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DISEEÑO DE DIMENSIONAMIENTO DE UNA PLANTA HIDROMETALURGIA

DISEÑO Y DIMENSIONAMIENTO DE PLANTAS HIDROMETALURGICAS 1. INTRODUCCIÓN: La lixiviación en pilas es un método de bajo costo que es más adecuado para el tratamiento de materiales de baja ley, que no justifican los altos costos de la molienda y la lixiviación por agitación. Los minerales pueden tratarse ya sea a un tamaño directo de mina o de material triturado, con un tamaño óptimo determinado mediante una comparación entre la recuperación del oro y los costos de trituración. Los requerimientos de manipulación del material también pueden jugar un papel importante en la optimización del tamaño de la partícula para la lixiviación en pilas, ya que las partículas grandes pueden ser difíciles de transportar con sistemas de transporte. Este es un factor importante en situaciones donde el transporte representa el método más eficiente de transporte de material. Los procesos se aplicaron por primera vez a una escala comercial en 1971 en Carlin mine (Nevada) y se basó en el trabajo de desarrollo del U.S. Bureau of Mines en Salt Lake City a finales de 1960 y en Carlin Site, desde aproximadamente 1968. En Carlin, se ubicaba el mineral triturado (nominalmente 200 000 tpd en algunos casos) en una base de todo un año, a grandes altitudes y en climas severos. La lixiviación en pilas frecuentemente es realizada en plataformas de lixiviación revestidas que no solo contienen soluciones auríferas de lixiviación producidas, sino que también protegen el terreno y agua subterránea por debajo, y alrededor, de la plataforma de lixiviación. En algunos casos, no se requieren revestimientos debido a la topografía y geología particular del lugar, junto con la aprobación regulatoria apropiada.

DISEÑO DE PLANTAS II

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2. CRITERIOS Y CONDICIONES GENERALES 2.1. -

ITEM 01 02 03 04 05 06 07 08 09

2.2.

CRITERIOS: Asegurar el abastecimiento ininterrumpido de insumos (por lo menos de 2 meses) Proceso de venta de la producción no más de 15 días Dinero en efectivo, disponer para el pago de por lo menos 1 mes de sueldos. DESCRIPCION CIANURO DE SODIO NaCN CAL DE 80% DE CaO FLOCULANTE HIPOCLORITO DE SODIO DE 32% NaCLO CARBON ACTIVADO DE 6 x 12 ALCOHOL, NaOH, NaCN SUELDOS REACTIVOS PARA ANALISIS QUIMICOS IMPREVISTOS TOTAL INVERSION DE CAPITAL DE TRABAJO

PESO Kgr

COSTO US$

44.950 62,495 464 172,695 7,528 SUB TOTAL -

104,284 9,999 2,422 65,624 34,930 25,085 21,098 263,442 26,334 26,334 316,130

INVERSIÓN DE UNA PLANTA

2.2.1. INVERSION ESTIMADA: CAPITAL FIJO CAPITAL DE TRABAJO CAPITAL DE INVERSION

US $ 2554,761 US $ 316,130 US $ 2870,891

2.2.2. ANALISIS ECONOMICO Se presenta el análisis económico considerando el estudio netamente metalúrgico, es decir, los costos de investigación en mina, así como los cátodos de explotación y transporte de mineral a planta, no han sido incluidos. a) ESTRUCTURA DE COSTOS

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b) INVERSION:  CAPITAL FIJO O COSTO EN ACTIVO FIJO: costos de bienes físicos e instantáneos  CAPITAL DE TRABAJO O COSTOS EN ACTIVO CIRCULANTE c) CAPITAL FIJO: Conjunto de bienes físicos e intangibles requeridos en el proyecto que son destinados en forma directa e indirecta a la producción. ITEM 01 02 03 04 05 06 07 08 09 10

DESCRIPCION

COSTO US. $

COSTO DE EQUIPO DE PLANTA COSTOS DE EQUIPOS Y MATERIALES DE LABORATORIO COSTOS DE EQUIPOS Y HERRAMIENTAS FUNDAMENTALES DE TALLER ELETRICO Y MECANICO PREPARARCION DEL TERRENO PARA INSTALACION DE PLANTA ACARREO DE MAQUINARIAS Y EQUIPOS LIMA-MINA CONCRETO POBRES PARA PISOS CONCRETO ARMADO PARA SOPORTE DE EQUIPOS Y PARA CONSTRUCCION DE ALMACENAMIENTO DE SOLUCION Y AGUA EDIFICIOS ESTRUCTURALES ESTRUCTURAS, PLATAFORMAS, PISOS ESCALERAS Y BARANDAS INSTALACION DE MAQUINARIAS Y ENSAMBLE DE ESTRUCTURAS INSTALACION ELECTRICA ADMINISTRACION DEL PROYECTO E INGENIERIA DIVERSOS E IMPREVISTOS

11 12 13

25,000 30,000 61,840 81,200 182,000 40,500 31,250 200,000 151,000 130,000 232,251

TOTAL INVERSION DE CAPITAL FIJO

2.3.

1336,990 22,360

ETAPAS DE UN PROYECTO

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2554,761

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2.4.

CAPACIDAD DE PLANTA

Para decidir la capacidad de la planta se tiene en cuenta: -

Demanda en el mercado de los metales Au – Ag. Actual tratamiento de cianuración por el método CIP. Reservas de mineral probado y los riplos de lixiviación en pilas acumuladas. Retorno del capital a corto tiempo. Entonces: Reserva del mineral (probadas):436,308 TM Leyes química

: 6.5 gr. Au / TM : 7.0 gr. Ag / TM

Tiempo de operación planta

: 5 años (348 días / año)

Capacidad de planta

: 250 TM / día.

Tratamiento total

: 87,000 Tm / año.

Proceso seleccionado: De acuerdo a los resultados de las pruebas metalúrgicas orientadas a la recuperación de oro y plata se decidió por el proceso de cianuración por agitación en tanques con la aplicación de la nueva tecnología: carbón de lixiviación (CIL) y carbón DISEÑO DE PLANTAS II

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en pulpa (CIP), con el cual a nivel de laboratorio reportaron los mejores resultados técnico – metalúrgicos. 2.4.1. BALANCE DE MATERIA EN EL CIRCUITO SELECCIONADO a. Balance de materia en el circuito de chancado. Tonelaje de diseño

: 250 TMD = 275.57 TCD

Tiempo de operación

: 12 horas /día.

b. Balance de materia en el circuito molienda – clasificación Entrada (250 TMD) = salida (250 TMD) c. Balance de materia en la cianuración y recuperación De acuerdo a las pruebas experimentales desarrolladas, se considera que la cianuración se lleva a cabo en 2 secciones: Del circuito Recuperación lograda - Sección molienda clasificación. (57% de Au y 28 % de Ag) - Sección de los tanques de (se completa la extracción y al agitación. mismo tiempo la recuperación) - Recuperación por carbón activado. De todo este proceso y basado en las pruebas experimentales se estima una recuperación de 92 % Au y 45 % Ag. d. ADSORBIDOS EN EL CARBÓN ACTIVADO El relave que sale del último tanque, será conducido a un espesador a fin de recuperar una parte de la solución de cianuración que contendrá a parte pequeñas cantidades de Au y Ag (en base a todo esto se hace el balance de materia). 2.4.2. MATERIALES ENTRANTES A. MINERAL Tonelaje : 250 TMD DE MINERAL Ley promedio : 6.5 gr. Au/T Cantidad de Au y Ag : 70.5 gr. Ag/T Se procesa: - Au = 250 TMD x 6.5 gr/t = 1,625 gr/día. - Ag = 250 TMD x 70.5 gr/t = 17,625 gr/día. DISEÑO DE PLANTAS II

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B. AGUA De acuerdo al balance de materia en la molienda – clasificación entran un total de 694.5 m3 de agua por día. La pulpa del espesador tendrá 50% de sólidos (under flow) TMD = 250 (U/F) Pulpa (U/F) = TMD (agua) = 500 x 0.50 = 250 m3 (agua) /día =250 (se pierde en el relave). Entonces, la cantidad de agua que se recupera y vuelve al circuito. 694.5 m3 – 250 m3 = 444.5 m3/día (se recupera U/F). Luego, una vez que el sistema está en equilibrio, la cantidad de agua necesaria será de 250 m3 / día.

C. CIANURO DE SODIO Para la disolución del Au y Ag y en menor grado algunos elementos cianicidas, se requieren de 2.1 Kg de NaCN /TM de mineral tratado. 250 TMD x 2.1 Kg/T = 525 Kg / día de NaCN. La solución de cianuración deberá contener 0.1% de NaCN libre, por lo tanto para un flujo de 694.5 m3 de solución por día. 694.5 Del relave de cianuración se recuperan mediante el O/F espesador 444.5 m 3 de solución /día con 0.1% de NaCN libre. Entonces la cantidad de NaCN recuperado es: 444.5 Cantidad que se pierde será: 694.5 – 444.5 = 250 Kg/día de NaCN. DISEÑO DE PLANTAS II

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Expresado en Kgr por tonelada de mineral tenemos:

Finalmente la cantidad de NaCN que entraran por día será 525 + 250 = 775 Kgr/dia de NaCN Expresado por tonelada de mineral tenemos: 3.1 Kgr/TM D. CAL: Se consumirán 4 Kgr de Cal de 80% CaO por tonelada de mineral tratado: Entonces los Kgr. Por día serán: 250 TMD x 4 kgr/T = 1000 Kgr/día de cal La solución de cianuración deberá tener 0.025% de alcalinidad protectora, es decir 0.025% de Cao libre, entonces para un flujo de 694.5 de solución por día tenemos: 694.5 x 1000 x

= 173.6 Kgr/día de CaO

Para esto se necesita: 444.5 x 1000 x 0.025/100 = 111.1 Kgr/día de CaO. Esto equivale a: 111.1/0.80 = 138.9 Kgr/día de CAL La cantidad que se pierde será: 217.0 – 138.9 = 78.1 Kgr/día Expresando en Kgr por Tonelada de mineral tenemos:

Finalmente la cantidad de Cal que entrará por día será: 1000 + 78.1 = 1078.1 Kgr/día de CAL de 80% CaO DISEÑO DE PLANTAS II

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Expresado por tonelada de mineral tenemos: 4.31 Kgr/T E. CARBON ACTIVADO DE 6 X 12 El carbón activado fluirá por medio de “AIR LIFT” en contracorriente al flujo de la pulpa mineral recuperado por día está en función del metal recuperado y la cantidad de adsorción de carbón activado, entonces: ORO RECUPERADO = 1625 X 0.92 = 1495 gr/día PLATA RECUPERADO = 17625 X 0.45 = 7931 gr/día TOTAL METAL EXTRAIDO RECUPERADO = 1495 + 7931 = 9426 gr/día

De acuerdo a informaciones bibliográficas consideramos que 1 Tm de carbón activado de 6 x12 cargará 12 kgr de metal (Au + Ag) entonces: CARBÓN DE ENTRADA =

2.4.3. MATERIALES SALIENTES A. MINERAL DE RELAVE Saldrán diariamente 250 TM de relave con una ley promedio de Au = 0.52 gr/Tn y Ag = 38.8 gr/Tn, entonces la cantidad de Oro y Plata que no se recuperará será: Au = 250 TMD x 0.52 gr/Tn = 130 gr/día Ag = 250 TMD x 38.8 gr/Tn = 9700 gr/día B. AGUA La cantidad de agua o solución liquida saldrá juntamente con el relave, siendo este la misma cantidad que entró es decir 694.5 por día, de las cuales se recuperarán en el espesador 444.5 por día que serán retornados al circuito de cianuración y los 250 por día restantes serán conducidos de “UNDER FLOW” del espesador a la cancha de relaves. C. CIANURO DE SODIO La cantidad de cianuro de Sodio que sale del circuito y que ya fue calculado es: 525 Kgr/día juntamente con el carbón activado fundamentalmente como aurocianuro y argentocianuro y 250 Kg/ día en el “UNDER FLOW” del espesador.

D. CAL Esto también ya fue calculado y saldrán del circuito prácticamente en solución y como carbonatos, sulfatos e Hidróxidos del “UNDER FLOW” del espesador DISEÑO DE PLANTAS II

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equivalente a 1078.1 Kg de Cal por día; esto es: 78.1 Kg de Cal por día en solución y 1000 Kg de Cal por día como compuestos que ya se mencionó. E. CARBÓN ACTIVADO 6 x 12 Se cosecharán diariamente 786 Kg de carbón activado cargado con 1495 gr de Oro y 7931 gr de plata. Este carbón cargado irá a la etapa de desorción de Au y Ag de donde luego retornará a los tanques de agitación previa reactivación química y térmica aparte de los 786 Kg de carbón por día que fluirán por los tanques CIP y CIL, cada uno de estos deberá contener 18 gr de Carbón por litro de solución, entonces la cantidad de carbón por cada tanque se calcula como sigue:  DIMENSIONES DEL TANQUE: 11'ɸ x 16' H (determinado en diseño de equipos)  % SOLIDOS EN LA PULPA: 26.47%  % DE SOLUCIÓN EN LA PULPA: 73.53%  DENSIDAD DEL MINERAL: 2.7  DENSIDAD DEL LIQUIDO: 1.0  VOLUMEN DEL TANQUE: (3.1416 X X H)/4 = 3.1416 x x 16/4 = 43.1 Luego el volumen efectivo es = 43.1 x 0.8 = 34.5 La relación en peso de sólido a líquido es:

El volumen del líquido + el volumen del mineral será igual al volumen efectivo del tanque, entonces V. LIQUIDO + V. MINERAL = V. TANQUE

Reemplazando datos y despejando tenemos: Peso del líquido = 30.44 TM = 30.44

(solución)

Luego el requerimiento de carbón por cada tanque será: 30.44 x 18 Kg/ = 548 Kg de carbón / tanque

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Cada uno de los cuatro tanques CIL y los cuatro tanques CIP serán cargados con 548 Kg de carbón. Total de carbón por los 8 tanques es: 548 x 8 = 4384 Kg 3. INVERSIÓN REQUERIDAS PARA LA LIXIVIACIÓN Se presentan en el cuadro N° 2 en forma detallada las inversiones que se requieren para lixiviar un Filón angosto de: Volumen mineral tratado Ley del mineral

= 4800 TM. = 4 gr Au/TM.

La que asciende a $ 35,560 incluyendo el capital de trabajo para dos meses de operación.

N°

DESCRIPCIÓN EQUIPO DE MINA - Compresora De 125 Pies3/Min. 1 - Perforadora Y Accesorios. - Carros mineros con llantas 200 mts de tubería para aire SUB TOTAL EQUIPO DE LIXIVIACIÓN - 300 mts de tubería PVC. - 4 columnas de Carbón Activado. 2 - 400 kg Carbón Activado. - 1 Tanque de piedra cemento 25 m3. - 2 Motobombas de 7 Hp c/u. SUB TOTAL Capital de trabajo para 2 meses 3 2x4800/12x9.45 SUB TOTAL TOTAL INVERSIÓN 3.1.

COSTO US$

INVERSIÓN US$

10,000 5,000 3,000 1,000 19,000

19,000

1,500 2,000 2,500 1,000 3,000 10,000 7,560 7,560

10,000

7,560 35,500

COSTOS DE OPERACIÓN

3.1.1. LIXIVIACIÓN AURIFERO  Para un block de 4800 toneladas se usa un tanque de cemento de 25 m 3.  Las columnas deben de tener una capacidad de 100 kilos de carbón cada uno de ellas. DISEÑO DE PLANTAS II

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 Las cosechas se hacen cada 10 días

a) COSTO DE OPERACIÓN El costo por tonelada métrica por desarrollo, preparación y recuperación se detalla en el cuadro N° 1 es de $ 6.45/TM. CUADRO N° 1 ITEM 1 2 3 4 5

ACTIVIDAD Desarrollo y preparación (galería más taladros vacíos). Minado. Cianuro (NaCN). Bombeo y movimiento de líquidos. Desorción y regeneración de carbón Activado.

SUB TOTAL COSTOS.

COSTO US $/TM 6.45 0.00 0.75 1.25 1.00 9.45

3.1.2. LIXIVIACIÓN Y RECUPERACIÓN DEL ORO En el cuadro N° 1 no hay costo de minado, el costo total incluyendo: desarrollo y preparación, cianuro, bombeo de soluciones, absorción de metales en carbón activado y desorción de este asciende a $9.45/TM. El valor de venta por tonelada, considerando una recuperación de 50% es de $ 20. Veta angosta : 0.40 m de potencia. Volumen de mineral tratado

: 4800 TM.

Ley del oro

: 4 gr/TM.

Tiempo de tratamiento

: 9 meses.

Recuperación metalúrgica

: 50%.

Valor de venta de 4,800 TM

: 4,800 TM x 4 gr/TM x 50 = 9,600 gr de Oro.

9,600 gr de Oro x 10 US$/gr = 96,000 US$. Valor de venta por TM

:

= 20 US$/TM.

UTILIDAD BRUTA POR TM = 20 – 9.45 =10.55 US$. UTILIDAD BRUTA ANUAL = DISEÑO DE PLANTAS II

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Esta veta seria antieconómica si se trabajara por HEAP LEACHING como se aprecia a continuación: ITEM

ACTIVIDAD

COSTO US$ / TM

1

Desarrollo y preparación

8.45

2

Minado y chancado (1/2”)

10.00

3

Cianuro y Na(OH)

1.50

4

Bombeo y movimientos de líquidos

1.25

5

Desorción y regeneración de carbón

1.00

SUB

COSTO TOTAL

22.20

COSTO TOTAL = $ 22.20/TM ARROJA UNA PÉRDIDA DE:

4800 TM X 2.20 = $ 10, 560 / AÑO

En este caso, el costo del minado y chancado hace antieconómico la explotación de esta veta. El control del proceso de lixiviación se efectúa mediante el muestreo de soluciones que percolan que son analizados por absorción atómica o en forma cuantitativa por el método del cloruro estañoso. El riego de contaminación ambiental de proceso de lixiviación es mínimo debido a que las soluciones de cianuro van perdiendo su poder al percollar a través de las rocas y estas al final solamente contienen trazas que son inocuas. a.

COSTOS DE PRODUCCION

BASE

: 348 días de operación de la planta al año.

TONELAJE PROCESADO

: 250 X 348 = 87.000 TM/año = 7250 TM/mes

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b.

MANO DE OBRA DIRECTA (Obreros)

LABORES TRITURACION MOL - CLASIFICAC. AGITACION CIL - LIX - CIP PLANTA DE RECUPERACION Au y Ag REACTIVERO VIGILANTE VOLANTE LABORATORIO TALLER MEC. Y ELECTRICO

HOMBRES GUARDIA 2 2 1

POR HOMBRES DIA 4 6 3

1 1 1 1 2

3 3 3 3 6

3 TOTAL

6 37

POR

El sueldo básico más los beneficios sociales por cada obrero se estima en US$ 250 mensuales, entonces el costo por este concepto referido a una tonelada de mineral tratado será:

El costo por año será de: 1.27 x 87.000 = US$ 110.490/año

c.

MANO DE OBRA INDIRECTA (Empleados)

Personal técnico y administrativo cuyo sueldo mensual incluyendo beneficios sociales se estima como sigue:     

1 Superintendente de Planta 3 Jefes de Guardia 1 Químico Jefe 1 Mec. Eléctrico Jefe 1 Secretaria TOTAL DISEÑO DE PLANTAS II

: US$ 1100 : US$ 1950 : US$ 650 : US$ 650 : US$ 300 : US$ 4650/mes

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El costo por tonelada de mineral tratado será:

El costo por año será de: 0.64 x 87.000 = US$ 55.680/año d.

ENERGIA ELECTRICA

Se ha considerado las horas de operación efectivas cada circuito y sección de la planta.  CONSUMO DE ENERGIA ELECTRICA

CIRCUITO O SECCION CHANCADO MOL - CLASIF AGITACION CIL - LIX CIP RECUPERACION DE SOLUC. SISTEMA DE PREPARACION DE REACTIVOS UNIDAD DE RECUP. DE Au y Ag LABORATORIOS TALLERES ILUMINACION OTROS

HP INSTALADOS 174.2 338.2

KW EFECTIVO 116.92 226.98

OPERAC. h/día 12 24

CONSUMO Kw - hr/día 1403.04 5447.52

227

152.35

24

3656.4

9.8

6.58

24

157.92

12

8.05

16

128.8

10 20 40 25 50 906.2

6.71 13.42 26.85 16.78 33.56 608.2

24 8 8 12 8

161.04 107.36 214.8 201.36 268.48 11746.72

Consumo de energía por día = 11746.72 kw- hr/día Consumo de energía por tonelada de mineral:

El costo de energía eléctrica industrial, alta tensión se ha estimado en US$ 0.093/Kw – hr, entonces el costo por cada tonelada de mineral tratado será: DISEÑO DE PLANTAS II

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46.99 x 0.093 = US$ 4.37/TM El costo de energía por año será de: 4.37 x 87.000 = US$ 380.190/año

e.

AGUA

El costo por consumo de agua es relativamente barato y muy barato, estimándose para el presente estudio en 0.03 US$/ como quiera que la planta requiere para su operación 250 de agua por día, el costo por cada tonelada de mineral tratado será:

El costo de agua por año será de: 0.03 x 87000 = US$ 2610/año f.

REACTIVOS

Para la estimación de los costos por consumo de reactivos se han considerado cotizaciones en el mercado nacional efectuadas a Octubre del presente año (1991) y es como sigue: REACTIVO WaCN

CONSUMO US$/Kgr US$/TM 3.1 Kgr/TM 2.32 7.19 4.31 Cal de 80% de CaO Kgr/TM 0.16 0.69 0.032 Floculante Kgr/TM 5.22 0.17 Hipoclorito de sodio al 32% de 11.91 HClO Kgr/TM 0.38 4.52 Otros (Alcohol, NaOH, etc) 1.28 COSTO TOTAL = US$ 13.85/TM El hipoclorito de sodio se usara para la descontaminación del relave de cianuracion, y de acuerdo a la relación estequiometria de las reacciones se tiene que por cada Kgr de NaCN se consume 11.91 Kgr. De hipoclorito de sodio de 32% de NaClO. Como el relave lleva 1 Kgr. de NaCN por cada tonelada de mineral,

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entonces se necesitaran 11.91 Kgr. De hipoclorito de sodio por cada tonelada de mineral tratado, el costo anual por consumo de reactivos será de. 13.85 x 87.000 = US$ 1204.950/año

4. DEPRESIACION La depreciación puede ser definida como la disminución del valor de un equipo o en general de un bien, debido al deterioro físico o los adelantos tecnológicos. Usando el método de la línea recta: D = ( Vo – Vr) / V D = Depreciación Anual Vo = Valor inicial Vr = Valor residual V = Vida útil del bien Para calcular los costos por depreciación de los equipos se ha considerado que la vida útil de las instalaciones será de 10 años y que el valor residual es cero, entonces tenemos: D= D = 2554.761/10 = 255.476 US$/año El costo por cada tonelada de mineral tratado será.

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Resumen de costos de producción: ITEM 01 02 03 04 05 06 07 08

ELEMENTOS DE COSTO Mano de obra directa Mano de obra indirecta Depreciación Varios Energía eléctrica Agua Reactivos Repuestos y mantenimiento TOTAL

COSTO FIJO US$/TM US$/año 1.27 110.49 0.64 55.68 2.94 255.476 1.06 92.22

5.91

513.866

COSTO VARIABLE US$/TM US$/año

4.37 0.03 13.85

380.19 2.61 1204.95

1 19.25

87 1674.75

Costo de producción = US$ 25.16/TM Costo de producción = US$ 2188.616/año

2. AGLOMERACIÓN Y CURADO: 2.1 DESCRIPCIÓN Y FUNCIONES DE EQUIPOS DE AGLOMERACIÓN Y CURADO: CURADO ACIDO:

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Si se considera la adición de una solución lixiviante en la parte superior de una pila de mineral, se puede ver que inicialmente esta solución presenta condiciones de pH correspondientes al campo de estabilidad de ion Cu2+. Sin embargo, si el mineral que se está tratando presenta una ganga reactiva o moderadamente reactiva, a medida que progresa la lixiviación ácida en un frente descendente, el ácido se va consumiendo. Lo mismo ocurrirá si la altura del lecho de mineral es mayor, tal que el ácido se consuma antes de llegar a la parte inferior de la pila. En estos casos se tiene un frente de reacción que impone una acelerada variación, en sentido negativo, del valor de Eh y un aumento de pH. Resulta claro entonces que es indispensable que el ácido este distribuido lo más uniformemente posible a lo largo del camino de las soluciones de lixiviación. Idealmente debe haber un ambiente de acidez lo más uniforme posible, en todo el camino de las soluciones lixiviados. Sin embargo, eso obligaría alternativamente a: 

Agregar exceso de ácido en las soluciones de entrada, con el riesgo de un mayor consumo global, o bien.



Limitar la altura de las pilas del lecho del mineral que se someten a lixiviación, o bien, por último



Aceptar menores recuperaciones en el conjunto.

Para solucionar este punto específico, se ha ideado incorporar un pre tratamiento con ácido concentrado al mineral que se va a colocar en el lecho de minerales a lixiviar. Este ácido es uniformemente distribuido, previo a su ubicación en la pilas, logrando con esto una dosificación a la medida de cada requerimiento, ya sea por parte de los minerales del yacimiento, o parte de la ganga. Además, la distribución anticipada del ácido permite que este reaccione sobre todas y cada una de las partículas del mineral, logrando una acción de transformación de las especies minerales de cobre que están próximas a la superficie, normalmente en sulfato de cobre. Con este método se ha logrado inhibir la disolución de algunas especies indeseables de la ganga como el aluminio y la sílice (SiO2). DISEÑO DE PLANTAS II

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Cuando, una vez armada la pila, se aplica la soluciones de lixiviación propiamente tales, estas se encuentran en toda la trayectoria a través del lecho de mineral, ya acidulada y, en muchos casos, sin consumir una mayor cantidad de ácido se limitan a disolver el sulfato de cobre ya producido por el pre tratamiento ácido. Este pre tratamiento con ácido concentrado ha recibido el nombre de curado ácido.

Por otra parta, la influencia de la ganga sobre el proceso de lixiviación de minerales de cobre, puede manifestarse principalmente a través del grado de consumo de ácido, la cinética de disolución y el grado de penetración de las partículas, fenómenos que describiremos a continuación.

Efecto de la ganga en el grado de penetración de las partículas

Existe una influencia de la ganga a nivel microscópico, correspondiente a la penetración al interior de los poros de una partícula individual. De esta manera, es habitual observar un frente de reacción hacia el interior de una partícula, tal como se muestra en la figura 1.

En efecto, si se tiene por ejemplo, una lixiviación que requiere ácido solo, o bien, ácido y férrico, puede ocurrir que la partícula se vea completamente atacada en términos de las especies que contienen fierro y éste se haya disuelto enteramente, incluso hasta el interior de ella. Sin embargo, en estos casos es frecuente observar DISEÑO DE PLANTAS II

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que el cobre se ha lixiviado sólo hasta cierto límite, donde se ve un contorno, en forma de anillo, hasta el cual se limita la reacción, y más allá de él, hacia el interior de la partícula, el cobre permanece intacto. Esto ocurre cuando la ganga va consumiendo el reactivo, sea este H+ solamente o bien H+ y Fe3+.

Efecto de la adición de cianuro durante el curado Al agregar cianuro en soluciones concentradas durante el curado, disminuye el tiempo de lixiviación de 26 a 5 días así como también baja el consumo de cianuro, demostrando definitivamente las bondades de aglomerar o mejor, aglomerar con cemento y cianuro simultáneamente algunos minerales. EQUIPOS PARA CURADO ÁCIDO

Para la distribución uniforme con ácido se podría usar un sistema de regadores dispuesto sobre la correa transportadora que traen los minerales hacia las pilas. Sin embargo, esta ventaja de carácter químico se ha incorporado en conjunto con otro desarrollo destinado a mejorar la permeabilidad de los lechos de mineral, mediante una modalidad de aglomeración de las partículas finas en torno a las más gruesas.

Por esta razón, finalmente se ha concluido en la conveniencia generalizada de realizar ambas operaciones en una misma unidad mezcladora, consistente en un tambor rotatorio dentro del cual se adiciona tanto el agua para la aglomeración, como el ácido concentrado para el acondicionamiento uniforme del lecho del mineral.

AGLOMERACIÓN:

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El principal objetivo de la aglomeración es producir un mineral poroso, el cual debe ser estable cuando se maneje, amontone y penetre la solución lixiviante. Los finos excesivos en un mineral llevan a la reducción en la permeabilidad del montón, además de incrementar la canalización y agrietamiento.

Algunos aglutinantes como el cemento portland y la cal se usan en la aglomeración de los minerales, como agentes estabilizadores, los cuales tienen dos importantes efectos físicos-químicos que explican en gran parte su uso: 

El intercambio de cationes de sodio en las partículas arcillosas del mineral con cationes de calcio a partir del aglutinante, mejorando asi la factibilidad y permeabilidad de los materiales con arcilla.



La acción de cementación del aglutinante, añade resistencia a los materiales aglomerados.

Debido a esto, los aglutinantes pueden variar en eficacia, dependiendo del mineral en cuestión y las necesidades particulares de cada sistema de aglomeración.

Existen

tres

parámetros

de

aglomeración

para

minerales

triturados

con

características de percolación pobre. Estos son:

1. Cantidad de aglutinante (cemento portland) añadido al alimento seco; 2. Cantidad de humedad añadida a la mezcla de aglutinante-mineral; y 3. Periodo de curado requerido para formar puentes de silicato de calcio.

La investigación revela que la mayoría de los minerales triturados (finos de 1 pulgada) son efectivamente aglomerados por el mezclado de 10 lbs de cemento portland por tonelada de mineral seco (5 kg/m), mojando con agua o solución de cianuro para un contenido de humedad final de alrededor de 12% en peso, agitando

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mecánicamente la mezcla mojada para efecto de aglomeración y curado por más de 8 horas antes de aplicar las técnicas de lixiviación en terrenos convencionales.

Los caminos básicos para una aglomeración de minerales: 

Aglomeración de finos sobre minerales triturados y de desechos granulares.



Aglomeración de finos dentro de bolas estables.

En el último caso, los finos son partículas con arena o contienen altos porcentajes de arcilla. Los minerales arcillosos son difíciles de lixiviar por la baja permeabilidad de la arcilla, tales arcillas son estabilizadas usando cal para la aglomeración, y el cemento portland como un aglutinante (Fig. 6).

Los factores de diseño para aglomeración incluyen: 

Características de alimentación. Por ejemplo, el tamaño de la partícula y la presencia de fracturas en las partículas. La relación entre t, el tiempo para una extracción dada, y D, el diámetro de la partícula, está dado por:

donde C1, es una constante. Para una rápida, uniforme y alta recuperación de metales preciosos, se requiere de trituración de finos. 

Control del proceso. Por ejemplo, la velocidad de alimentación, el tipo de mineral y la velocidad de adición del aglutinante.



Selección del equipo. El aglomerador suministra la agitación y el movimiento requerido para dar una resistencia necesaria durante la construcción del montón.

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El proceso de aglomeración tiene como objetivo preparar el material mineralizado para la lixiviación, de manera de asegurar un buen coeficiente de permeabilidad de la solución. Un factor crítico a veces no suficientemente investigado y que en muchos casos ha conducido a fallas o al cierre de las plantas en operación, es la permeabilidad.

La permeabilidad es dependiente de las características físicas del material en cuanto a proporción de poros, la que depende a su vez, de la proporción entre lamas (granulometrías inferiores a 5-10 micrones) finos (granulometrías inferiores a 100150 micrones) y gruesos, y del método de formación de las pilas o depósitos.

Con proporciones del 10-20% de estos materiales finos, pueden existir problemas de permeabilidad y si no se asegura la permeabilidad en los lechos de lixiviación, no hay percolación, ni contactos, disolución ni extracción de valores, debido a que los finos segregan y forman áreas ciegas que disminuyen la percolación, se favorece la compactación en la formación de las pilas y puede ocurrir que estas partículas se vayan al fondo de la pila impidiendo el flujo uniforme de la solución enriquecida.

De esta forma, los efectos de una proporción inadecuada de finos pueden influir en aumentar innecesariamente el tiempo de lixiviación y con ello aumentar el consumo de reactivos, provocar una menor extracción de soluciones mineralizadas y hasta hacer que un proyecto sea inviable.

Para solucionar estos inconvenientes y asegurar un buen proceso de lixiviación es recomendable la eliminación de finos. Para ello se puede proceder de la siguiente manera: 

Realizar un análisis granulométrico y químico del metal valioso por fracciones, y realizar cortes teóricos a diferentes tamaños. Un rechazo del 40-50 % en peso del material, con sólo una pérdida de 5-10% en metal (dependiendo de DISEÑO DE PLANTAS II

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su valor), podría ser económicamente viable, aunque no es normal. Por ejemplo, si en un yacimiento el oro y la plata están bastante distribuidos en todas las fracciones, se pierde valor con cualquier corte y rechazos de peso aceptables. 

Realizar la separación de tamaños finos y gruesos, efectuándose la lixiviación estática sólo en estos últimos, normalmente con leyes más bajas y la lixiviación dinámica con los finos, normalmente enriquecidos. Existen casos en que por este sistema se ha logrado una mayor y más rápida recuperación que por una íntegra lixiviación estática.



Realizar una aglomeración, que es el procedimiento más empleado en la actualidad. En términos generales, la aglomeración consiste en un procedimiento que permite la unión de varias partículas finas a otras de mayor tamaño.

Fenomenología del proceso

En forma general, se puede afirmar que la aglomeración se debe a la tendencia de un sistema, compuesto principalmente por partículas y en menor proporción por líquido, a disminuir su energía libre superficial mediante la reducción del área interfacial agua-aire, por fuerzas de adhesión originadas debido a cualquiera de los siguientes mecanismos: 

Fuerzas de adhesión del tipo Van der Waals que aparecen por dipolos permanentes o instantáneos originados en las moléculas. Estas fuerzas son similares a las que se presentan entre capas de silicatos de estructuras laminar, tales como la pirofilita, talco o sulfuros como la molibdenita.

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

Fuerzas atractivas electrostáticas que aparecen como consecuencia de potenciales de contacto o de interface.



En adición a la fuerza de Van der Waals los materiales diferentes en contacto, desarrollan un contacto potencial el cual, de vez en cuando, da vida a la atracción electrostática; igual es el caso de materiales parecidos. El estado de la energía local de la superficie y las funciones de trabajo de electrones, que depende en los materiales, son factores decisivos que desarrollan el contacto potencial.



Exceso de carga en las partículas, que para el caso específico de materiales no conductores, produce fuerzas de tipo coulómbico.



Fuerzas

de

atracción

magnética,

originados

por

las

características

ferromagnéticas de las sustancias. 

Uniones líquidas o puentes líquidos entre partículas denominados pendular y funicular. Aparecen debido a fenómenos de “mojabilidad” o tensión superficial. Es decir, los sólidos, al tener una energía libre por unidad de área (tensión superficial) debido a los enlaces desbalanceados de su superficie (proceso de mojado), forman los puentes o uniones líquidas que pueden ser de forma tal que el líquido cubra parcialmente o totalmente a las partículas, envolviéndolas o no. Tal como se muestra en la Figura 2.



Presión capilar en espacios porosos llenos de líquidos: La fuerza y la propiedad de formación de la aglomeración son dependientes en la tensión interfacial; sin embargo, la formación de enlaces líquidos sea por drenaje o inhibición es de decisiva importancia.

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

Agentes enlazantes de alta viscosidad de uso generalizado en la industria farmacéutica para aglomerar en tabletas. Básicamente la unión entre partículas se origina al poner estas en contacto con un líquido viscoso, el cual al solidificarse cristaliza y atrapa las partículas de maneras diferentes:

a) Por cristalización de sales, en la que soluciones al cristalizar forman los puentes o enlaces.

b) Por fusión, en que los puntos de contacto de partículas se forman ligaciones de materiales fundidos. 

Cristalización de ligante inorgánico, por ejemplo, el cemento.



Por adhesión, debido a reacciones químicas.



Por crecimiento de granos cristalinos.

Todos los mecanismos citados tendrán diferentes grados de importancia de acuerdo con los procesos para los cuales son empleados.

En el caso de la aglomeración de minerales de oro, plata y cobre, son varios mecanismos los que intervienen; pero los más importantes son las uniones líquidas y sólidas debidas al crecimiento de ligantes inorgánicos y orgánicos tales como la cal, el cemento, carbonatos, sulfatos, residuos de petróleo, dextrina, almidón, pulpas de papel, etc.

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TIPOS DE AGLOMERACIÓN

Aglomeración por humedad

Este es el proceso más simple de aglomeración y consiste en humedecer el material con líquido, hasta alcanzar un contenido de agua que origine una tensión superficial suficiente, para que al colisionar las partículas entre sí, los finos se adhieran a los gruesos. Esta aglomeración suele ser muy débil y sólo se emplea en casos fáciles, con bajo contenido de finos.

El procedimiento más sencillo de lograr la aglomeración por humedad es el riego, el que puede efectuarse de la siguiente manera: 

Sobre las transferencias de las cintas que transportan el mineral a la pila, con la dificultad de mojar la correa.

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

Al caer el material de la cinta en la formación de la pila. Adaptando el riego a los tamaños más gruesos (mayor desviación en la caída) la aglomeración puede ser más selectiva.



Sobre la superficie de la pila, conforme vayan formándose los lechos o capas de mineral.

La práctica y la experiencia definirán la humedad óptima y el sistema de riego más apropiado.

A veces, cuando el proceso en sí, se necesita de un medio alcalino (lixiviación de oro y plata por cianuración) se puede emplear como aglomerante la cal en solución.

Aglomeración por adherentes

Existen ciertos materiales que pueden mejorar la adherencia de las partículas finas a las gruesas, prolongando esta unión tanto en la manipulación como en la operación de lixiviación. Estos materiales adherentes o aglomerantes han sido ampliamente estudiados,

principalmente

por

el

USBM

de

EE.UU.,

determinando

experimentalmente tres parámetros principales del proceso: 

El tipo y cantidad de aglomerante añadido a la alimentación seca.



La humedad necesaria en la mezcla mineral / aglomerante.



El período de curado para favorecer los puentes de silicato cálcico.

Teóricamente, la aglomeración con aglutinantes es un proceso no bien definido. Parece ser que es similar a la floculación, es decir, se forma una especie de coagulación por unión de las partículas arcillosas coloidales con los agentes y electrolitos en solución. Se forman así aglomerados porosos muy estables y resistentes a la manipulación y condiciones de lixiviación.

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CARACTERÍSTICAS Y FACTORES DE LA AGLOMERACIÓN

Para que el proceso de aglomeración sea efectivo, es necesario disponer de una serie de dispositivos y equipos, algunos de los cuales pueden formar parte de la propia planta. Es el caso de una trituración con una serie de cintas transportadoras, para descarga del producto triturado, en donde puede aplicarse la aglomeración en las transferencias son equipos adicionales.

Para que se realice una buena aglomeración, especialmente en los minerales de cobre, se deben considerar ciertas características del material mineralizado, entre las que se tiene el tamaño y geometría de las partículas, granulometría, características geológicas, ley de cobre en el yacimiento, condiciones ambientales, evaporación del agua, humedad del curado, tiempo de curado, entre otras.

En términos generales, para una buena aglomeración es recomendable que: 

La adición del o los aglomerantes se realice sobre el mineral relativamente seco.



Por ejemplo, realizarla en la trituración o chancado si está incluida en el esquema de tratamiento.



La mezcla entre mineral y aglomerantes sea lo más íntima posible.



Adicionar la cantidad de líquido o de solución que sea necesaria para alcanzar la humedad óptima de aglomeración.



Se considere un cierto tiempo de reposo o curado, antes de proceder a la lixiviación. A mayor cantidad de finos, se necesitarán más aglomerantes y más tiempo de curado. Como mínimo debe existir un período de reposo de unas 24 horas.

La aglomeración se puede efectuar tanto en medio ácido como en medio alcalino (básico), con las particularidades que se describen a continuación: DISEÑO DE PLANTAS II

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Medio ácido

Este medio es típico de la lixiviación de minerales de cobre y uranio, el mismo lixiviante ácido se puede emplear como aglomerante, generalmente en forma de ácido sulfúrico concentrado. Se ha propuesto también el empleo de aglomerantes ácidos sólidos, como los sulfatos (yeso), pero no es normal, aparte de los efectos perniciosos de las posibles incrustaciones por precipitación posterior en pilas y tuberías.

Medio alcalino

El caso más típico es la aglomeración de minerales de oro y plata. En este caso los aglomerantes son normalmente cemento y cal. El cianuro en forma líquida y a alta concentración, se emplea más bien como agente de humedecimiento durante la aglomeración.

La aglomeración se realiza principalmente por:

1- Uniones líquidas entre partículas que aparecen por fenómenos de mojabilidad o tensión superficial. 2- Agentes enlazantes de alta viscosidad que al solidificarse cristalizan. 3- Uniones sólidas que establecen puentes entre partículas, como por ejemplo: cristalización de sales, adhesión, crecimiento, fusión y cristalización del ligante. 4- Fuerzas del tipo vander walls. 5- Fuerzas electrostáticas. 6- Fuerzas coulùmbicas. DISEÑO DE PLANTAS II

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7- Fuerzas de atracción magnética.

Todo aglomerante debe reunir las siguientes características:

a) Sirve como medio de adherencia entre partículas, b) No contaminante, no debe interferir ni reaccionar cuando se realice el proceso de tratamiento metalúrgico. c) Granulometría fina, para ocupar los volúmenes vacíos entre partículas. d) Debe ser económico, abundante y estar al alcance del consumidor.

Los aglomerantes que se pueden usar en minería son: cal, cemento portland, más comúnmente utilizado en la industria de la construcción, magnesia, dolomita calcinada, cloruro de calcio, floculantes, estos últimos muy usados para aumentar la velocidad de sedimentación de partículas en concentrados minerales.

El cloruro de calcio y la dolomita han demostrado no ser buenos aglomerantes, la magnesia, es un aceptable aglomerante sobre todo para minerales con bajo contenido de finos y las propiedades aglomerantes disminuyen con el tamaño del aglomerado y el tiempo. Los mejores aglomerantes son el cemento portland y la cal, no permitiendo la emigración de partículas finas con la solución lixiviante siendo el cemento el aglomerante que mejores resultados ha dado, formando aglomerados estables y fuertes que resisten las más severas condiciones de lixiviación en montón y en el tiempo.

La cal es un buen aglomerante aunque con propiedades menores que el cemento se prefiere este último por el mayor costo de cal, resistencia y aglomerados más débiles.

EQUIPOS DE AGLOMERADORES DISEÑO DE PLANTAS II

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Los tres mejores tipos de aglomeradores para minerales de oro y plata son el de banda, de tambor y el tipo recipiente. Otros métodos de aglomeración comprenden, por apilamiento, cubierta vibratoria y banda transportadora fuertemente inclinada. 1. Aglomerador de faja.Las partículas de mineral viajan a través de la faja formando aglomerados, se recomienda su uso para minerales con bajo contenido de finos. La faja produce menor grado de aglomeración con respecto a otros. 2. Aglomerador de banda.

Los aglomeradores tipo banda, usan transportador para obtener el crecimiento y compactación necesaria del pelet. Este tipo de aglomerador produce el menor grado de compactación y aglomeración comparado con cualquier aglomerador existente. 3. Aglomerador de disco.Se trata de un disco rotatorio inclinado respecto a la horizontal, el agua se alimenta a través de rociadores para obtener el tamaño de pellets requerido, para ello se puede hacer uso de una serie de variables de operación como son: Velocidad de rotación, ángulo de inclinación del disco, altura del borde periférico del disco y el diámetro que determina la capacidad. C = cte D2.58 C = capacidad D = diámetro El aglomerador tipo recipiente produce un aglomerado uniforme con excelentes resistencias.

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Los mayores parámetros de operación de este aglomerador son: 1) Angulo del disco; 2) Velocidad del disco; 3) Punto del material de alimentación y 4) Lugar y cantidad de agua rociada. Si el agua es rociada sobre los aglomeradores más grandes, el aglomerador tiende a incrementar en tamaño. Si el material alimentado y el lugar para rociar el agua son, sobre o cerca del material fino, el aglomerador tiende a ser pequeño. Los discos pelletizadores de CEMTEC son la elección cuando un tamaño uniforme del pellet y un fácil control son importantes para convertir minerales finos en pellets esféricos de hasta 20 mm de diámetro. El tamaño del pellet depende de la inclinación del disco, de la velocidad de giro y de la posición de la alimentación del sólido y del líquido, todo lo cual puede ser automáticamente controlado mediante la flexibilidad operacional de los discos pelletizadores de CEMTEC. Los ensayos de laboratorio y a escala de planta piloto permiten optimizar los diagramas de flujo y el dimensionado de equipos. El fondo de los discos está revestidos con “metal expandido” y el borde del disco con placas de polietileno para evitar el desgaste por abrasión. La base y el apoyo del rascador proporcionan máxima estabilidad, a la vez que permiten el ajuste de la inclinación del disco, sin necesitar ajuste adicional del rascador. Las pletinas individuales en forma de arado permiten un fácil control y mantenimiento de la capa de material sobre toda la superficie del disco. La base pivote, que es rotativa, va montada sobre cojinetes anti-fricción de gran robustez. Ventajas adicionales de los discos pelletizadores de CEMTEC: -Inclinación ajustable durante la operación (40°-60°) -Control variable de la velocidad durante la operación mediante convertidor de DISEÑO DE PLANTAS II

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frecuencia (5-11 rpm) -Altura ajustable del disco – Gran revestimiento anti-desgaste del disco -Gran resistencia al desgaste de fondo, laterales y bordes de los rascadores Sistema inyección de agua

4. Aglomerador de tambor.Aun cuando hay operaciones que agregan el agua y el ácido directamente sobre el mineral en una correa, esta práctica no resuelve el problema de lograr una buena mezcla y efectivamente aglomerar en forma homogénea las partículas más finas en torno a las más gruesas. En efecto esto se puede lograr en forma muy eficiente si se establece una rotación de las partículas húmedas en tomo a sí mismas, lo que permite a las fuerzas cohesivas de tensión superficial, correspondientes a los estados de cohesión, por puentes líquidos denominados pendular y funicular, mantener a las partículas unidas entre sí, facilitando su transporte y apilamiento. Una vez formada la pila de lixiviación, se observa que el lecho conserva la mayor parte de estas virtudes de alta permeabilidad, líquida y gaseosa correspondientes al producto poroso originalmente formado durante la aglomeración.

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El mejor equipo para lograr estos efectos, de mezcla y de aglomeración, es el tambor aglomerador. Éste consiste en un cilindro metálico revestido interiormente con neopreno o goma antiácida provisto de levantadores para lograr una más efectiva acción de rodado de la carga, e incluyendo en el centro las tuberías perforadas para el suministro del agua, siempre agregada primero, para humedecer el mineral, y luego, algo más al interior del tambor, para el suministro del ácido con concentrado, tal como se muestra en la figura 3.

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Son cilindros rotatorios con relación a 3.5 con un inclinación de 6° que giran al 30% de su velocidad crítica; Generalmente 1/3 de su longitud es usada para mezclar el mineral con el aglomerante, el resto del cilindro se añade agua en spray para efectuar la aglomeración. El tiempo de retención del mineral en la máquina se puede determinar: T = 1.77 _A L, donde: SDN T = minutos, L = pies, D = pies, N = RPM S = inclinación pulgada/pie, L = largo y A = ángulo de reposo del mineral

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La disposición general y completa de los equipos en un sistema de aglomeración comprende:  Tolva de alimentación  Correa alimentadora al equipo aglomerador ^ Sistema de estanque  Tuberías  Bombas para el agua y el ácido  Aglomerador  Correa de descarga

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PARÁMETROS OPERACIONALES Algunos de los parámetros que cuantifican la operación de aglomeración son: ■ Capacidad de procesamiento de mineral (medida en toneladas de mineral por hora). ■ La humedad del aglomerado (medido en porcentaje de humedad con respecto a la masa de aglomerado) ■

El flujo de ácido (medido en kilogramos de ácido sulfúrico por tonelada de mineral)

■ El flujo de agua (medida en kilogramos de agua por tonelada de mineral). El tiempo de residencia del material en el interior del tambor es inferior a los tres minutos y el promedio general es del orden del minuto. Los flujos de los líquidos (agua y ácido) se mide en volumen de líquido por tiempo, las unidades que se usa depende del tamaño de los flujos; las más usadas son litros por minutos (It/min), metros cúbicos por hora (m3/hr), etc. Otra posibilidad es medir estos flujos en unidades de masa en vez de volumen, usándose kilogramos (kg) por litros y toneladas por metros cúbicos. Aparte de los riesgos inherentes en toda faena minera (operación de motores, correas, etc.) la aglomeración tiene un riesgo específico el cual es la manipulación de ácido sulfúrico concentrado. El contacto del ácido con la piel provoca que ésta se queme por lo cual es necesario considerar una protección especial para manipular el ácido (guantes y ropa de protección de caucho). En el circuito DISEÑO DE PLANTAS II

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de estanque, bombas y tuberías del ácido se requiere de la presencia de duchas de agua; la primera y fundamental acción que debe realizarse en caso de quema con ácido sulfúrico es desplazar el ácido de la piel lo más inmediatamente posible, y esto se logra con un chorro de agua mediante una ducha enérgica.

VARIABLES DEL PROCESO AGLOMERACIÓN Las variables que afectan el proceso de aglomeración y de curado son: Granulometría: La influencia fundamental de esta variable es en el aspecto químico, ya que influye fuertemente en la velocidad de la transformación química. En el aspecto físico su influencia radica en el hecho que a menor granulometría se produce una mayor producción de finos, disminuyendo las cualidades físicas y aumentando la probabilidad de que erosionen los aglomerados, produciéndose posibles segregaciones de finos que a su vez son capaces de provocar canalizaciones e impermeabilizaciones al interior del lecho. Ley de cobre en la MENA: Define la cantidad de ácido, de agua, en forma conjunta con la humedad de aglomeración y la concentración de reactivo. Si la ley de cobre aumenta,, disminuye la cantidad de agua y aumenta la concentración de H2S04 en la aglomeración, afectando así ambos aspectos. Concentración del ácido sulfúrico: Queda determinado con la humedad de aglomeración y la dosificación de ácido sulfúrico. Humedad del curado: DISEÑO DE PLANTAS II

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Define la cantidad de solución aglomerante que se debe agregar en el curado. Junto con la dosificación y por ende con la ley de cobre, define la cantidad de agua a agregar en la aglomeración. Cantidad de agua: Su total ausencia es nefasta en los aspectos químico y físico. En el aspecto físico influye en la formación de puentes líquidos y fuerzas capilares que dan al lecho las cualidades físicas que requieren. En el químico, es el medio de transporte utilizado por los iones de hidrógeno para difundir a través de las partículas hacia el núcleo de la reacción y es el medio de transporte utilizado por los iones cúpricos, producto de la reacción, para emergerá la superficie de las partículas. Esta variable se determina por la dosificación de ácido, ley de cobre, que a su vez determina la cantidad de ácido y por la humedad de aglomeración. Dosificación del ácido sulfúrico: Labor fundamentalmente química, debe ser capaz de entregar la cantidad de ácido suficiente para lograr sulfatar la mayor parte del cobre que sea posible. Indirectamente influye en el tiempo de curado, a mayor dosificación mayor cantidad de ácido, menor cantidad de agua y mayor concentración en la solución de curado. También influye en el aspecto físico porque las reacciones químicas exotérmicas evaporan el agua existente en el sistema. Evaporación del agua: Esta variable no se puede controlar. A medida que se evapora el agua, el lecho va ganando físicamente en desmedro del efecto químico, que tiende a detenerse. Si la cantidad de agua es prácticamente nula, el efecto químico se ha detenido y las cualidades físicas desaparecen, se destruyen los aglomerados

3.

LIXIVIACIÓN EN PILAS

Introducción La lixiviación es un proceso hidrometalúrgico que permite obtener el cobre de los minerales que lo contienen aplicando una solución ácida, formada, principalmente, por ácido sulfúrico y agua. Este proceso está siendo ampliamente utilizado para minerales de cobre de baja ley, debido a su bajo costo. DISEÑO DE PLANTAS II

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Los minerales más comunes que contienen cobre son los óxidos y sulfuros. Estos minerales, sin embargo, son poco comunes en la corteza terrestre y suelen encontrarse unidos a otros minerales. Cuando un depósito mineral tiene una concentración que hace económicamente factible la explotación de un metal, se le conoce como mena.

La lixiviación se desarrolla en pilas, conocidas como pilas de lixiviación. Éstas son terraplenes de gran extensión y, en algunos casos, de gran altura, compuestos de minerales de cobre oxidados o sulfurados. Las pilas son regadas con soluciones ácidas en la parte superior, la cual entra en contacto con los minerales, generándose así una solución rica en cobre hacia la parte inferior de la pila. Esta zona se encuentra impermeabilizada y posee un sistema de colección y drenaje, con el cual la solución es dirigida hacia las piscinas de procesos. De este modo, parte del éxito de la lixiviación en pilas está asociado, entre otros factores, a un flujo vertical adecuado de la solución rica en cobre a través de la pila, punto en el cual está centrada esta investigación.

Hoy en día, el diseño de pilas de lixiviación suele considerar sólo variables metalúrgicas. Bard (Bard y Campaña, 2004) ha puesto en evidencia la necesidad de incorporar variables geotécnicas que, en algunos casos, podrían condicionar el diseño, lo cual ha sido corroborado por el autor en esta investigación.

En este capítulo se presenta un marco teórico que permite comprender de mejor forma los alcances de esta investigación, exponiendo los principios fundamentales

TIPOS DE LIXIVIACION DEL ORO DISEÑO DE PLANTAS II

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 Todas las rutas hidrometalúrgicas de la extracción del oro utilizan un paso de lixiviación para producir una solución del oro como producto intermedio.  Las soluciones alcalinas actualmente diluidas del cianuro son de uso exclusivamente para la disolución del oro y plata. Otros lixiviantes tales como soluciones de tiourea, de tiosulfato, de bromuro y de yoduro son también alternativas potenciales a la cianuración que lixivian al oro y a la plata, algunos ya se están utilizando comercialmente. EL CIANURO QUE LIXIVIA SE PUEDE APLICAR EN VARIAS FORMAS:  lixiviación agitada

 la lixiviación intensiva cuando se trata de concentrados  lixiviación en pila o en botadero

 lixiviación en tina o vat

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PREPARACIÓN DEL MINERAL CON ORO Y PLATA

La primera etapa del proceso del tratamiento es la reducción de tamaño de las partículas del mineral a un tamaño que da la liberación adecuada del oro de las partículas mineral. Esto puede incorporar las operaciones típicas de trituración y molienda, sin embargo necesita minimizar la producción de finos antes de la etapa de concentración gravimétrica. No se necesita que la partícula del oro sea liberada completamente, sólo se necesita un grado de liberación suficiente que permita obtener un concentrado bueno o una lixiviación adecuada

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ARIABLES DEL PROCESO DE CIANURACIÓN

Las principales variables que gobiernan el proceso de cianuración de las menas auríferas son entre otras las siguientes: •La concentración del cianuro. •El pH o alcalinidad. •Tiempo de cianuración. •La temperatura. •Tamaño de partícula. •Aireación DISEÑO DE PLANTAS II

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•Cianicidas o descomposición del cianuro.

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EL ESTUDIO DEL PROCESO DE TRATAMIENTO DE MENAS AURÍFERAS DEBE ENCAMINARSE A TRES NIVELES:

 Estudio a nivel de laboratorio.  Estudio a nivel de planta piloto, y  Estudio a escala industrial.

LIXIVIACIÓN POR AGITACIÓN Utilizado para tratar menas de Au y Ag de ley económica al proceso. Estas menas deben contener oro fino, liberable durante la molienda, generalmente bajo -m150 a un 60 a 90 % -m200, bajo contenido de cianicidas, la densidad de pulpa se ajusta a 40 ó 50% de sólidos y velocidad de asentamiento aceptable en los espesadores. Las ventajas del proceso de lixiviación por agitación son: Altas recuperaciones del metal valioso.

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Tiempo de lixiviación relativamente corto. Permite utilizar los métodos de adsorción del oro CIP, CIL y CILO.  Una desventaja de este método es los altos costos de operación e inversión, debido a la cantidad de equipos y operaciones a efectuar

La agitación de la pulpa que rebosa del clasificador o descarga del espesador 1, tiene por objeto completar la disolución del oro por el ataque con cianuro, para lograr la extracción deseada. El tiempo de agitación en los agitadores varía en un rango de 6 a 48 horas, siendo mayor para menas de plata. Para prevenir el cortocircuito de la pulpa, es aconsejable trabajar por lo menos con tres agitadores en serie, en vez de un agitador grande y tener uno de reserva o stand-by para emergencia o reparación.

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LIXIVIACIÓN POR PERCOLACIÓN

 Lixiviación en vato batea (vatleaching).

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 Lixiviación en pila (heap leaching).

 Lixiviación en botaderos (Dumpleaching).

PREPARACION DEL MINERAL El mineral se debe chancar al 100%, al tamaño deseado que puede ser: 100 % -1"; 100 % -¾" ; 100 % -1/2"; 100 % -3/8" y se puede lograr: •Con dos etapas de trituración se puede lograr hasta 100% -1/2” •Para lograr 100% -3/8” se requiere tres etapas de chancado. •La cal, se debe añadir en conformidad con la prueba metalúrgica para neutralizar la acción de los ácidos, habitualmente se dosifica en seco durante el chancado. •Los minerales con alto contenido de arcilla son difíciles de tratar debido a los problemas de porosidad y permeabilidad del lecho, aglomerar. •Para superar los problemas de porosidad y permeabilidad se aglomera el mineral con cal y cemento, •Para facilitar una buena percolación de la solución lixiviante se debe aglomerar con 5 kg de cal o cemento por TM de mineral y 8 a 10% de humedad

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LIXIVIACIÓN EN BATEA O VAT LEACHING La lixiviación en bateas o tinas (vat) fue utilizado desde inicios del siglo pasado para el tratamiento de menas con oro y plata, el cual fue abandonado por los años de 1930. Se le considera como el precursor de la lixiviación en pilas. En sus inicios el proceso fue llevado a cabo en tanques circulares de madera o acero con un diámetro de 3 a 5 veces su altura, el mismo que tenía un falso fondo de madera. Lixiviación en bateas es esencialmente una pila de lixiviación inundada con la solución

y

el

mineral

contenido

en

un

estanque

u

otro

embalse

impermeabilizado adecuadamente. Su aplicación se limita a la lixiviación de materiales inusuales que no responden bien a la lixiviación en pila o lixiviación en botadero, pero no requieren de molienda para la liberación de oro, por ejemplo, óxido de baja ley/Minerales de libre molienda con la mayoría del oro presente en forma de partículas gruesas. Se trata de un proceso opcional raramente utilizado debido a los costos de operación generalmente superiores a los sistemas de lixiviación en pila y por agitación.

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LIXIVIACIÓN EN PILA •

PILA En la hidrometalurgia del oro uno de los métodos o procesos que mayor desarrollo ha tenido en estos últimos años es la lixiviación en pila, que significa lixiviar menas que han sido minadas trituradas o no y transportadas a plataformas impermeables para lixiviación por regado o inmersión y percolación de la solución a través de la mena apilada.

•

Este sistema permite explotar menas de baja ley al más bajo costo de operación y de mejor control de la contaminación medio ambiental, pero la decisión de elegir este método será adoptado después de un riguroso análisis del comportamiento metalúrgico del mineral, determinando adecuadamente en pruebas de laboratorio y constatado a nivel de planta piloto.

Básicamente, hay tres tipos diferentes de sistemas de lixiviación en pilas que pueden ser utilizados: •Sistema de lixiviación en “Pila removible” (RH). •Sistema de lixiviación en “Pila Permanente”(PH). •Sistema de lixiviación en “Pila Celular” (CH).

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ESQUEMA DEL PROCESO DE LIXIVIACIÓN EN PILA La lixiviación en pilas es una tecnología que presenta características muy positivas para la recuperación del oro y plata sin embargo, nunca debe olvidarse que hay otras técnicas alternativas que no deben de dejarse sin investigar. Puesto que, tomar a priori una decisión de elegir la Lixiviación en Pilas puede constituir un error de gran alcance

TIPO DE PILAS Los tipos de pilas más usados son: Pila permanente

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Pila renovable

Pila celular Este método de lixiviación en pila celular fue patentada el 2 de julio de 1985 por P.H. Johnson. Combina los atributos de cada uno de los otros sistemas para dar un sistema medio ambiental seguro, eficiente y de bajo costo. La lixiviación en pila celular consiste de la formación de una pila alta multi-capa con una estructura celular interna. En las celdas de la capa superior de la pila ocurre una intensa, uniforme y lixiviación controlada, lavado y neutralización. Todas las capas de las celdas subyacentes están inactivas y reciben solamente una pequeña cantidad de infiltración de lluvia desde las áreas laterales de la pila. Las capas de la celda Están separadas por un forro impermeable de PVC 20-mil y las celdas están delineadas por bermas de cascajo cubierto de PVC sobre la parte superior y fondo de las celdas.

LIXIVIACIÓN EN VALLE O BOTADERO El método de lixiviación en valle o botadero, para el caso de oro, involucra la preparación y colocado de la mena hacia atrás de una estructura de retención. La lixiviación de la mena es realizada con un subsecuente levante de inclinación progresiva. La mayoría de la mena permanece en contacto con la solución lixiviante durante la operación. Al término de la lixiviación, la mena es dejada en el lugar, acomodada similar a un botadero de roca de desmonte.

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3.3. Variables del proceso de Cianuración 1. Concentración de cianuro La velocidad de disolución del oro aumenta rápidamente siguiendo un comportamiento casi lineal con el aumento de la concentración del cianuro, hasta que se alcanza un máximo Más allá de este valor, al aumentar la concentración del cianuro, ya no aumenta la cantidad de oro disuelto; mas por el contrario tiene un leve efecto retardador y aumenta el consumo. La concentración del cianuro disminuye debido al aumento del pH de la solución, es decir, el ion cianuro es sometido a hidrólisis, según la reacción: CN- + H2O → HCN + OH El agua de la solución con este gas (HCN) y oxígeno atacan al oro formando en AuCN que es insoluble y peróxido de hidrógeno, según la reacción: 2 Au + 2 HCN + O2 → 2 AuCN + H2O2 En la práctica, la concentración de cianuro varía entre 0,1 a 1,5 g/l El más importante es la cantidad de cianuro por tonelada de mineral que ingresa a la pila y su concentración en la solución lixiviante; ya que el cianuro disuelve al oro selectivamente a menores concentraciones. A mayor concentración de cianuro tendremos más metales disueltos.

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2. Alcalinidad De acuerdo a lo anterior, es importante que la solución de cianuro se mantenga en un ambiente alcalino durante la lixiviación del oro, por dos razones:  Prevenir la hidrólisis del cianuro. Forma HCN  Prevenir la descomposición del cianuro por el CO2 atmosférico. CN- + H2CO3 → HCN + HCO3En ambos casos se libera HCN, el cual no tiene acción disolvente sobre el oro y la plata. Una alta alcalinidad, disminuye la velocidad de disolución en forma lineal en el rango de pH entre 11 y 13. La alcalinidad de la solución de cianuro debe controlarse con mucho cuidado, con el objeto de alcanzar velocidades altas de disolución de oro y plata. En la práctica, el rango usual de pH está entre 10,5 a 11,5. Para mantener el pH operacional de 10,5 a 11,5 en las Plantas de Procesamiento, se puede emplear cal o soda cáustica (NaOH) como agentes alcalinizantes. La cal es de uso más común por tener alta acción química alcalinizante y menor costo. El hidróxido de sodio es de mayor costo que la cal, pero presenta la ventaja de ser altamente soluble lo que facilita la preparación, manejo y dosificación.

El uso de la cal o la soda cáustica como controlante del pH, debe estudiarse en cada caso específico con bastante detenimiento, puesto DISEÑO DE PLANTAS II

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que cada uno presenta efectos de carácter químico diferentes en el proceso global, como son: 

Efecto en la generación de incrustaciones de sales insolubles tales como CaCO3, Mg(OH)2, CaSO4.2H2O.  Efecto dispersante y floculante.  Efecto en la viscosidad de las pulpas.  Efecto en la química del proceso de recuperación del oro desde pulpa (CIP) y desde soluciones claras (CIC, Merril-Crowe).  Efecto en la química de efluentes y depósitos de relaves.  Efecto en la reactividad química con los minerales de ganga.  Efecto en la velocidad de disolución del oro y plata durante la lixiviación. Cuando se usa cal, ésta cumple un rol de mucha significancia en el proceso global de beneficio por cianuración para la extracción del oro y la plata. Entre las funciones de mayor importancia tenemos:     

Inhibir la hidrólisis del cianuro. Neutralizar los componentes ácidos de la mena, agua fresca y productos de reacciones. Flocular las lamas. Aglomerar finos en el pre-tratamiento de la mena a lixiviar en pilas. Facilitar el tratamiento de efluentes y control de la contaminación ambiental.

3. Tiempo de Cianuración Es muy variable y depende de factores tales como:      

La composición mineralógica. El tamaño de las partículas de oro. El grado de liberación. Porosidad de la mena. Concentración de cianuro en la solución. La temperatura del medio ambiente.

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4. Temperatura Efecto de la temperatura en la velocidad de disolución del Oro con solución al 0,25% de KCN.

Aquí se puede notar que al aumentar la temperatura aumenta también aumenta la velocidad de disolución del oro, pero el contenido de oxígeno en la disolución tiende a disminuir. Existe una temperatura que da la máxima velocidad o rapidez de disolución del oro, la cual se encuentra alrededor de 85 ºC. 5. Tamaño de partículas La mena algunas veces tiene que ser molida muy fina para liberar a las partícula de oro y hacerlas adecuadas para la lixiviación con soluciones de cianuro alcalino. Debido a que: 

Barrskyy colaboradores (1934) informa que bajo condiciones óptimas de aireación y agitación, se ha determinado que la velocidad máxima de disolución de oro es de 3,25 mg/cm2/h. DISEÑO DE PLANTAS II

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 



Esto es equivalente a una penetración de 1,68 micrones/hora en cada lado de una partícula de oro de forma plana, lo que significa una reducción total en espesor de 3,36 micrones/h. Una partícula de oro de 45 micrones de grosor (m350) se disuelve por cianuración en aproximadamente 13 horas; una partícula de 150 micrones de grosor (m100) se disuelve en 44 horas. Esto según Hedleyy Tabacnick(1958) y Henley(1975). Las partículas gruesas se recuperan por gravimetría, puesto que no podrían ser disueltas completamente en un tiempo de cianuración económicamente aceptable.

6. Oxigeno presente El oxígeno es importante en la disolución del oro, pero la cantidad de oxígeno disuelto en soluciones diluidas de cianuro depende de cuatro factores:  La altitud (presión barométrica).  La temperatura de la solución.  El tipo o intensidad de agitación.  La fuerza iónica de la solución.

Un gráfico importante para la determinación de la presión a cualquier altura sobre el nivel del mar y la concentración de oxígeno es el que se da muestra en la figura. DISEÑO DE PLANTAS II

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El gráfico A, Se usa para determinar la presión barométrica a varias alturas, las cuales están dadas en pies y graficadas sobre el eje horizontal y las presiones en mm, sobre el eje vertical. Para hallar la presión que corresponde a una cierta altura se sigue la línea de la elevación hacia abajo hasta la intersección con la curva X, luego se sigue horizontalmente a la derecha donde se lee la presión. En el gráfico B las temperaturas están graficadas sobre el eje horizontal y la cantidad de oxígeno, en miligramos por litro de agua, sobre el eje vertical.

7. Taza de riego Esta variable incluye directamente en la cinética de lixiviación del mineral, al incrementarse la taza de riego la velocidad de disolución del oro es mayor, debido al ingreso de mayor cantidad de cianuro al mineral, sin embargo el contenido de oro en la solución es menor debido al efecto de dilución. Ocurre lo contrario a reducir la taza de riego, la velocidad de dilución es menor debido al menor ingreso de cianuro al mineral. Sin embargo la recuperación final en ambos casos es la misma. Efectos considerados en la cianuración de oro a. Efectos acelerantes La presencia de pequeñas cantidades de plomo, mercurio, bismuto y sales de talio, aceleran la disolución del oro. A partir de la determinación de potenciales de electrodo en soluciones cianuradas se ha encontrado que el oro realmente puede desplazar los iones de esos cuatro metales. DISEÑO DE PLANTAS II

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De ahí que la disolución rápida del oro en presencia de estos iones puede deberse a la alteración en la superficie del oro al mezclarse con estos metales desplazados

b. Efectos retardantes  CONSUMO DEL OXÍGENO EN LA SOLUCIÓN Cualquier reacción marginal que prive a la solución de cianuro del contenido de oxígeno, conducirá a una disminución de la cantidad de disolución. La pirrotita, se descompone en medio alcalino formando hidróxido ferroso y sulfuro de sodio: FeS + 2 OH- → Fe(OH)2 + S-2 En presencia de oxígeno, el hidróxido ferroso es fácilmente oxidado a hidróxido férrico, 2 Fe(OH)2 + ½ O2 + H2O → 2 Fe(OH)3 Mientras que el ion sulfuro es parcialmente oxidado a tiosulfato, 2 S-2 + 2 O2 + H2O → S2O3-2 + 2 OHContribuyendo de esta manera al agotamiento del oxígeno de la solución. Los minerales de arsénico consumen oxígeno

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6 As2S2 + 3O2 → 2 As2O3 + 4 As2S3 

EL CIANURO LIBRE ES CONSUMIDO ADEMÁS POR LO SIGUIENTE

Formación de complejos al disolver minerales de cobre, zinc y hierro que están asociados en las menas de oro, consumen o agotan el contenido del ion CN-de la solución, Minerales sulfurados de hierro, tales como la pirita, marcasita y pirrotita. El orden de reactividad con el cianuro acuoso alcalino es: Pirrotita → Marcasita → Pirita La pirrotita se descompone del siguiente modo: FeS → Fe2 + S-2 Fe + 6 CN- → Fe(CN)6-4 Fe2 → Fe3 + eFe3 + 3 OH- → Fe(OH)3 2

En consecuencia, cuando la mena contiene considerable cantidad de pirrotita o marcasita, se recomienda pre-airear la pulpa antes de agregar el cianuro, con el fin de formar el Fe(OH)3 sobre la partícula, evitando la formación de ferrocianuros y ion sulfuro. Minerales de cobre, donde la mayoría de ellos, excepto la calcopirita, se lixivian rápidamente en soluciones de cianuro, formando una cadena de complejos con el ion Cu2. [Cu(CN)2]- → [Cu(CN)3]-2 → [Cu(CN)4]-3 Aquí vemos que 4 moles de cianuro se requieren para disolver un mol de cobre, razón principal del alto consumo de cianuro al usarlo como lixiviante. Reacción con la Calcosita: Cu2S + 6 CN- + H2O → 2 Cu(CN)3- - + HS- + OHReacción con la cuprita, Cu2O + 6 CN- + H2O → 2 Cu(CN)2- - + 2 OHReacción con la malaquita, 2CuCO3 + 8 NaCN → 2 Cu(CN)3- - + 2CO3- - + (CN)2 + 8Na+ (CN)2 + 2 NaOH → NaCNO+ NaCN + H2O Reacción con la covelita, DISEÑO DE PLANTAS II

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2 CuS + 8 NaCN → 2 Cu(CN)3- - + 2S - - + (CN)2 + 8Na+ Los minerales de arsénico consumen cianuro y retardan la lixiviación, a través de la reacción As2S3 + CN- → CNS- + AsS - - + S= La antimonita (Sb2S3) también presenta cualidades inhibidoras de la cianuración. 

CONSUMIDORES DE CIANURO Y OXÍGENO

El ion sulfuro inhibe fuertemente la disolución de oro, ya que se adsorbe fuertemente sobre la superficie de la partícula de oro, bajando la cinética, consume cianuro y oxígeno, según la reacción: 2 S- - + 2 CN- + ½ O2 + H2O → 2 CNS- + 2 OHPara remover este ion S- - a menudo se suele agregar sales de plomo para convertirlo en PbS insoluble. Tiosulfato y tiocianato. Los tiosulfatose forman por la descomposición de sulfuros y consumo de cianuro, 2 S2O3- - + 2 CN- + O2 → 2 CNS- + 2 SO4- Tiosulfato tiocianato El tiosulfato es disolvente del oro en presencia de ferrocianuro. El tiocianato (CNS-), se forma al reaccionar CN- con S- -, S, S2O3- - y disuelve oro. Los sulfuros de cobre solubles en cianuro consumen oxígeno. Cu2S + 6 CN- + ½ O2 + H2O → 2 Cu(CN)3- - + 2 OH- + S El ion Cu(CN)-- afecta la cianuración del oro y la cinética de extracción no es afectada si la razón CN-total en solución/Cu total disuelto se mantiene en un valor mayor a cuatro. Cationes metálicos. La presencia de Fe+2, Fe+3, Ni+2, Zn+2, Mn+2, etc. en la lixiviación causan consumo de cianuro, debido a la formación de complejos estables con el CN-. La cal precipita a estos iones, disminuyendo el consumo de cianuro. Ion calcio.

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Este ion que está presente por la cal y cuando se utiliza el Ca (CN)2 tiene un efecto inhibidor a pH mayor de 10,5, debido a la precipitación del peróxido de calcio sobre la superficie de la partícula de oro. El ion Ca +2 también reacciona con el ion SO4- - formando un sulfato insoluble. Un efecto positivo del ion Ca +2 es que floculan las lamas de sílice, las cuales están cargadas negativamente en pulpas alcalinas. Agentes acelerantes Los iones Pb+2, Bi+2, Hg+2, Tl+2, etc. son agentes acelerantes de la lixiviación, debido a que causan despasivamiento de las partículas de oro. Agentes oxidantes El KMnO4, NaClO, NaClO3 y el H2O2 a bajas concentraciones aceleran la cinética y oxidan el S- - y las materias orgánicas, pero en mayores concentraciones son pasivantes y destruyen el ion CN-. Ejemplo la minera Yanacocha

3.4. Dimensionamiento de pilas de lixiviación Datos de diseño

Tonelaje

: 30 TMS

Ley Recuperación

: 1 g/tn : 80%

Altura de la pila (h)

: 1 (m)

Relación largo/ancho (m)

:1

Densidad del mineral

: 2.7 (ton/m3) DISEÑO DE PLANTAS II

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Tiempo del ciclo de lixiviación

: 30 días

Angulo de reposo del mineral

: 40

La pila a dimensionar es de base cuadrada del tipo permanentes y estática. B

a

b El volumen de una pila de base rectangular, está dado por: V 

h * 2 * A  a  * B  2 * a  A * b  6

Donde:

B  n* A a  A

2*h tan

b  B

2*h tan

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Reemplazando se obtiene:

V

h  2*h  4*h   2 * h   *  3 * A   * B  3* A  * B   6  tan  tan   tan  

Considerado que B=n*A, se tiene:

  V   h h2  n  1   4 A  *   * A   * 2  0  tan  n    3 n * tan    h * n  2

Reemplazando los valores:   1833348   8 82  3  1   4 A2   *  * A   *  2 0  tan 40  3    3 3 * tan 40  1.762 * 8 * 3 

A2 - 12.71A-39372.2=0 Resolviendo la ecuación cuadrática se tiene:

A=214.6 m A=-201.9m Por lo tanto el ancho de la pila de lixiviación, considerando que esta fuese una sola pila grande es de 211.2m, y las otras dimensiones son:

B  n * A  3*214.6 = 643.8m a  A

2*h 2 *8 = 195.5m  214.6  tan tan 40

b  B

2*h 2 *8  643.8   624.7m tan tan 40

 Dimensionamiento del piso radier. DISEÑO DE PLANTAS II

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Para este tipo de dimensionamiento, se realiza en función del número de las pilas que se emplearon y de la superficie que estas cubren. El terreno tiene como característica ser compactado y nivelado con pendientes entre 0.5 – 1%; sobre esta se colocará una capa de material fino harneado de 30cm. de espesor, cuyo fin es proteger la carpeta impermeable de incrustaciones de materiales, piedras desde el piso hacia la parte superior, sobre esta capa de material se colocará la carpeta de polietileno de alta densidad (1.5 a 2 mm. de espesor).

Estructura del piso.

40 cm de ripio harneado 30 cm de arena carpeta 30 cm de arena

Con el objeto de proteger la carpeta de polietileno de incrustaciones, se colocará una segunda capa de 30 cm. De espesor de material fino, quedando la carpeta protegida por ambas superficies, sobre la segunda capa de material particularmente fino se coloca una capa de áridos de 40 cm. De espesor, lo cual la protegerá y además servirá como medio de drenaje de las soluciones lixiviadas.  Dimensionamiento de la carpeta.

Para efectos de dimensionamiento de la carpeta, se utiliza las dimensiones de la pila completa.

Dimensiones de la pila.

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66 m. A; ancho = 222 m.

Dimensionc arpeta   A  3 * B  3

Dimensionc arpeta  222  3 * 666  3 Dimensionc arpeta  150525m 2

 Dimensionamiento del sistema de riego.

Durante 30 días se riega con una solución semicargada (solución intermedia), el material aglomerado y dispuesto en las pilas. Posteriormente durante 13 días el mineral será regado con una solución de refino, el cual proviene de la etapa de extracción por solvente. Se determinará el diámetro de los conductos matrices que transportaran las soluciones semicargada, para el riego durante 30 días y de 13 para el transporte de las soluciones de refino. Determinación del área de riego.

 A  a  * B ,  b,  Área de riego está dada por = 4

Dimensiones de las subpilas.

b ,=129.4 m. B, = 133.2 m

áreaderiego 

222  203 * 133.2  129.4 4

Área de riego =27901.2 m2.  Riego con solución de refino. La expresión del caudal que riega con solución de refino, está dada por:

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Q  TR * AR

TR ; tasa de riego = 19.8 ((l/h)/m2) AR ; área de riego (m2).

Reemplazando los valores se tiene:

 l  l  Q  19.8 2  * 27901.2m 2  552444.7   hm   h

3  m3  1h  l  1m Q  552444.7   * *  0.153   h  1000l 3600s  s 

Por efectos de pérdida al caudal calculado se le suma un 10%.

Q  Q  10%  m3   Q  0.169  s 

Por lo tanto, se determinará el diámetro de los ductos que tienen como función transportar la solución intermedia para el riego de las subpilas. diámetrodelducto 

4*Q  *v

v; velocidad de riego = 1.3 m/s

Por lo tanto, se tiene que el diámetro del ducto.

diámetrodelducto 

4 * 0.169  0.165m .  * 1 .3

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Riego con solución intermedia.

Área de riego = 27901.2 m2*3 Area de riego = 83703.6 m2

Caudal que riega la solución intermedia, viene dado por:

 m3   l  2 Q  19.8 * 83703 . 6 m  0 . 46   2   hm   s 

Q  Q  10%  m3  Q  0.506   s 

Por lo tanto el diámetro del ducto que transporta la solución intermedia es el siguiente.

diámetrodelducto 

4 * 0.506  0.704m .  * 1 .3

Determinación del diámetro de las líneas de riego, caudal por cada línea, diámetro de cada línea.

Númerodelíneaderiego 

b, alcanceaspersor

Los aspersores utilizados tienen un alcance de 5metros de radio. DISEÑO DE PLANTAS II

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Númerodelíneaderiego 

129.4  12.9  13 10

Por cada subpila, se tiene 13 líneas de riego y el total para toda la pila es de 65 líneas. Caudal por cada línea.

Caudalporlínea 

 m3  caudaldelducto 0.169   0.013  Númerodelíneas 13  s 

diámetrodelaslíneasderiego 

4 * 0013  0.112m .  * 1.3

Los ductos por líneas, se unen al ducto matriz que tiene como función distribuir la solución de regadío hacia los aspersores que se encuentran sobre la pila, los aspersores están ubicados a una distancia de 10 metros.  Dimensionamiento de los aspersores

El flujo o goteo del aspersor debe cumplir con la función de no provocar la generación de finos, causado por el desglosamiento de los aglomerados, es por ello que el aspersor debe tener un riego uniforme y el goteo no debe verse afectado por condiciones adversas.

Númerodeas persoresporsubpila 

áreaderiego áreadealcanceasperso r

áreadealcanceasperso r   * r 2   * 52  78.54m 2

Númerodeaspersoresporsubpila 

Y el número de aspersores totales=1776

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27901.2  355 78.54

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Cantidad de aspersores por cada línea en una subpila.

aspersoresporlínea 

aspersoresporsubpila 355   27.3  28 Númerodelíneas 13

 Sistema de drenaje de soluciones.

Para el dimensionamiento del sistema de drenaje, se hace uso del aprovechamiento de la pendiente del piso y el grado de percolación presente en el aglomerado. La salida de la solución lixiviante es evacuar a través de conductos de drenaje, ubicados en el interior de la pila, estos ductos descargan las soluciones hacia las canaletas de recolección de soluciones. El caudal que sale por la canaleta de recolección es el 66 % del caudal que ingresa al riego

Por cada subpila se tiene. Caudal total

= 0.169m3/s

Ancho subpila

=133.2 m

Velocidad de drenaje =1.2 m/s

Númeroducto 

B, 133.2   66.6 separaciónlínea 2

Número de ducto =67 Caudal total que sale por la canaleta de recolección, viene dado por

 m3   m3  Q  0.169  * 0.66  0.11   s   s  DISEÑO DE PLANTAS II

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Caudal por ducto =

 m3  Q 0.11   1.66 *103   Númeroducto 67  s 

diámetrodelducto 

4 *1.66 *103  0.4m.  4.2cm.  *1.2

Cantidad total de conductos =335

Dimensionamiento de canaletas de recolección.

Las canaletas de recolección cumplen la función de recolección de soluciones lixiviadas y se encuentran inmersa al revestimiento impermeable de la pila. La pendiente característica de la canaleta es del orden de 0.5 – 1% hacia el punto de recolección.

La canaleta de recolección se ubica a 0.5 metros de la pila, al costado de la misma. Razón óptima para obtener un valor máximo de área.

y 1  b 2

y con K, =0.35

c

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b

y

y=c

K, 

Q* N m * b8 / 3

m ; pendiente = 1% N; coeficiente de rugosidad = 0.015 Q; caudal de drenaje = 0.11*5 = 0.55 m3/s.

Despejando b tenemos que:

 Q* N  b ,  m*K 

 0.55 * 0.015  b   0.01 * 0.35 

3/8

3/8

 0.581m

y 1   y  c  0.29m 0.581 2

Las otras 2 canaletas (solución rica e intermedia) son de

idénticas

características

Para el cálculo del caudal de solución rica real obtenido se determina en base a los kgAu/h, obtenido y a las concentraciones de refino, solución rica.

DISEÑO DE PLANTAS II

DISEEÑO DE DIMENSIONAMIENTO DE UNA PLANTA HIDROMETALURGIA

kgAu 1día 1000 kg  ton  1año  kgAu   79680 .6 * * *  9222 .3  h  año  360 dias 24 horas 1ton  h  Solución rica (PLS) = 6.93 g/l Solución refino (RF) = 0.43 g/l

QSR 

kAu / h PLS   RF 

 m3   m3  9222.3 QSR   1418.8   0.39  6.93  0.43 h   s 

 Dimensionamiento de estanques de proceso

Es necesario para efectos de dimensionamiento describir los estanques necesarios para nuestro sistema. -

1 estanque de solución rica.

-

1 estanque de solución intermedia.

-

1 estanque de agua.

-

1 estanque desarenador.

-

1 estanque de refino

-

1 estanque de ácido

 Estanque de solución rica.

La forma del estanque es tronco piramidal invertido, directamente excavado en terreno, revestido de un mineral impermeable, en forme similar al empleados en las pilas.

H DISEÑO DE PLANTAS II

DISEEÑO DE DIMENSIONAMIENTO DE UNA PLANTA HIDROMETALURGIA

I

Volumen del estanque esta dado por

V 

TR * aéraderiego * 24 1000

TR; tasa de riego = 19.8 ((l/h)/m2) Área de riego

= 27901.2 m2*3 = 83703.6 m2

V 

 m3  19.8 * 83703.6 * 24  39775.95  1000  día 

La base del estanque es de forma cuadrada y sus paredes presentan una inclinación de 45

 V  L  0.84 *    0.083 

1/ 3

 V  I  0.454 *    0.083 

1/ 3

 V  H  0.193 *    0.083 

1/ 3

 39775.95   L  0.84   0.083 

1/ 3

 39775.95   I  0.454   0.083 

 65.73m

1/ 3

 39775.95   H  0.454   0.083 

La superficie de revestimiento está dada por.

 V  S    0.083 

2/3

DISEÑO DE PLANTAS II

 20%

 35.52m

1/ 3

 15.1m

DISEEÑO DE DIMENSIONAMIENTO DE UNA PLANTA HIDROMETALURGIA

El 20% corresponde a la superficie de anclajes superiores y bordes Reemplazando se tiene:

 39775.98  S    0.083 

2/3

S = 6123.9 m2

S +20% = 7348.68 m2

 Estanques de solución intermedia.

Es de idénticas dimensiones que el estanque de solución rica.

 Estanque de agua de proceso. El estanque de agua de proceso debe cumplir con la función de abastecer de agua, por un tiempo no inferior a 1 día , para nuestro caso se hace para dos días y se considera un requerimiento de un 10% de solución de regadío (caudal de refino) más la cantidad de agua que se adiciona al tambor aglomerador. Para regadío.

 m3   m3   m3   * 10%  0.0169   60.84  Q  0.169  s   s   h 

 m3   m3  Q  1460.16  2920 . 3     día   2días  DISEÑO DE PLANTAS II

DISEEÑO DE DIMENSIONAMIENTO DE UNA PLANTA HIDROMETALURGIA

Para el tambor aglomerador.  m3   m3   m3  Q  27.78   666.72   1333.44   h   día   2días 

Capacidad total de estanque = 2920.3+1333.44=4253.74 (m 3/2 días).

Dimensiones del estanque (cilindro D = H).

 4 *V  D    

 4 * 4253.74  D    

1/ 3

1/ 3

 17.56m

Altura

H  D  10% H  17.56  10%  19.31m  Estanque desarenador. La función de este tipo de estanque es de recibir la solución desde las canaletas de recolección y alimentar (por rebalse) los estanques de proceso, decantando los sólidos en suspensión.

V  Q *T V; volumen (m3). Q; caudal de drenaje = 0.11 m3/s T; tiempo de residencia = 120 s

Reemplazando se tiene DISEÑO DE PLANTAS II

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V  0.11 * 120  13.2m 3

El volumen del estanque considera la siguiente expresión.

V  a *b* h

; y además

a =3*b

yh=b

V  3 * b3 por lo tanto, se tiene:

b

3

V 3

b

3

13.2  1.638m 3

a = 4.91 m. b = 1.64 m. H = 1.64m. El estanque en su interior contiene tres placas cuyo alto es: altodelaplaca 

b*2 2  1.638 *  1.09m. 3 3

Y la distancia entre ellas: separación 

l arg o 4.91   0.98m. 5 5

El estanque se encuentra protegido de plástico, y la superficie de plástico requerido va a ser igual al total de las caras interiores más las placas estabilizadoras de flujo.

Plásticorequerido  a * b * 2  h * b * 2  a * b  6 * 2 * b * h Plásticorequerido  4.91*1.64 * 2  1.64 *1.64 * 2  4.91*1.64  6 * 2 *1.64 *1.64 Plásticorequerido  61 .81m2

Se debe tener presente que para la evacuación de las solución será necesario dejar uno de los lados del estanques con una altura menor, adoptándose 5 cm. DISEÑO DE PLANTAS II

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Por lo tanto la altura H  1.64  0.05  1.59m

Conclusiones



Cada mineral tiene sus propias características mineralógicas por lo que se recomienda investigar el comportamiento metalúrgico en cada caso específico.



El tiempo de curado se inicia al mezclar el mineral con el aglomerante hasta que empieza la lixiviación.



Los costos por aglomeración fluctúan alrededor del 10% del costo total del proceso.



De todos los aglomerantes mencionados los que mejores resultados metalúrgicos han reportado son el cemento Portland II y la cal , en éste orden incrementando la recuperación de oro y disminuyendo el consumo de cianuro.



Una de las principales características distintivas de la lixiviación en pilas, es el pretratamiento de los minerales. Esta operación consiste generalmente en una trituración del mineral, a un alto grado de fineza al punto que resulta imposible su procesamiento posterior con las tecnologías existentes. La aglomeración de los finos en torno a las partículas mayores con agua y ácido sulfúrico concentrado permite elevar la resistencia del material mientras se mantiene una buena permeabilidad del lecho de mineral con el fin de alcanzar alturas de pilas adecuadas, mejorar los índices de recuperación de cobre y acortar los ciclos de lixiviación.



En síntesis, la combinación de alta trituración y buena permeabilidad es uno de los aspectos claves del proceso de lixiviación en pilas.

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Referencias 

Codelco

Norte,

Metallurgical

Balance

2003,

Hydrometalurgy

Management, 2003. 

Esteban

Domic

M.,

“Hidrometalurgia,

fundamentos,

procesos

y

aplicaciones”, Agosto 2001. 

Codelco Norte, Business and Development Plan, PND- 2004.



F. Tomic, J. Álvarez. Codelco Press Conference, Results January – December 2003.



Jorge Beckel, El proceso hidrometalúrgico de lixiviación en pilas y el desarrollo de la minería cuprífera, Red de Reestructuración y Competitividad, División de Desarrollo Productivo y Empresarial CEPAL, Santiago de Chile, mayo 2000.



Revista minería chilena, volumen 279, septiembre 2004.



http://www.iimp.org.pe/



http://www.codelcoeduca.cl/

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