templado (apagado) directo creen que exponen algunas debilidades en el carbón de modo que esta pueda ser eliminado antes de su retomo al proceso

FI GURAN

°

12.- SITEMA DE APAGADO

11.-HORNO DE RE GENERACION RINTOULT El h01no Rintoult, el cual emplea el calentamiento resistivo dentro del rrusmo carbón, desan-ollo en Africa, El carbón activado tiene una capacidad limitada para conducir corriente. consecuentemente un lecho de carbón pueden ser calentado rápidamente a temperatura entre 650º C y 900ºC mediante la aplicación de un alto voltaje a través del lecho El carbón puede estar casi seco para facilitar que una de corriente de arranque suficiente sea pasada. Un medio simple de paso de corriente de tres faces. Usando un flotante neutral a través de tres lechos separados es una caracteristica esencial de la aplicación practica El carbón se transfiere desde una columna de elección dentro del secador, el cual tiene una capacidad de 400 Kgs. El secador es un tanque con fondo cónico, los tamices son ajustados en la base de la sección có1úca, cuando se completa el drenaje el aire caliente desde un calentador de vapor en línea se sopla hacia abajo a través de la carga y el aire cargado de humedad pasa hacia afuera a través de la misma puerta de tamiz

143

El secador se diseño para emplear aire caliente a 400ºC pero se encontró que la ignición del carbón ocurría cuando la temperatura del vapor de aire excedía de 150º Cada operación tuvo que ser cambiada a una temperatura inferior 12.-COSTO DE REACTIVACION TERMICA A NIVEL DE PLANTA El mayor costo radica en el consumo de petróleo debido a que se calienta a alta temperatura para lograr una buena regeneración Como el Ho1no es pequeño para lograr la temperatura de trabajo tenemos que hacer un pre-calentado durante 45 minutos ya que el carbón inicial tiene una temperatura promedio de 30 % de humedad 7.3. - EN LA REACTIVACION TERMICA

REACTIVOS PETROLEO ENERGIA Kw MANO DE OBRA H/H Kg/C

COSTO TOTAL

COSTO/Kg. CONSUMO DE EN REACTIVO$ PLANTA 1.40 0.15 0.34

COSTO TOTAL PARA AMBOS PROCESOS

(Kal

95.95 58.09 12.00

CONSUMO POR Kg.CARBÓN

KILOGRAMO

0.021 0.128 0.026

0.294 0.0192 0.0088

COSTO POR

0.322

$ 1.1486

13.-CONCLUCIONES

1. - Con la puesta en operación el horno Rotatorio se logro que todo el proceso de tratamiento de carbón se haga en mina 2. - El proceso de Reactivación Térmica fue el complemento a la reactivación que se realizaba en Planta 3.-Antes de hacer la reactivación Térmica todo el carbón se enviaba a tercero para que se reactive ahora se dejó de comprar carbón nuevo por un tiempo aproximado de 3 años 4.- El proceso de reactivación después de Tamizar, reactivar con ácido se procede a la reactivación Térmica para luego hacer un chequeo con laboratorio metalúrgico para probar la eficiencia de reactivación

144

CAPITULO IX

PROCESO DE DESTRUCCION DEL CIANURO DE LOS EFLUENTES CIANURACION I.-DEFINICION

En los últimos años el tratamiento de efluentes conteniendo cianuro y metales pesados , esta siendo ampliamente estudiado y evaluado Generalmente los efluentes líquidos de cianuración de sulfuros a pH arriba de 1 O presentan los si�ientes iones en solución: Au+ , Au+3 ,Ag+, zn+2, Pb+2, Na+, NaCN, CN",Ca+ ,s-sCN,W,Fe+2,Fe+3 ,Cu+,cu+2,As+3 .y otros elementos de acuerdo a la mineralogía A continuación mostramos los procesos de destrucción del cianuro 2.-PROCESOS DE DESTRUCCION DEL CIANURO

2.1.- Proceso de Degradación Natural Volatilización Bioclegradación 2.2.- Proceso de Oxidación Clorinación Alcalina Sulfato de Cobre S02 -Aire Ozonización Peróxido de Hidrogeno 2.3 .- Proceso A.V.R Acido Sulfúrico 2.4.- Proceso de Adsorción Sulfato Ferroso+ Carbón Activado 2.5.- Proceso Electrólitico Oxidación Electrolitica 3.-DESCRIPCION DEL PROCESOS UTILIZADO EN PLANTA 3.1.-PROCESOS DE DESTRUCCION DEL CIANURO CON PEROXIDO DE HIDROGENO

El Peróxido de Hidrogeno (H2O2) destruye al cianw·o por oxidación para formar cianatos los cuales son hidrolizados para formar carbonato de amonio Como se muestra en la reacción: H2O2 <=> OCN" + H2O CN + Ph= 11 - 8.5 EL cianato OCN" a continuación es hidrolizado para formar iones carbonato de amonio , los cuales se generan en el medio ambiente OCN +

2H2 0

<=>

C03-

+

Nll.a+

145

NH3

+

NI-La

+

En un exceso de peróxido en la solución neutralizada 2 H2O2 <=> H20 + O/ Concentraciones altas de cobre ( magnetita) y de otros metales pesados contenidos en la pulpa catalizan la descomposición del peróxido de hidrogeno El Peróxido de Hidrogeno oxida a cianuros libres y cianuros complejos, como por ejemplo Durante la oxidación de complejos cianuro- metal precipitados como hidróxidos

(metales pesados) son

2Cu (CN)3- 2 + 7 H2O2 + 2Off => 2[ Cu (OH) 2 ](soLIDO), + 6 OCN + 6 H2 Los complejos fuerte fiero- cianuro (ferrocianuros) son estables bajo una oxidación con H202 pero los iones ferrocianuro pueden ser removidos en una segunda etapa z de tratamiento mediante la adición de ion Cu+ + 4 2Cu 2 + Fe(CN),- => [ Cu 2 Fe (CN)], soLIDO) 3.2.-PROCESOS DE DES1RUCCION DEL CIANURO CON SULFATO FERROSO

El ataque del ion ferroso sobre el ion calcio presente en el efluente liquido ( pH=l0.S) antes de neutralizar al cianuro de sodio Las reacciones que ocurren en el presente proceso son las siguientes FeSO4 + Ca (OH)2 => Fe (OH)z + Ca SO4 2Fe(OH) i + 1/202 => 2Fe (OH)3 FeSO4 + 6 NaCN => Na2Fe (OH), + Na2 SO4 Fe(OH)z + 6CW => Fe (CN)6 - 4 + 2OH 4.-PARTE EXPERIMENTAL 4.1.-CONDICIONES DE OPERACIÓN El efluente a neutralizar es el remanente del liquido que se utiliza en el proceso de carbón en pulpa que presenta la siguiente composición: mg/litro ELEMENTO O.OS Oro 28.30 Fierro 45.70 Cobre O.OS Plomo 51.50 Zinc 4.30 Arsénico 190 ppm Cianuro de Sodio

146

Reactivo químicos utilizados en la eliminación: Peróxido de Hidrogeno Sulfato Ferroso 4.2.-CINETICA DE ELIMINACION DEL CIANURO MEDIANTE EL SISTEMA H202 A.- Condiciones experimentales: Volumen del efluente liquido Concentración Inicial del Cianuro PH inicial de la solución Temperatura Ambiente Niveles de Concentración del Peróxido

0.25 Litros 190 ppm 10.4 15ºC 0.22 kglm3 0.44 kglm3 0.82 kglm3 5,10,20,30,60 min.

Tiempos de Tratamiento B.-RESULTADOS B.1.-Para 0.22 kg/m3 de H2O 2 Tiem(!o Cianuro l!H (min} Final Inicial 16 10.40 10 10 10.40 7 20 10.40 10.40 TZA 30 10.40 TZA 60 10.40 TZA 120

l!H Final 9.72 9.70 9.65 9.65 9.50 9.40

% Elimin. 91.57 94.73 96.31 99.99 99.99 99.99

Relacion

l!H Final 9.67 9.65 9.63 9.61 9.44 9.39

%

Relación

Elimina 99.99 99.99 99.99 99.99 99.99 99.99

.Hz.Q2/NACN

H&2/NACN

1.16:1 1.16:1 1.16:1 1.16:1 1.16:1 1.16:1

B.2.-Para 0.24 kg/m3 de H2O2 Tiemuo (min} 5 10 20 30 60 120

Cianuro Final TZA TZA TZA TZA TZA TZA

l!H Inicial 10.40 10.40 10.40 10.40 10.40 10.40

2.31:1 2.31:1 2.31:1 2.31:1 2.31:1 2.31:1

La relación f'mal de la prueba para 30 minutos de tiempo de residencia: 1.26 H_&1- : NaCN 1 Siendo el efluente final de:

147 ELEMENTO

mg/litro

0.05 Oro 18.80 Fierro 44.80 Cobre 0.05 Plomo 38.70 Zinc 3.46 Arsénico 1. O ppm Cianuro de Sodio La solución neutralizada fue sometida a un tratamiento de adsorción con carbón activado Manteniendo una relación de 30 gramos de carbón por litro de solución pH=8 B.3.-Resultados de la Cinética de adsorción: Tiempo (min)

5 10 20 30 60 120

EFLUENTE EN LA SALIDA DEL CARBON Au Fe Pb Cu Zn

0.05 0.04 0.04 0.03 0.03 0.02

12.82 11.72 6.72 2,08 1.44 0.71

38.10 30.10 16.29 13.80 3.05 0.40

0.05 0.04 0.04 0.02 0.02 0.01

.

22.10 15.00 12.40 2.18 0.80 0.23

B.4.-% de Adsorción de iones metálicos en el carbón % IONES METALICOS EN EL CARBON Tiempo Cu Pb Zn . Fe Au (min)

5 10 20 30 60 120

20 20 40 40 60

31.80 37.66 64.25 88.94 93.24 96.22

14.95 32.81 63.64 69.19 93.19 99.60

20 20 60 60 60

42.89 61.24 67.95 94.37 97.93 99.40

(Mg/lit) As

3.4671 2.402 2.283 1.200 1.130 0.48

As

30.63 34.10 65.31 67.34 86.12

4.3.-CINETICA DE ELIMINACION DEL CIANURO MEDIANTE EL SISTEMA FeSO4 7H2O A.- Condiciones experimentales:

Volumen del efluente liquido Concentración fuicial del Cianuro PH inicial de la solución Temperatura Ambiente Niveles de Concentración del Peróxido Tiempos de Tratamiento

0.25 Litros 190 ppm 10.4 15ºC 0.119 kg/m3 0.199 kg/m3 0.399 kg/m3 5,10,20,30,60 min.

148

B.- Resultados B.1.-Para 0.60 kg/m3 FeSO4 Experimental y un nivel de: • Fe+2 expenm enta1= 0.119

PH inicial Relación Tiempo (min)

5 10 20 30 60 120

= 10.40 = FeSO41NaCN = 3 15·1

+2

+2

Cianuro Final

pH Final

% Elimin.

Fe Libre

Fe Consu.

24 24 16 12 12 4.6

7.6 7.52 7.44 7.32 7.16 7.02

87.36 87.36 91.57 93.68 93.68 97.57

0.030 0.028 0.024 0.020 0.017 0.014

0.089 0.091 0.095 0.099 0.102 0.105

+

B.2.-Para 1.00 kg/m3 FeSO4 Experimental y un nivel de Fe 2expe. = 0.199


5 10 20 30 60 120

= 10.40 = FeSO41NaCN = 5.26:1

Cianuro Final 18

16 14 10 8 1

+

+

pH Final

% Elimin.

Fe 2 Libre

Fe 2 Consu.

6.94 6.52 6.10 5.70 5.43 5.28

90.52 91.57 92.63 94.74 95.79 99.47

0.027 0.024 0.020 0.018 0.015 0.012

0.172 0.175 0.179 0.181 0.184 0.187

+2

B.3.-Para 2.00 kg/m3 FeSO4 Experimental y un nivel de Fe exper.= 0.399


5 10 20 30 60 120

= 10.40 = FeSO4,NaCN = 10.50:1

+

+

Cianuro Final

pH Final

% Elimin.

Fe 2 Libre

Fe 2 Consu.

3.2 2.4 2.2 2.0 1.0 0.8

6.50 6.11 5.53 5.42 4.91 4.72

98.31 98.73 98.84 98.95 99.47 99.58

0.025 0.020 0.013 0.012 0.010 0.008

0.374 0.379 0.386 0.387 0.389 0.391

La relación final de la prueba para 120 minutos es: FeSO1 Fe.7H� 5.26 NaCN 1 Siendo el efluente final de:

149

ELEMENTO mg/litro Oro O.OS Fíen-o 2.71 43.30 Cobre Plomo 0.04 Zinc 0.44 Arsénico 2.76 1.0 ppm Cianuro de Sodio La solución neutralizada fue sometida a un tratamiento de adsorción con carbón activado Manteniendo una relación de 30 gramos de carbón por litro de solución pH=8 B.4.-Resultados de la Cinética de adsorción: Tiempo (min) 5 10 20 30 60 120

Au .03 0.02 0.02 0.02 0.01 0.01

EFLUENTE EN LA SALIDA DEL CARBON Fe Cu Pb Zn . 2.43 42.3 0.04 0.42 1.54 21.10 0.31 0.31 1.43 0.25 0.25 9.7 1.35 0.20 3.5 0.20 0.90 1.3 0.18 0.18 0.6 0.10 0.81 0.10

As 2.71 2.62 1.53 1.30 1.10 0.51

B.5.-% de Adsorción de iones metálicos en el carbón Tiempo (min) 5 10 20 30 60 120

Au 40 60 60 60 80 80

% IONES METALICOS EN EL Cu Pb Fe 2.31 10.33 51.27 43.17 77.59 47.23 91.92 75 50.18 96.99 75 66.79 75 98.61 70.11

5.-COSTO DE TRATAMIENTO EFLUENTES LIQUIDOS

EN

LA

CARBON Zn 4.55 29.54 43.18 54.54 59.09 77.27

.

As

1.811 5.072 44.56 52.90 60.14 81.52

NEUTRALIZACION

DE

Los costos unitarios ( incluido IGV =18%) de los reactivo químicos neutralizantes son lo siguientes: = US$1.65/Kg H2O2 = US$0.38/Kg FeSO4.1H2O = US$ 2.241Kg H2SO4 = US$0.87/Kg (OCL)zCa

150

Para nuestro caso es conveniente trabajar con FeSO4 .7H 2O a la relación de 10.5/1 en peso de reactivo neutralizante a peso de cianuro de sodio disuelto ,lo que nos da al final O.8ppm en cianuro Donde el costo de cada m3 de efluente es : 0.38 US$ 2.0 Kg Feso. X 0.76US$ 3 m Kg FeSO4 m3 Para el caso del peróxido de Hidrogeno es costo será lo siguiente: 0.36US$ 1.65 US$ X 0.22 Kg FeSO4 3 m3 Kg FeSO4 m A nivel industrial utilizamos en una primera etapa con peróxido de hidrogeno hasta tener valores alrededor de 60ppm y posteriormente con sulfato ferroso entonces para neutralizar un volumen determinado en planta es de (O.76 + .36 US$/ m3 >= 1.12 US$/ m3 En planta la neutralización se realiza del remanente de efluente que se usa en el reciclado en un promedio de 1190 m3 al mes o sea 5 volúmenes de 170 m3 de capacidad consistente en un agitador de 20'x 20' que es agitado en forma mecánica y con sparget de aire El costo en planta para neutralizar en época de lluvia es =1332.8US$ l,190 m3 X l.12US$/m3 Cantidad de Reactivo utilizado en el Mes 2,380 Kilogramos Sulfato Ferroso 261.8 Kilogramos Peróxido Hidrogeno Cianuro Destruido 226.1 Kilogramos 6.-CONCLUSIONES

Los resultados obtenidos en la aplicación industrial del Sulfato Ferroso como agente neutralizante de los efluentes líquidos de cianuración ratifican los niveles de desttucción del cianuro que se obtuvieron a nivel industrial con resultados inferiores a 1ppm El empleo de peróxido de hidrogeno como neutralizante del cianuro en la etapa previa dio buenos resultados que por su costo no se emplea en 100% La solución neutralizada con sulfato ferroso toma un color azul intenso ( azul de Prusia) ,la que se tiene que adicionar cal para darle un color de agua limpia 3Na4 Fe CN6 + 6FeSO4 +30 => Fe4 (Fe CN6 )3 + Fe3Ü4 + Na2SO" azul de Prusia El empleo de Carbón Activado como etapa f"mal del proceso de neutralización cumple un papel importante debido a que adsorbe los metales pesados que no fueron eliminados en su totalidad en la etapa de neutralización

151

CUINETICA DE DESTRUCION DEL CIANURO.

102 -

o 100 o 98 o::

. .. ...--->'·"·.,.,., . . · -" ··-·-'·"· .. _ .. ... � · + ---·· ... , .. . . . _. ... · . . .. -+------.,-, ,...

96

w a 94 w a 92 � o

90

102

•

.. ·'

j

.......·

-··

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tk

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-·•'

o

. ····· ·-··

-..

. .

1

1

1

1

20

40

60

80

TIEMPO (HORAS)

1

100

120

140

CNETICA DE DESTRUCCION DE CIANURO CON SULFATO FERROSO

.. ·•···• ... -·"··- ·-·. ................·-·-·-·--··· ......... ·--·---·--·-····--··-·-··· ·-·-···-···--------· ---····----------·--·-·-·---..·-·········-· ··-···-·-··-·--·· ··········-·-· ·-•·•·· .... ..., .

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o

20

40

60

80

TIEIVPO (HORAS)

100

120

140

152

CAPITULO

X

ANALISIS ECONOMICO DEL PROCESO 1.- CONSIDERACIONES DE DEMANDA Y TAMAÑO DE PLANTA Un estudio del análisis económico para la instalación de una Planta de Recuperación de Oro utilizando Carbón a partir de soluciones diluidas en un Proceso de Cianuración en donde ya no es necesario el gasto de cianuro ni de cal , se tiene todo en el circuito donde se tendrá que incluir solamente el equipo necesario Debe precisar las ventajas de la instalación debido que nos permitirá no perder más valores de oro en estas soluciones e incluso se darla mayor tiempo de cianuración a esta pulpa y de esta manera bajar unos puntos el relave de cianuración y obtener una mejor recuperación El Tamaño se escogió de acuerdo a la cantidad de Solución Rica a Recuperar y solamente se determino la cantidad de carbón a utilizar según condiciones de operación (8000 kilogramos) iniciales es decir 4000 kilogramos por tanque y con un movimiento mensual de 2,300 kilogramos que entraran al proceso de Desorción y Reactivación. 2.- ESTilVIACION DE LA INVERSION · 2.1.- CAPITAL FIJO.-Fue estimado considerando los siguientes aspectos 2.1.1.- COSTO DEL EQUIPO. - Fue calculado, en los casos que fue posible .su cotización directa de los fabricantes, mientras de la mayoría se recurrió a estimaciones y luego fueron actualizados usando índices de costos de Marshall and Stevens (M,S) tomados de la revista Chemical Engineering CUADRO DE COSTOS Y HP NECESARIOS DEL EQUIPO SELECCIONADO Nº HP POR UNIDADES UNIDAD EQUIPO 2 12 AGITADOR 20'X 20' 2 4 BOMBA. VERTICA.,L1 "X 1/2" 1 30 COMPRENSORA125 CFM 1 2.4 ZARANDA12" X 36" 1 REACTOR 3 STRIPER 1 4 SOPLADOR 1 ENFRIADOR 1 TANQUE DE SOLUCION 1 25 CELDA ELECTROLITICA 1 4 BOMBA. VERTICAL1 "X 1/2" 1 TANQUE DE REAC ACIDA 1 4 BOMBA. VERTICAL 1 "X 1/2" 1 6 HORNO ROTATORIO 3.5 X 0.6 M 1 1 QUEMADOR DE PETROLEO 1 2 ZARANDA12" X 36"

PRECIO$ PRECIO HP TOTAL UNITARIO TOTAL$ 24 8.500 17.000 600 1.200 8 30 10.000 10.000 2 1.000 1.000 1.500 1.500 6.000 2.000 4 800 800 600 600 800 800 3.000 3.000 25 4 600 600 1.800 1.800 4 600 800 6 4.000 5.000 1 700 400 2 1.000 1.000 110 51500

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2.1.2.- COSTO DE INSTALACION DEL EQUIPO. Fue estimado mediante el índice asignado, por Vilbrant y Dryden quienes dan para este costo , el 43% del costo del equipo Costo de consttucciones adicionales se dan el 7% del costo del equipo hnprevist:os, se tomó como el 10% del subtotal de los tres costos nombrados De este modo, el costo del capital ítjo quedaría cualificado como sigue: =$ 51,500 Costo del Equipo (ver Cuadro) =$ 51,500 x 0.43 Costo de Instalación Costo de Conshucciones Adicionales = $ 51,500 x 0.07 = $51,500 x 0.03 Costo de Transpo1te

= $51,500 = $ 22,145 =$3,605 =

$1,545

=$27,295

hnprevistos ( 10% sub total)

=$

2,729 = $ 30,024

2.1.3.- CAPITAL DE TRABAJO El capital de trabajo o circulante que demandará el proyecto para atender la operación de producción y la distribución de los precipitados del proceso electrolito, así como los servicios, ha sido estimado en$ 42,000 Finalmente la Inversión será: Inversión = Capital de Trabajo + Capital Fijo Inversión = $ 42,000 + $30,024 Inversión = $ 72,024 2.1.4.- CALCULO DE LOS COSTOS DE PRODUCCION En este punto se consideran los costos que entran en la producción real . No se consideran costos de investigación, de istración, impuestos etc. CAPACIDAD DE PLANTA En el proceso lo que se quiere es recuperar el oro ya disuelto , solamente consideraremos la cantidad de carbón a utilizar que se distribuye como sigue: a.- Cantidad de carbón inicial para los tanques ( 1 S gramos/ litro pulpa) = 8 TM = 20 TM b. - Movimiento de Carbón mensual ( 2 TM C /mes) c.- Movimiento de Carbón al año = 28 TM l .- FUERZA: HP instalados = 110 x 24 h x 1 = 126.38 Kw-h = 110HP x 1 Kw Tm 0.746HP 28TM Considerando el costo de energía en la zona de 0.160 US $ /kw-h (petróleo, flete y mantenimiento) 126.38Kw-l} x 0.160 $ = 20.22$/ TM Kw-h Tm

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2.- REACTIVOS En el siguiente cuadro se detalla los costos de los reactivos tgEACTIVO Carbón Cianuro de Sodio Hidróxido de Sodio Alcohol etílico Acido Clorhídrico lana de Acero Petróleo

CONSUMO 1.5 lblTM 0.31 LblTM 0.21 LblTM 0.8 LblTM 1.0 LblTM 0.03 LblTM 2.5 LblTM

Costo de Reactivo

$/Lb 1.00 1.5 1.0 1.0 1.2 0.8 1.3 TOTAL

$/TM 1.5 0.46 0.21 0.80 1.20 0.02 3.25 7.44 =7.44 $1 TM

C.- COSTO DE AGUA Este valor, es sumamente variable, se asume por ello un costo de 0.01 $ ITM D.- COSTO DE MANO DE OBRA 04 Obreros con salarios de SI 500.00 01 Supervisor con salario de SI 2,500.00 ANUAL = SI 5,000.00 Mes

SI 2,000.00 = SI 2,500.00 = SI 4,500.00 =

X 12 Meses = SI 54,000.00 Año

=28TM

TONELADAS TRATADAS ENUN AÑO COSTO DE MANO DE OBRA

= $21,600

= $21,600 9520TM

X340DIAS

9520 TM = 2.27 $1 TM

=

CUADRO DE COSTOS Fuerza Agua Mano de Obra Reactivos SUB TOTAL

20.22 $ITM = 0.01 $ITM = 2.27 $ITM = 7.44 �ITM =29.94 $ffM =

Se considera 10% del subtotal = 2.99$ITM como costo de mantenimiento y operación = 32.93 $ITM COSTO TOTAL DE PRODUCCION COSTO TOTAL DE PRODUCCION ANUAL = 32.92�x 0.07 TM x 360 DIAS DIA TM COSTO TOTAL DE PRODUCCION ANUAL = $922.152

155

3.- CALCULO DE LOS INGRESOS VALORIZACION DE LOS PRODUCTOS ( CARBON CARGADO Y PRECIPITADO) Se asume 340 días de trabajo en donde se tendrá la siguiente producción = 100 gramos de oro/día l.- adsorción = 34,000 gramos de oro al año = 31,280 gramos de oro(Para 92% de eficiencia) 2.- Desorción 3.- Electrodeposición = 30,654 gramos de oro (Para 98 % de Eficiencia) 4.-Fundicion = 16,859_gramos de oro (barra con 55% de oro) PRECIO DE VENTA Costo de la Onza de oro Cantidad de Onzas de oro

= $390 =16,860 gramos x 1 onza 31.10 g Precio de Venta = 542.122 Onzas x $ 390 Onza = $211,427.00 Valor de Venta Costo Anual de Producción = $ 922.152. - Contr-ibución Bruta = $ 210,504.85

= 542.122 Onzas = $211,427

Consideremos una depreciación lineal que se obtiene dividiendo la inversión que corresponde al capital fijo entre el número de años de vida útil asignado al equipo (Para plantas concertadoras se considera 1O años) Depreciación Depreciación

= $30,024 10 Años = 3,002.4 $/ año

BENEFICIO NETO

= CONTRIBUCION BRUTA - DEPRECIACION = 210,505 - 3,002

BENEFICIO NETO

= 207.503

4 .- EVALUACION DEL PROYECTO Ret01no de la Inversión Ret01no de la Inversión (RI) Tiempo de Retomo del Capital

= Beneficio Neto Inversión = 207,503 X 100 72024 = 1 288%

= 288% = 0.347 años

= 4.15 Meses El Break Bven Point, será calculado considerando los siguientes costos:

156

a.- COSTOS FIJOS.- Aquellos en que se incurre aunque no se produzca nada , o que no varían con el Volumen de material tratado en Planta: = 2.27 $/ Tmc x 0.07 Tmc = 0.16 $ Día Día Día Costo de mantenimiento de operación = 2.99 $/ Tmc x 0.07 Tmc = 0.209$ Día Día Día = 3,002.4 $ / Año Depreciación = $ 8.34/día Costo Fijo = 8.709 $ /Día Mano de Obra

= 8.709 $/Día x _1

Costo Fijo

= 124.41 _$_ Tmc 0.7 Tmc

b.- COSTOS VARIABLES: Los costos se hallan referidos al tonelaje de capacidad de producción de la planta ( 28 Toneladas de carbón a tratar) Para determinar el tonelaje de producción en el BEP , referimos a la cantidad se carbón tratado y la cantidad de precipitado producido de este modo se tendrá =

20.22$ /Ton C = 0.010 $ /Ton C = 7.44 $ /Ton c = 27.67 $ /Ton c = 1.94 $ /Ton c

Fuerza Agua Reactivos 27.67 $/ TmC x 0.07 TmC C.- VALOR DE VENTAS

= $ 49.58

Para una Tonelada de Carbón Procesado La ecuación de Nivelación de: Costos 49.58 (X)

=

= 124.41

Ventas, +

1.94 (X)

X= 2.61 Como se observa el tiempo de retomo es bajo esto pude minorarse logrando menor tiempo de adsorción, en el trabajo se ha considerado 100 gramos de oro por tonelada diario en las pruebas se ha logrado hasta 150 gramos de oro por tonelada diario

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REFERENCIAS BIBLIOGRAFICAS 1. - Carbón in Pulp in South Africa "Carbón in Pulp Tecnology for the extractive of Gold seminer Australia Il\.1N Kalgorlie Julio 1082 P.23 2.- The Extractive Metallugical of Golds J.C.Yannopoulos New York 1990 Cap 8 3.- The Extractive Metallugical of Gold in South Africa Editado: Por G.G.Stanley Volumen I Jahannesburgo 1987 4.- Química de la Extracción del Oro John Marsden and Iain 5.-Metalurgia del Oro y la Plata Juan Vargas Gallardo Segunda Edición 1995 6.- Carbón in Pulp Gold Adsorption fron Cyanide Leach Slurries by: S.J.Hussey Metallurgist, Bereau of mines ,Salt Lake City UTAH H.B.Salisbury Metallurgist, Bereau of mines ,Salt Lake City UTAH G.M.Potter:Research Supervisor: Bereau ofmines ,Salt Lake City UTAH U.S June,Int>Bu. Of mines PGH 7.- Metalurgia del Oro Fidel Sergio Misari Volumen! 8.- Carbón in Pulp Plant of The Masbate Gold Operations Philippines by: Pizarro,F.V.Antonio Atlas Copnsolidate Mining Metallurgist,Bereau of mines ,Salt Lake City UTAH

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