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UNIVERSIDAD NACIONAL DE INGENIERIA FACULTAD DE INGENIERÍA GEOLÓGICA MINERA Y METALÚRGICA

RECUPERACIÓN DE ORO DE SOLUCIONES DILUIDAS CON CARBÓN ACTIVADO INFORME DE INGENIERÍA Para Optar el Título Profesional de: INGENIERO METALURGISTA PRESENTADO POR:

GILBERTO CARDOSO VASQUEZ

LIMA - PERU

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INTRODUCCION El presente Trabajo tiene por finalidad plantear una alternativa en la recuperación del oro de soluciones diluidas después del Proceso de Cianuración de Concentrados utilizando Carbón Activado como ultimo proceso de recuperación Con el fin de determinar los parámetros se corrieron una serie de pruebas a nivel laboratorio experimental Las pruebas fueron efectuadas para estimar la curva de equilibrio de adsorción y para deterntinar la velocidad de adsorción del oro en una pulpa lixiviada, esta etapa fue seguida de pruebas en contracorriente para evaluar los requerimientos de la concentración de carbón y probar una teoría de diseño cascada en desarrollo La curva de equilibrio de adsorción de oro estimado para un carbón (malla 6 x 16) como se muestra en los gráficos sirve como una linea limite debajo del cual el sistema Carbón en Pulpa debe operar Los datos fueron correlacionados por el método de los mínimos cuadrados y la linea recta cuya ecuación de la linea es, en unidades de gr de Au/ton de carbón C"'

=2.504 X 10 _, X q

.1.6 142

La ecuación es típica a la ecuación de .FREUNDLICH obtenida sobre pequeños rangos de concentración en una solución diluida La curva de adsorción proporciona una guía para el numero de etapas a ser usadas bajo condiciones especificas y para determinar el cálculo del tiempo de retención por etapas Después de obtener los resultados a nivel experimental se probaron a nivel piloto y a nivel industrial con los sólidos del último espesador y repulpados con el liquido que regresa de cancha de relaves con un ph de 10.2 y una fuerza de cianuro de 280 ppm de cianuro libre, se lograron carbones cargados hasta con 2Kg de oro / tonelada que por el método de alimentación en contracorriente se cosecha el carbón cargado Este proceso se utiliza generalmente para tratar grandes volúmenes de soluciones de baja concentración de oro y plata o generalmente para soluciones de cianuración que contienen oro La principal ventaja de este método de recuperación es de que se puede tratar mineral fino sin que se efectúe una separación mecánica de la solución cargada con oro del mineral lixiviado evitándose con esta técnica el costo de :filtración o el sistema de decantación a contracorriente. Debido a estas características el proceso · de carbón activado que presenta la mejor alternativa para recuperar el oro El carbón activado fabricado de la cáscara de coco tiene una superficie de alrededor de 1000 m / gramo y puede absorber hasta 30,000 ppm de oro de una solución de cianuro, dejando la solución agotada con un contenido de 0.05 ppm de oro . El carbón cargado es acumulado hasta completar un lote para realizar una campaña en la siguiente etapa de recuperación por Desorción en donde se ha logrado recuperaciones alrededor de 92 % en donde el carbón pobre de 80 gramos por tonelada es tamizado y el material sobre malla 1O es sometido a tratamiento de reactivación ácida.

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Este proceso es realizado calentando la solución eluyente a 90 ºC a una concentración de cianuro libre de 0.20% y a un pH de 11.5 , manteniendo una relación de liquido a sólido de 1:1.3 y un flujo de alimentación a la celda de 10 gpm La solución Rica producto de la Desorción es recuperado por Electrodeposición en una Celda con 9 cátodos y 1O ánodos utilizando lana de acero como cátodo trabajando a 1100 amperios, 4 voltios, a 55° de temperatura y una densidad de corriente de 1.3 amperios/dm2 obteniéndose una eficiencia de 95 % 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 ácido clorlúdrico o ácido nítrico de la superlicie 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 superlicie del carbón después del proceso, con este proceso logramos un 40% de limpieza de la superlicie completando el proceso con una regeneración térmica El objetivo de la regeneración térmica 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. a través de las siguientes etapas: Secado.- Que elimina sustancias absorbidas volátiles tales como alcoholes, a una temperatura de alrededor 200 ºC Vaporización.- La vaporización de las sustancias adsorbidas y también la descomposición de las sustancias volátiles a temperaturas entre 200º C y 500ºC Pirólisis.- de las sustancias adsorbidas y que no son volátiles las cuales resultan de la descomposición de residuos carbonáceos sobre la superlicie del carbón activado. No se realiza a temperaturas mayores a los 850. ºC y en una atmósfera controlada para evitar gratificación de los residuos pirolizados resultando una estructura parecida a la del carbón pero refractaria a la adsorción Oxidación Selectiva.- De los residuos pirolisados se produce entre 700ºC y 900º C por vapor de C02 o cualquier agente oxidante Durante la oxidación selectiva podóa ser dificultosa remover los residuos sin causar daño a la estructura del carbón activado. La Regeneración Térmica no involucra oxidación directa de los residuos pirolisados con oxigeno. al contrario la atmósfera de esta zona debe ser controlada y ausente de oxigeno El carbón regenerado es alimentado al circuito cumpliendo con las condiciones de operación como son la densidad de carbón entre los rangos de 20 a 30 gramos de carbón por litro de pulpa En el presente trabajo se incluye los costos de operación por etapas los que nos han servido para poder optimizar el proceso, que a continuación detallamos

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Costo en el proceso en mina de Desorción = 0.701 $/kilo de carbón, Reactivación ácida = 0.118$/kilo de carbón, Reactivación Térmica = 0.332 $/kilo de carbón en donde el carbón para una nueva etapa nos cuesta 1.15 $/kilo de carbón El carbón de cascara de coco se puede emplear hasta seis veces su rotación logrando resultados satisfactorios en nuestro proceso. En el trabajo se esta considerando la forma como se destruye el cianuro de la solución remanente que no es empleado en el proceso de carbón En los últimos años el tratamiento de efluentes conteniendo cianuro y metales pesados, esta siendo ampliamente estudiado y evaluado Generalmente los efluentes líquidos de cianuración de sulfuros a pH arriba de 1O + + + + + +2 presentan los siguientes iones en solución: Au , Au 3 ,Ag , zn 2, Pb , Na , + + NaCN, CN,Ca 2,s-scN,W,Fe+2,Fe+3,Cu ,cu+2,AsH_y otros elementos de acuerdo a la mineralogía A nivel industrial utilizamos en una primera etapa con peróxido de hidrogeno hasta tener valores alrededor de 60ppm y posteriormente con sulfato ferroso hasta 1 ppm entonces para neutralizar un volumen determinado en planta es de: (O. 76 + .36 US$/ m3 >= 1.12 US$/ m3

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INDICE GENERAL CAPITULO I ASPECTOS GENERALES 1.- Ocurrencia del oro 2.- Propiedades fisicas y químicas 3.- Química acuosa del oro 4.-Disolución del oro 5.- Cianuración del oro 5.1.-Fundamentos de la Cianuración del oro 5.2.-Efectos de la Cianuración del oro 6.- Producción de oro en el Mundo 7.- Variación de Precios 8.- Principales productores de oro en el Mundo 9.- Principales aplicaciones del oro CAPITULOII EL CARBÓN ACTIVADO 1.- Carbón Activado 2.- Propiedades 3.- Propiedades Físicas 4.- Propiedades Químicas 5.- Manufactura y Activación 6.-Factibilidad de su Producción 6.1.-Equipo empleado 6.2.-Resultados 6.3.- Conclusiones 6.4.- Características para su selección CAPITULO 111 ADSORCIÓN SOBRE CARBÓN ACTIVADO 1.-Definición 2.- Mecanismo 3.- Modelo Dual de la Velocidad de Adsorción 4.- Condiciones de Operación del proceso en Planta 5.- Objetivo del Proceso en Planta 6.-Factores que afecta la carga de aurocianuro en el carbón 6.1.- Agitación 6.,2.-pH de la pulpa, Carga ionico , y Temperatura 7.- Método del Cargado de Carbón 7.1.-Diseño del Sistema de capa fluidizada 7.2.-Diseño de la Columna de Carbón

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CAPITULO IV PARAMETROS DE DISEÑO EN UN PROCESO DE ADSORCIÓN

!.-Resumen II.- Metodología 1- Condiciones de operación 2.-Resultados experimentales 2.1.- Determinación de la velocidad de adsorción 3.-Curva de equilibrio de adsorción del oro sobre el carbón 4.-Pruebas en contracorriente para un diseño de cascada 5.-Aspectos teóricos del diseño de cascada 6.-Estimacion del tiempo de retención del carbón en b�tch 7.- Calculo del coeficiente de transferencia de masa u 8.- Calculo de la concentración de carbón 9.- Operación de pruebas batch en contracorriente 10.-Pruebas piloto laboratorio con carbón (6 x 16) mallas 10.1-Diseño en cascada en planta piloto de laboratorio 10.2-Estimacion del tiempo de retención del carbón en la etapa piloto 10.3-Calculo de las concentraciones de carbón en la etapa piloto 10.4- Operación en planta piloto 11.- Dimensionamiento del equipo 11.1.-Dimensiones del agitador 11.2.-Dimensiones del sistema de agitación 12.- Conclusiones ' CAPITULO V DESORCION O ELUCION

1.- Definición 2.- Efectos fisico y químicos 2.1.-Tempeatura 2.2.-Concentración del Cianuro 2.3.- Concentración Ionica,pH 2.4.-Solvente Orgánico 2.5.-Flujo de Solución 2.6.-Coeficiente de Transporte 2.7.-Concentración de oro en la solución 2.8.-Descom[posición del cianuro 3.- Cinética de Elución 4.-Fines y objetivos del proceso de Desorción 5.-Factores del proceso de Desorción 6.-Principales procesos de Desorción 6.1.-Proceso atmosférico zadra 6.2.-Proceso de reextracion con alcohol 6.3.-Proceso de reextracion a alta presión 6.4.-Proceso anglo americano (aarl) 7.-Dimencionamiento del equipo

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8.-Parametros de operación en desordeno 8.1.-Distribucion de la solución 8.2.-Distribucion de carga de carbón 8.3.-Balance metalúrgico 8.4.-Consumo de energía 8.4.1.-Motor del soplador 8.4.2.-Motor de la bomba de recirculación 8.5.-Consumo de reactivos 8.6.-Equipos de control 9.-Resultados de un proceso de Desorción a nivel de planta CAPITULO VI ELECTRODEPOSICION l.- Definición 2.-Diseño de celda 3.-Condiciones 4.-Factores en el proceso 4.1. -Temperatura 4.2.-ph 4.3.-Concentracion de cianuro 4.4.-Efecto de otras especies en la solución 4.5.-Hidrodinamica del electrolito 4.6.-Area superficial del cátodo 4.7.-Velocidad de flujo 5.-Concentracion del oro 6.-Oro depositado 7.-Fundamentos de la Electrodeposición 8.-Tamaño de celda 9.-Reacciones químicas 9.1.-Reacción catódica del oro 9.2.-Reacción de oxigeno y agua 9.3.-Reacciónes catódicas 10.-Aspectos eléctricos en el diseño de una celda 10.1.-Equipos eléctricos a. - Rectificador / transformador a. l.-Corriente continua a.2.-Densidad de-corriente de operación a.3.-Corriente de la celda y eficiencia de la corriente a.4.-Corriente máxima de-diseño del rectificador a.5.-Estimacion del-voltaje a.6.-Componentes del voltaje de celda electrolítica b.- Barras conductoras c.- Desconectadores d. - Fuentes de energía e.- Consideraciones económicas 11.-Aplicaciones en el proceso electrolito

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11.1.-Calculo de la cantidad de oro a ser recuperado 11.2.-Calculo de la corriente necesaria 11.3.-Calculo del flujo inicial a la celda 11.4.-Calculo de las dimensiones mínimas de una caja catódica 11.5.-Calculo del tamaño y optimización de una celda 12.-Parametros de operación en planta 12.1.-Parametros de operación 12.2.-Balance metalúrgico 12.3.-Resultado final del precipitado 12.4.-Resultado en solución final 12.5.-Consumo de energía 13.-Descripcion de equipos 13.2.- Soplador 13.3.-Bomba de reciclo de solución barren 13.4.-Bomba de sumidero 13.5.-Balance de energía CAPITULO VII CARBON ACTIVADO SUCIO 1.-Cuando ocurre la suciedad del carbón 2.-Maneras de contrarrestar la suciedad del carbón 3. -Contaminantes inorgánicos 4.-Remocion de los contaminantes inorgánicos 4.1.-Reactivos empleados en la reactivación 4.1.1-Acido clorhídrico 4.1.2-Acido nítrico 5.-Tratamiento químico 5.1.-Condiciones de operación en planta 5.2.-Dosificacion de ácido 5.3.-Ensaye del carbón inicial 5.4.-Resultados de la reactivación en la solución 5.5.-Ensaye del Carbón Final: 5.6.-Balance de Elementos 6.-Contaminantes orgánicos 7.-Remocion del orgánico 8.-Reactivacion 9.-Resultados metalúrgicos de la reactivación 9.1.-Pruebas comparativas de adsorción de carbón 9.2.-Prueba comparativa de adsorción de oro 9.3.-Prueba comparativa de adsorción de plata 9.4.-Prueba comparativa de adsorción de cobre 9.5.-Prueba comparativa de adsorción de fierro 9.5.-Prueba comparativa de adsorción de plomo 9.5.-Prueba comparativa de adsorción de antimonio 10.-Prueba comparativa de reactivación entre Hcl y sulfato de cobre 10.1.--Objetivos:

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10.2.-Parte experimental 10.3.-Resultados experimentales 10.3,1.-Pruebas de reactivación 10.3.2.- Pruebas de adsorción 10.4.- Costo del proceso de reactivación ácida 10.3.-Conclusiones: CAPITULO VIII REGENERACIÓN TERMICA 1.- Objetivo 2.- Principios de la regeneración 3.- Etapas de la Regeneración 3. l.-Secado.3.2.-Vaporizacion. 3.3.- Pirólisis.3.4.- Oxidación selectiva 4.- Atmósfera del Horno 5.-Constituyentes Inorgánicos 6.-Temperatura y Tiempo de Residencia ?.-Temperatura del Carbón 8.- Horno Rotatorio 8.1.-De:finicion 8.2.-Grado de llenado 8.3.-Zonas del Horno Rotatorio 8.4.-Dilatacion Térmica del Horno Rotatorio 9.-Tiempo de Retención del Carbón 1O.-Apagado 11.-Horno de Regeneración Rintoult 12.-Costo de Reactivación Térmica a nivel de Planta 13.-Concluciones CAPITULO IX

·1

PROCESO DE DESTRUCCION DEL CIANURO DE LOS EFLUENTES CIANURACION 1.-De:finicion 2.-Procesos de Destrucción del Cianuro 3.-Descripcion del procesos utilizado en planta 3.1.-Procesos de destrucción del cianuro con peróxido de hidrogeno 3.2.-Procesos de destrucción del cianuro con sulfato ferroso 4.-Parte experimental 4.1.-Condiciones de operación 4.2.-Cinetica de eliminación del cianuro mediante el sistema H2O2 4.3.-Cinetica de eliminación del cianuro mediante el sistema FeSO4 7H2O 5.-Costo de tratamiento en la neutralización de efluentes líquidos 6. -Conclusiones

I

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CAPITULO

X

ANALISIS ECONOMICO DEL PROCESO

·I

l.- Consideraciones de Demanda y Tamaño de Planta 2. - Estimación de la inversión 2.1. - Capital fijo 2.1.1.- Costo del Equipo. 2.1.2.- Costo de Instalación del Equipo. 2.1.3.- Capital de Trabajo 2.1.4.- Calculo de los costos de Producción 2.1.5.- Calculo de los fugresos 3.-Valorización de los Productos 4.-Precio de Venta 5 .-Evaluación del Proyecto 5.1.- Costos Fijos .5.2 Costo Variables: 5.3.- Valor de Ventas;

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CAPITULO I

ASPECTOS FUNDAMENTALES DEL PROCESO 1.-0CURRENCIA DEL ORO El oro , ampliamente esparcido en la naturalez.a, es encontrado generalmente en pequeñas cantidades Se le ha detectado en una gran cantidad de materiales tales como granito , carbón , caliz.a arcilla , rocas ácidas, y agua de mar El oro se encuentra frecuentemente en depósitos de minerales básicos, especialmente en minerales sulfurados de cobre El oro no se presenta como un sulfuro u otro compuesto (excepto el caso de los teluros) Sin embargo , se encuentra en forma de oro nativo en la superficie o diseminado a travéz de la matriz de otras partículas de mineral El oro se presenta en muchos y variados ambientes geológicos que pueden ser agrupados en siete grandes categorias (Henley 1975): oro en cuarzo , depósitos epitermales , placeres jóvenes , placeres fósiles , depósitos de oro desiminado , oro como su producto, y oro en agua de mar A.- Minerales de oro nativo : Estos son minerales en los cuales el oro esta en estado elemental y no esta atrapado en sulfuros y otros minerales Una vez liberados estas partículas de oro mediante un proceso de molienda ,el oro, que posee tamaños relativamente gruesos es recuperado por diferentes aparatos de recuperación gravitacional .La amalgamación fue utiliz.ado en el pasado B.- Oro Asociado con sulfuros.- El oro ocurre en dos formas , en estado libre o y desiminado en sulfuros La pirita es encontrada en la mayoria de los minerales de oro . También es muy frecuente obseivar pirrotita, Arsenopirita , calcopirita, estibinita, y otros sulfuros La pirita es relativamente estable en soluciones cianuradas ,pero en presencia de pirrotita el consumo de cianuro se ve aumentado considerablemente (debido a la descomposición de los sulfuros) El oro se encuentra presente en piritas auríferas en las cuales el oro está a menudo finamente desiminado en la matriz de la pirita La pirita usualmente contiene oro, plata, cobre etc. como impurez.as en forma de finas inclusiones ,impurezas isomorficas o soluciones sólidas estas impurezas incrementan su valor Un aspecto interesante de la pirita es la presencia de azufre como elemento sobre su superficie formado de acuerdo a la reacción +-+ FeS + S FeS2 El azufre incrementa las propiedades de repelensia al agua de la pirita y colabora con su flotación

ll

El comportamiento de la pirita esta conectada íntimamente con la susceptibilidad de una oxidación rápida , cuando la pirita se oxida en presencia de agua se forma una película de hidróxido férrico Fe(OH)3 sobre la superficie Fe(OH)3 + 3H+ + e- +-+ Fe 2+ + 3 H2O C.- Teluros de Oro.- Estos son los únicos minerales de oro , aparte del oro metálico , que tienen importancia económica estos generalmente se encuentran con oro nativo o con sulfuros . A estos minerales pertenecen la calaverita , y krenerita , los cuales contienen alrededor de 40% de oro, y silvanita ( contiene plata) la que contiene alrededor de 25% de oro 2.-PROPIEDADES FISICAS Y QUIMICAS

Es un metal amarillo brillante por la luz reflejada , en láminas muy delgadas , es azul o verde Es el más dúctil y maleable que todos los metales En estado puro es demasiado blando para ser usado en joyeria y para acuñar monedas, por lo que se alea siempre para tales fines con la plata y el cobre Dureza .- En la escala de Mohs esta entre 2.5 a 3 las impurezas aumentan su dureza donde es mas blando que la plata y más duro que el estaño Gravedad Específica .- Con las impurezas es 15 gr/ce en su estado puro 19.3 gr/ce Fusibilidad .- Funde a 1,073ºC , hierve a 1,800 ºC, ,Volatilización a altas temperaturas generando un vapor rojizo el oro empieza a volatilizarse a 2,600 ºC en el vació Destilación.- A 300 amperios y 70 voltios y 6 minutos Disolución .- Es soluble en agua regia o cualquier que produzca cloro naciente Au + HNO3 + 4HCL +-+ 2H2O + NO + HAuCL3 Cristalización .- Cristaliza en el sistema cubico en la naturaleza se encuentra generalmente en forma de placas irregulares laminas o aglomerados Tenacidad.- 14.08 psi Elongasión .- 38 % Conductividad .- El oro tiene alta conductividad térmica (103) y eléctrica es de (73 a 21. 8 ºC) de a1ú su uso en la electrónica de carácter sofisticado Peso atómico .-196.97 3.-QUIMICA ACUOSA DEL ORO

Qtúmicamente hablando , el oro no se oxida a temperatura ambiente , y tampoco a temperaturas cercanas al rojo vivo Es insoluble en ácido sulfúrico , rútrico y clorlúdrico , pero se disuelve en soluciones que contiene cloro o bromo libre ,agua regia, y en soluciones de tiocianto , tiourea y tiosulfato La reacción con cloro a sido estudiada en más detalle , debido a su aplicación en la purificación del oro, Cianuros de potasio, sodio y calcio disuelven el oro formando complejos de cianuro El oro también es recuperable formando una amalgama Considerando la reacción del oro a temperatura ambiente , en una mezcla de aire, se podria sospechar que la oxidación del metal ocurriera de la siguiente forma Au cae> + eº Au +-+

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Donde el potencial dado por la ecuación de Nerst es E

=

+

2.303 RT nF

log [ aAn

Asumiendo que la actividad del metal Au es uno y la actividad de la especie disuelta Au+ es igual a su concentración molar Au + a 25 ºC esta ecuación puede ser expresada = E 1.67 + 0.0591 Log (Au+) 4.-DISOLUCION DEL ORO En su forma más simple, la reacción para disolución del oro metálico en una solución diluida de cianuro es: Au + 2CN � Au(CN) 2 + e Se obseiva que en la práctica que el oro no se disuelve sin aireación intensa ; consecuentemente, las siguientes reacciones han sido propuestas para la disolución del oro en soluciones diluidas de cianuro 4Au+ 8CN 2Au+ 4CN 2Au+ 4CN 2Au+ 4CN

+ 02 + 2H 20� + 2H 2º � + 2H 20 + 02 � � + 2H 2º

4Au(CN) 2 2Au(CN) 2 2Au(CN) 2 + 2Au(CN) 2

+ 40H (Elsner) + 20H + H2 (Jannin) 20H + H202 (Bodlaeder) + 20H

(Bodlaender )

De los datos obtenidos se calcularon los cambios de energía libre en las diferentes reacciones sugeridas Para la energía libre del ion aurocianuro , Au (CN)2 encontraron un valor de 69,064 calorías , con otros datos disponibles fueron calculados las constantes de equilibrio para las ecuaciones propuestas anteriormente. Para la ecuación de Elsner Para la ecuación de Jannin · Para la ecuación de Bodlaender

K = 10 66 K=l0 9,9 K = 10 66

10 12.1

Sus resultados demostraron que para la ecuación de Elsner , la reacción continua hasta su terminación , es decir, hasta que prácticamente todo el cianuro es consumido o todo el metal es disuelto. Consecuentemente, la ecuación de Elsner es la que realmente expresa la ecuación de disolución del oro en soluciones de cianuro o sea: 4Au(CN) 2 + 40H 4Au+ 8CN + 02 + 2H 20 Para la ecuación de Jannin , las constantes de equilibrio son tan desfavorables que la formación de hidrógeno puede considerarse imposible bajo condiciones normales. Para las ecuaciones de bodlaender , las constantes de equilibrio son favorables ; consecuentemente, las reacciones propuestas son posibles Barsky encontró que la máxima disolución del oro llega a ser de 3.25 mg/cm2/hora.

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5.- CIANURACION DEL ORO El oro fue uno de los primeros metales utilizados por el hombre. El oro nativo fue fácilmente reconocido debido a su color amarillento caracteristico cuando se encuentra en forma masiva y pura , y también por que era fácilmente trabajable utilizando técnicas de deformación muy simples. El oro nativo puede ser fácilmente recuperable por métodos sencillos de separación gravitacional basado en su alta densidad Sin embargo , la recuperación de oro :fino y oro asociado a otros minerales , ha sido desarrollado recientemente En 1846 Elsner estableció que el oro y la plata se disolvían en una solución de KCN solo en presencia de oxigeno de acuerdo a la siguiente ecuación � 4 NaAu(CN) 2 + 4NaOH 4 Au + 8 NaCN + 02 + 2H2O En 1889 Mac Artur establecieron la aplicación industrial del proceso de extracción de oro mediante una solució11- cianurada A partir de allí entonces el proceso de cianuración ha llegado a tener aplicación casi universal en la extracción del oro y la plata Laver y Wolf dan la relativa solubilidad de los minerales de cobre en soluciones de cianuro de sodio de 0.10% como sigue : Mineral Calcopirita Crisocola Tetraedrita Enargita Bornita Azurita Calcosina Cuprita Malaquita Cobre Metálico

% 8.2 15.70 43.70 75.1 99.0 100 100 100 100 100

En el caso del cobre metálico , la relación de cianuro consumido al cobre disuelto · varia de 1.84 : 1 En caso de la enargita y calcopirita las razones son 2.75 : 1 ,Y de 2.44 : 1 respectivamente La manera de reducir el consumo de cianuro en la presencia de minerales de cobre es usar soluciones diluidas en una concentración de 0.005 a 0.01% de cianuro de sodio 5.1.-FUNDAMENTOS DE LA CIANURACION DEL ORO Los cianuros más importantes que se usan en este procedimiento son : el de sodio y el de calcio .este último se expende en una forma impura que contiene cerca de 50 % NaCN equivalente. El de sodio se expende en varias concentraciones desde el 85% hasta el 98% de NaCN una solución de cianuro alcalino en agua se hidroliza como sigue

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NaCN +H20

HCN + NaOH La extensión hasta donde prosigue esta hidrólisis en las soluciones de cianuro comerciales en agua , depende principalmente de la cantidad de álcali libre en el cianuro Si este álcali libre es apreciable, entonces la descomposición del cianuro podria ser despreciable .En ausencia del álcali libre apreciable ,la hidrólisis puede retardarse mediante la adición de cal El ácido carbónico que es más fuerte que el cianhídrico descompone las soluciones de cianuro alcalinos , de acuerdo a la siguiente reacción química NaCN +H2C03

HCN + NaHC03 Esta reacción también puede evitarse con el uso de la cal 5.2.-EFECTOS EN LA CIANURACION DEL ORO 5.2.1.-EFECTOS DE LA ALCALINIDAD Las funciones del hidróxido de calcio en la cianuración son las siguientes 1. - Evitar las pérdidas de cianuro por hidrólisis 2.- Prevenir pérdidas de cianuro por la acción del anhídrido carbónico del aire 3.- Neutralizar los componentes ácidos tales como las sales ferrosas , férricas y el sulfato de magnesio en el agua que se alimenta a planta 4.- Descomponer los bicarbonatos del agua que se alimenta a planta antes de la cianuración 5.- Neutralizar la acidez de los constituyentes de la mena 6.- Neutralizar los componentes ácidos resultantes de la descomposición de los diferentes minerales de la mena en las soluciones de cianuro 7.- Facilitar el asentamiento de las partículas finas de modo que puedan separarse de la solución rica clara de la mena cianurada 8.- Mejorar la extracción cuando se trata de menas que contienen teluros , platas rojas o rocicler que se descomponen más rápidamente a una mayor alcalinidad la acción de la cal en la neutralización de los productos de descomposición se muestra en la siguiente ecuación H2 S04 +Ca O Ca O +C 02 5.2.2.-EFECTOS DE LA TEMPERATURA El aumento de la temperatura agiliza la actividad de la solución y consiguientemente acelera la velocidad del oro . Al mismo tiempo la cantidad de oxígeno en la solución disminuye por que la solubilidad de los gases decrece con el aumento de la temperatura 5.2.3.-EFECTOS DE LA CLARIFICACION La clarificación perfecta es probablemente el factor más importante la obtención de un precipitado limpio . Se debe eliminar todos los sólidos en suspención de la solución rica, aun aquellas suspenciones coloidales prácticamente invisibles a la vista

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En los procesos de Menil C rowe las soluciones deben ser muy clarificadas utilizando primeramente tanques clarificadores que minoran la turbidez desde 3 000ppm a 80 ppm que puede ser hasta tres etapas para luego ser filtra en filtros prensa que son más efectivos estos son diseñados de acuerdo al galonaje a precipitar En el sistema de clarificación se usan como ayuda filtrante la diatomita (celite) como el proceso consiste en preparar una pre- capa y después se va adicionando por goteo en una proporción de 2 gramos por metro cubico de solución El control de turbidez se realiza atravéz de un aparato denominado Turbidimetro controla la solución que alimentará a la torre de vacío en NTIJ (unidad Numunometrica de turbidez), que para una buena precipitación debemos mantenerlo en6NTU 5.2.4.-EFECTO DEL OXIGENO El uso del oxígeno o un agente oxidante es esencial para la disolución del oro bajo condiciones normales de cianuración. Barsky , Swainson, y hedley , determinaron la velocidad de disolución del oro en soluciones de 0.10%NaCN usando nitrógeno, oxígeno y mezcla de ambos Las pruebas se efectuaron sobre 100cc de solución de cianuro y a 25 ºC de temperatura y con iguales volúmenes de gas para cada prueba .a continuación la tabla Disolución del oro (mg/cm2/hora) Oxígeno% 0.04 o 1. 03 9.6 2.36 20.9 7.62 60.1 12.62 99.5 5.2.5.-EFECTO DEL CONCENTRACION DEL CIANURO La rapidez de disolución del oro en las soluciones de cianuro, alcanza un máximo pasando de soluciones concentradas a diluidas White encontró que la velocidad máxima de disolución es cuando la concentración 'de la elución es de 0.020% de NaCN y cuando dicha solución esta saturada con oxígeno Para los casos de concentrados de flotación se logra una buena disolución de oro ,en rangos de cianuro libre sobre 0.10 % , esto equivale a un consumo de 3 Kgr/Tonelada de concentrado o 3 40 gramos por tonelada de mineral de cabeza.

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6- PRINCIPALES APLICACIONES DEL ORO APLICACIÓN JOYERIA MEDALLAS MONEDAS INDUSTRIAL TESORO BARRAS ELECTRONICA ODONTOLOGIA TESORO BARRAS ELECTRONICA ODONTOLOGIA

% 67 1

5

2 18 2 5 18 2

5

100

APLICAC�NESDELORO

80 .. .. -······ ..... · ··-· .. .... .... .. · .... · ..... -····· ... · ... · ........... ··- · .. . .... -····· ··- · ..... . ·· ······

70

4-----------------------,

60 -1--�ir----------------------, 50 -1-----\---------------------:

� 40

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30 -1----...\----------------20 -1---- --\---------------------< 10 -1-----.\---------,,,,.�-�=------

o 1--�--==��::::;:::::::1ir::__,-----.--.:::it:::::::;:��

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7.-PRODUCCION DE ORO EN EL MUNDO

AÑO 1960 1965 1970 1975 1976 1977 1978 1979 1980 1981 1982 1983 1984 1985 1986 1987 1988 1989 1990

TONELADAS 1000 1250 1260 900 900 850 850 850 900 900 1100 1220 1230 1240 1260 1270 1600 1700 1720

PRODUCCION DE ORO EN EL MUNDO

1960 1965 1970 1975 1976 1977 1978 1979 1980 1981 1982 1983 1984 1985 1986 1987 1988 1989 1990

AÑOS

18

8.- VARIACION DE PRECIOS DE ORO EN EL MUNDO AÑO

US$/ONZA MOD

1960 1965 1970 1975 1976 1977 1978 1979 1980 1981 1982 1983 1984 1985 1986 1987 1988 1989 1990

23 25 30 170 120 160 190 300 600 450 380 405 370 310 370 440 430 380 390

VARACION [EL PRBlO [ECR) 6(X)

o

........·--··-·- -··-·

¡

.... Nco Mco co co co r--co coco a,co oa, co r-- r-- r-a, a, a, a, a, a, a, .... .... .... .... .... .... .... .... .... .... .... a,.... a,.... a,.... a,.... ....a, .... a,.... a,....

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19

9.- PRINCIPALES PRODUCTORES DE ORO EN EL MUNDO PAIS

%PROD.

30 14 12 10

SUD AFRICA USSR USA CANADA AUSTRALIA BRASIL CHINA FILIPINAS PNG OTROS

9

6 5

100

2 2 10

PPJSES PRODUCTORES(%) 35 30 25 :z

o u u e o

20

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10

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•%PROD.

15

5

11

o

PAISES

11

20

10.- CIRCUITO DE CARBON EN EL CIRCUITO GENERAL DE PLANTA

1 TRITURACION

1

:¿___s;: FLOTACION

REMOLIENDA

SEP - LIQ/SOLID

AGITADOR

-=:::!__J::,-

SOLUCION RICA

CIP-1

-=:::!__J::,CIP-2

D

PRECIPITADO

�

[

CANCHA RELAVE

l

21 CAPITULO

11

EL CARBON ACTIVADO 1.-DEFINICION El Carbón Activado no viene a ser sino un Carbón con una gran área superficial , al cual se le ha eliminado las sustancias volátiles y destruido algunos enlaces moleculares débiles a través de un tratamiento Pirometalúrgico. El carbón es una sustancia interesante y singular.El hecho es que tiene la propiedad de adsorber el oro y la plata a partir de soluciones hasta el grado de 7% de su peso en oro y 3% de su peso en plata sin mostrar el más ligero cambio en su apariencia,aun bajo el este con un misterio que tiene gran interés para los metalurgistas Hasta ahora con la cantidad de datos disponibles gracias a varios invetigadores , mucho resta por aprender Estas afirmaciones hechas hasta 1927 también es aplicable actualmente,debido a la complejidad de carácter fisico y químico del carbón activado Para óptimizar la performance metalúrgica de un proceso que usa carbón activado para recuperar oro y plata,algunos comprenden lo que involucra y a veces una química compleja es muy necesario _ Esta .filosofia será aplicado no solo a procesos de adsorción y elución sino también a la regeneración efectiva del carbón para su uso repetido En muchos casos el carbón activado es un único material con propiedades ·no poseídas por otra clase de sustancias orgánicas desde que el carbón activado contiene considerable cantidad de nitrógeno y oxigeno es esencial considerar al carbón como un polímero orgánico en que tiene un arrea excepcionalmente grande y es un buen conductor de la electricidad Fue introducido como adsorbente de oro y plata por los añosl,880 Johnson 1,894 patentó el uso del carbón para recuperar oro de soluciones cianuradas el que posteriormente se fundía para recuperar el oro y plata

2.-PROPIEDADES Las propiedades más importantes del Carbón Activado usado en la extracción del oro son: a.- Capacidad de Adsorción b.- Velocidad de Adsorción c. - Resistencia Mecánica y Resistencia al uso d.- Caracteósticas de Reactivación e.- Distribución del tamaño de Partículas

3.-PROPIDADES FISICAS El carbón activado puede ser obtenido calentando virtualmente algún material carbonaceo en una atmósfera medianamente oxidante De los estudios realizados con difracción de rayos - X se considera para el carbón dos estructuras básicas:

22 A.- Pequeñas regiones del elemento cristalino compensadas con el elemento paralelo de un átomo hexagonal B.- Un desorden cruz - enlace , red de enlace de carboniz.ación de hexágono carbón el cual es más pronunciado en formación de carbón de materiales de alto contenido de oxigeno. Comúnmente citamos direcciones para elementos cristalizados que dependen de la temperatura para variaciones típicas en los rangos de 9 a 12 º A de alto y de 20 a 23 °A de ancho. De estos valores podemos estimar que la estructura cristalina son aproximadamente de 3 capas de alto y con un ancho equivalente del diámetro del hexágono de una carbón de mina. El proceso de activación genera un extremo largo de área superficial interna que es prácticamente infmito relativo a la superficie externa del carbón granular y en un rango amplio del tamaño y forma de poros La clasificación del tamaño de poros según Dubinin esta dado y esta basada en un cambio en el mecanismo de adsorción de gas por vapor para tamaño de poros Macroporos X . > 100 - 200 nm 1.6 .d:;;�;ú;útú+i.ci!PEíuittoj;

A.- Circuito de Adsorción Mixta B.- Inter etapas de Transferencia [Incluye Transferencia de Elución] C.- Elución [incluye Transferencia a Regeneración] D.- Regeneración [incluye el apagado y Tamaño por material]

= 40 =6 =7 = 47

Es una estimación del 41 % que se pierde en el sistema de Adsorción [ Adsorción­ Transferencia entre Etapas =46%] hasta el circuito final y solamente el 5% se recupera de las colas con un tamizado El carbón perdido en las colas del circuito de adsorción contiene oro ya que escapa por un tamaño pequeño n estudios realizados las pérdidas son distribuidas de la siguiente manera: influyendo en la eficiencia del circuito Las perdidas a nivel de Laboratorio se determinan según Finos de Carbón %

=

A - B x 100

e

Donde: Las perdidas a nivel de Laboratorio se determinan según A.- Es la masa de la membrana de filtro con finos de Carbón (gramos) B.- Es La masa de membrana de filtro (gramos) C.- Es la masa de la muestra de Carbón en seco (gramos) ( 50 gramos en la practica Al nivel de laboratorio se determino que la pérdida era de 37 gramos /tonelada de carbón y en la practica estamos entre 28 a 30 gramos /tonelada de carbón

31

CAPITULO N ° Ill

ADSORCION SOBRE CARBON ACTIVADO 1-DEFINICION El carbón activado fue introducido como adsorbente para la recuperación del oro y la plata. a partir de soluciones cianuradas (aprox.1880). La adsorción de cianuro de oro en una partícula porosa de carbón, involucra los fenómenos simultáneos de DIFUSION a través de poros y adsorción sobre LUGARES ACTIVOS o áreas del carbón que tienen afinidad por el oro y la plata (Davidson 1982,Dougall 1981) Una de las caracteristicas más importantes del carbón activado es su estructura porosa, una representación esquemática de la estructura del poro del carbón activado Fig Nº 1.-ESQUEMA DE UNA ESTRUCTURA DEL PORO DE CARBÓN ACTIVADO MACROPORO

..

•

.. .. ...........

,.,.,.,.,.,. ,.

¡O

MICR�PORO

o

PARA SOLVENrES

Aunque la estructura submicroscopica no esta bien determinadas asume que están compuestos de partículas amorfas distribuidos al azar para dar una red compleja de forma irregular. Los poros están definidos en dos clases de tamaños, Macroscopicos, son los que constituyen el 5% de la superficie activa, tienen de 1000 a 2000 ° A de diámetro, los microporos tienen de 10 a 20 ° A de diámetro y son más importantes, puesto que ellos contribuyen a tanto como 95% del área de superficie disponible 2.-MECANISMO El oro, plata, mercurio y probablemente el cobre, son adsorbidos sobre el carbón como especies neutras Esta especies pueden ser sales de los complejos cianurados,con los aniones y cationes separados y con producción de M-CN procedente de la oxidación del M-(CN)2 por el oxigeno adsorbido M=Au.Ag, y Cu

32

Los cationes como Na+, Ca2+ e Ir, mejoran el equilibrio de adsorción del complejo Ag(CNr2, mientras que iones competidores, como C� disminuyen la capacidad de carga del carbón Hay evidencia que la adsorción del oro sobre el carbón activado es un proceso reversible,pero todavía no se ha establecido relaciones matemáticas para el fenómeno de adsorción del oro desde una solución de múltiples solutos. El Mecanismo de adsorción fue propuesto basado sobre la doble capa eléctrica según se muestra en la figura que a continuación se muestra. Fig No-2.. -MODELO ESQUEMATICO DE ADSORCION PARA CIANURO DE ORO SOBRE LA SUPERFICIE DE CARBÓN ACTIVADO

z •O �

� 1 1 :

PLANO STERM PLANOGOUY

€3 �

ION CIANURO DE ORO ION CIANURO ION SODIO

o

MOLECULA DE AGUA

El proceso es relativamente lento y por lo tanto es el factor más importante en el diseño de la sección carbón en pulpa. El equilibrio verdadero entre el carbón y la pulpa raras veces es alcanzado en una etapa de una sección de carbón en pulpa,por lo tanto,la aproximación de Mac Cabe Thiele .no puede ser utilizado para la determinación del numero de estadios para alcanzar la eficiencia de adsorción deseada. La adsorción del oro en carbón, se describe adecuadamente mediante una isoterma no lineal ,como Freundlich (1) 4s = A Csº Donde: Q s= Carga del carbón (superficie de la partícula (gr de Au/Kg de carbón) A, n =Parámetros de la expresión Cs =Concentración en la fase liquida (gr Au/m3 ) Experimentalmente se obtiene resultados de medición de q 1 como función de C5 y al plotear log q 1 de Vs log C1 los valores de los parámetros A,n.se determinan de la ordenada en el origen y la pendiente de la línea. Los mecanismos deben basarse en modelos cinéticos ya que el proceso opera lejos del equilibrio y que se puede cuantificar la condición de equilibrio mediante isotermas de adsorción las que expresan la capacidad de cargado de oro en el carbón en equilibrio con la concentración de oro en la solución. Las dos relaciones más importantes son las siguiente:

33

1.-Isoterma de Kuster (Confnmada por Freundlich ) X = K X C 110 M

(2)

X = Es la cantidad de adsorbato adsorbido (mg) M = Es la masa del adsorbente (gr.) C = Concentración del adsorbato en el equilibrio ( mgll) K,n = Constantes, donde K indica la capacidad de carga (adsorción) del carbón activado en equilibrio Capacidad de adsorción del valor de K: log X = Iog K x ! + Iog e (3) M n C= Concentración del oro en la solución 2.-Isoterma de Lagmuir:

!

X/M

=

!

R

+

!._ X t

m

(4)

t = Es el tiempo en minutos X/M = Carbón cargado en mg. de oro por gramo de carbón activado m = Recíproco de la pendiente R = Recíproco de la intersección a t=O = Indica la velocidad de adsorción del oro en el carbón activado Capacidad de adsorción del valor de R: . Si el tamaño de partículas de la muestra es reducida a un rango estrecho ,que garantiz.a que la velocidad de adsorción no será influenciada por la distribución �e tamaños esto se ajusta: log C = Mt + b (5) C = Concentración del oro en solución ppm M = Velocidad de reducción de la concentración del adsorbato (pendiente) B = Intersección cuando t=O Es el logaritmo de la Concentración inicial del adsorbato La pendiente describe la velocidad de disminución en la concentración del oro El proceso de la absorción puede representarse por la ecuación química X (aq) + S X.S

(6)

Donde: X (aq)=Es el adsorbato en una solución acuosa (NaM(CN)2) en el que M = Au, Ag., Cu. S =Es un sitio activo vacante en la superficie del carbón activado X.S =Representa la molécula adsorbida de X o un sitio ocupado en la superficie del carbón El carbón tiene un radio muy amplio de rango de poros, variando desde macroporos en los que se tiene conductos absorbentes rápidos a microporos en los que ocurre difusión restringida Sobre la definición de que el mecanismo de absorción se lleva a cabo, existen varias controversias y una posible aplicación es de que el carbón en presencia del oxígeno se hidroliz.a para formar hidróxidos y H202. El carbón adquiere la carga positiva sobre la superficie del carbón debido a que aporta electrones para la hidrólisis El carbón cargado positivamente atrae el complejo negativo de AuCN"2

34

La reacción que se lleva acabo es la siguiente: 02 +2H20 + 2e- = H202 + 2 Off La disolución del oro del carbón activado es efectiva si se utiliza un anión que forme un complejo fuerte con el oro [Ej. CN , SCN ] y un solvente orgánico el cual incrementa la reactividad del cianuro y estabiliza el ion cianuro en la solución El mejor solvente orgánico es la actonitrilo la cual mejores resultados que el metanol 3.-MODELO DUAL DE LA VELOCIDA DE ADSORCION 1.-Las moléculas cianuradas de oro que ingresan a los macroporos desde el cuerpo de liquido, tienen que pasar primero a través de una película o capa de frontera externa ,cuyo espesor depende de las condiciones de mezcla ,en el tanque de adsorción. La velocidad de difusión del cianuro de oro a través de esta película de liquido externa que rodea a la partícula es descrita por una expresión lineal de la fuerza conductora 2.-La transferencia del complejo cianurado de oro del estado disuelto al estado adsorbido no controla la velocidad de adsorción,por lo tanto existe equilibrio local en la intetfase sólido/liquido 3.-La acumulación de oro en la fase liquida dentro de los poros del carbón es · despreciable 4.-La velocidad de transporte del complejo cianurado de oro en la red,puede ser descrito por un mecanismo de difusión en la superficie 5.-Se utiliza una expresión lineal de fuerza conductora para describir la velocidad de difusión de los macroporos a los microporos 6.-La adsorción del complejo cianurado de oro es considerada reversible especialmente cuando los iones de cianuro están presentes en la solución 7.-La velocidad de reacción de la adsorción del cianuro de oro sobre el carbón activado se expresa:

Donde:

d(Au) =A.Km.( [Au] - [Au] c ) V dt

(7)

[Au] = Concentración del oro en la solución (gr Au/m3 ) [Au] c = Concentración del oro en la superficie del carbón (gr Au/ton C) = Area de la superficie del carbón A V = Volumen de la solución en el reactor (m3 ) Km = Coeficiente de transferencia de masa en el macroporo (mis) Para una reacción controlada por la película de difusión, La es neligible a demás el área de la superficie de partícula puede ser dada como: A

= 6 .'V x.M

d xe 'V = Factor de forma e = Densidad M = Masa de la partícula de carbón d = Diámetro

(8)

35

Para este caso las partículas de carbón son tratadas corno esferas y el factor de forma \,11 es igual a la unidad la ecuación 3 será: (9) d[Au) = 6 M Km. (Au] dt d Xe Para cuando la densidad de las partículas del sólido y de la solución son aproximadamente iguales El coeficiente de transferencia de masa será: Km= 2 D (10) d Donde: D = Coeficiente de difusión d = Es el diámetro Combinando las ecuaciones (9) y (10) se tiene : d[Au) = 12 DxM 2 d xe [Au]

dt

La expresión de la velocidad integrada Ln[Au] =Ln[Au] 0- Kt Donde : ·[Au] 0 =Concentración Inicial del oro en la solución

(11)

(12)

K=

12 DxM (13) 2 d xe · =Constante de velocidad observada K Un ploteó de Ln[Au] Vs. T debería dar una línea recta con una pendiente de -K y una intersección de Ln [Au] 0 una forma diferente de la ecuación (12) que puede ser expresado corno sigue: (14) (Au] = (Au] 0 xe-Kt La cantidad de oro absorbida sobre el carbón activado esta relacionado a la cantidad dejada en solución por la siguiente ecuación: [Au]

abs

=_y_x ( (Au] o - (Au] )

(15)

A

Una Ecuación para la cantidad de oro absorbida que puede ser escrita combinando las ecuaciones (14) y (15) (Au]

abs

-Kt = Vx [Au] o (1- e )

(16)

A

4.-CONDICIONES DE OPERACIÓN DEL PROCESO DE ABSORCION El proceso de recuperación de oro y plata con carbón activado ha revolucionado el método de la obtención de estos metales.

36

Este proceso se utiliza generalmente para tratar grandes volúmenes de soluciones de baja concentración de oro y plata o generalmente para soluciones de cianuración que contienen oro La principal ventaja de este método de recuperación es de que se puede tratar mineral fino sin que se efectúe una separación mecánica de la solución cargada con oro del mineral lixiviado evitándose con esta técnica el costo de filtración o el sistema de decantación a contracorriente. Debido a estas características el proceso de carbón activado presenta la mejor alternativa para recuperar el oro de arcillas las cuales el proceso de filtración no es muy eficiente El carbón activado fabricado de la cáscara de coco o de nuez tiene una superficie de alrededor de 1000m / gramo y puede absorber hasta 30,000 PPM de oro de una solución de cianuro, dejando la solución agotada con un contenido de 0.05 ppm de oro La afinidad del carbón activado para la absorción de metales preciosos ha sido conocida a fines del siglo pasado. En las primeras plantas de cianuración donde se utilizaba carbón para recuperar el oro el material precioso era recuperado quemando el carbón Posteriormente Zadra [1,950] modifica este proceso utilizando reactivos químicos para recuperar el oro del carbón y a la solución pura de oro la trata en un proceso electrolítico que utiliza cátodos de fibra de fierro -Después de la disolución de oro en la sección de lixiviación, la pulpa es puesta en contacto con carbón activado [malla 6x 16] en el circuito de absorción donde la­ concentración de carbón es en el rango de 10g/1 a 60g/1 En esta sección la densidad de pulpa estará en un rango de 40 a 45 % de sólidos. Esto se debe a que con un contenido menor de 40% el carbón tiende a precipitarse y con un contenido superior a 45% de sólidos el carbón tiende a flotar En el proceso utilizamos cinco etapas de absorción donde el carbón es movido en contracorriente del flujo de la pulpa Usualmente, el carbón cargado con oro en el primer tanque contiene entre 3,000 a 2,000 g de oro /ton de carbón y el carbón agitado en el último tanque 100 g de oro /ton de carbón. La separación del carbón de la pulpa se realiza con una cedazo estacionario ubicado en la parte superior del tanque con el fin de evitar perdidas y es lavado con abundante agua, este carbón después de desaguado se realiza un muestreo y pesado para su posterior tratamiento es preferible no almacenarlos en sacos ya que aquí se rompe en el manipuleo 3 La capacidad de los tanques [Pachucas] para nuestro caso es de 20 m con el fin de obtener un tiempo de retención por tanque de 2 horas y un total de 1O horas para el circuito. La agitación se efectúa con aire a 25 psi de presión en el tubo central y un air life para cosechar o trasegar el carbón con una presión 20 psi, estos tanques tienen en la salida malla de acero de abertura 20 mallas que permiten un buen control en el inventario en el circuito El movimiento de carbón se realiza de acuerdo a la ley de carbón según los muestreos donde el carbón cosechado es reemplazado por igual cantidad de carbón nuevo En el gráfico se muestra el proceso en Planta

37

DIAGRAMA DE FLUJO DEL CIRCUITO CARBÓN EN PULPA

CARBÓN NUEVO

SOLUCIÓN MOLINO ESPESADOR

... ....................................

11

¡ .............................. 1

l"Y1--wri---�11 1111

SOLUCIÓN RECICLO

PULPA AL RELAVE

5.-OBJETIVO DEL PROCESO EN PLANTA La aplicación del proceso en Planta es recuperar los valores de oro de baja concentración en oro del último tanque de agitación ya que el 99.0 % se los valores de oro se recuperan por el proceso .l\.1ERRIL CROWE y que solamente el 1% es recuperado en esta etapa de absorción con carbón [CIP] La Planta cuenta con una capacidad de 100 m3 de capacidad y un tiempo de retención de 1O horas, para el sistema de agitación se dispone de una compresora de 25 CFM, La pulpa es alimentada por una bomba vertical de 9 HP Para cosechar el carbón rico tenemos una zaranda 2'x 3' y es lavado con chisguetes de agua a presión, donde es acumulado para sacar la muestra representativa de ley.

38

DISTRIBUCION DEL ORO EN EL CIRCUITO

REMOLIENDA

SOLUCIÓN BARREN

SOLUCIÓN RICA

ESPESADOR2

99%0RO

1%0RO

TANQUE CIP

ESPESADOR

RECICLO

39

6.-FACTORES QUE AFECTAN LA CARGA DE AUROCIANURO EN EL CARBON 6.1.-AGITACION La velocidad de carga en el carbón es sensitiva al grado de agitación, sobre una planicie uniforme Las objeciones en el sistema de agitación con aire son sus altos costos, con tal que cuantifique la cantidad de carga requerida para una vigorosa agitación y la posibilidad de incrementar la suciedad por orgánicos vía la carga de aire y por el carbonato de calcio formado por la reacción del tiempo con el C03 introducido por el C02 en el suministro de aire resultando de la oxidación del cianuro 2 CN + 02 � 2CON � 2H2C03 + 2NH3 � CaC03 Ca

6.2.-pH DE LA PULPA, CARGA IONICA Y TEMPERATURA Otro de los factores que afectan la carga del cianuro sobre el carbón son: El pH, Carga ionica y Temperatura - La cinética de la carga de oro y el equilibrio de oro son aumentadas por el pH, aumentando _la carga iónica y reduciendo la concentración del cianuro libre • Incrementando la temperatura incrementa la velocidad de adsorción del oro y. reduce la carga de oro en la solución • La proporción del oro con respecto a la plata • Concentración de impurezas • Velocidad con que pasa la solución a través del carbón activado • Tipo y tamaño de partículas del carbón granulado 7.-METODO PARA EL CARGADO DEL CARBON

·¡

Hay dos métodos de cargado del carbón (adsorción) con oro en un sistema de Columnas o sea el sistema C.I.C.[Carbón en Columna] aplicado para el oro en solución: 1.-La solución rica es percolada hacia abajo a través de una capa fija de carbón activado 2.-La solución rica es bombeada hacia arriba a través de una capa fija de carbón a una velocidad suficiente para mantener la capa de carbón en estado fluido o suspendido en la corriente de la solución rica ,sin ser llevado fuera del sistema La elección de la técnica de cargado depende del grado de turbiedad de la solución rica y la presencia de lamas Las columnas con capas ítjas de carbón activado están limitadas por un flujo de 2 solución máxima alrededor de 5 galones/min./pie de área transversal La solución rica que entra a las columnas debe estar libre de partículas de mena, en razón de que la capa de carbón se comporta como un filtro de arena La única ventaja de la Capa fija es que la cantidad de carbón activado que necesita es menor que para el sistema de Capa fluidizada para el procedimiento de la misma cantidad de carbón

40

7.1.-DISEÑO DEL SISTEMA DE CAPA FLUIDIZADA CARBON Para este diseño se debe considerar cuatro factores variables: 1.-Velocidad de entrada de la solución a la columna de carbón 2.-Producción promedia de metales preciosos por día 3.-Cantidad máxima de oro que puede ser cargado sobre el carbón 4.-El tamaño de las partículas del carbón empleada para el efecto La velocidad que requiere la solución para ser fluidizada la capa de carbón que contiene partículas de -6 + 16 mallas, es de 25 galones/min./pie2 de área transversal de la columna de carbón. Por otra parte , para partículas de -12 + 30 2 mallas , es de 15 galones/min./pie de área transversal de la columna de carbón , bajo estas condiciones la capa de carbón se expande alrededor de 50% La altura de la capa de carbón en reposo no seria más de tres veces el diámetro de la columna La altura de la columna seria de 2.5 a 3 la altura del carbón en reposo para permitir una adecuada expansión de la capa, dejando suficiente borde libre para el oleaje de la solución La cantidad de carbón que requiere el sistema de carbón en capa fluidizada, empleando partículas de carbón de -12 a +30 mallas es alrededor de 1O veces la cantidad de carbón separado de los metales preciosos diariamente Para carbón de -6 a +16 mallas de tamaño de grano, el requerimiento de carbón ·seria de 15 veces la cantidad de carbón diariamente separado de los metales precisos, debido a la alta velocidad de la solución y el tiempo de contacto corto La experiencia industrial ha demostrado que la carga de carbón sería distribuida igualmente a través de 5 columnas en serie para un sistema eficiente de adsorción 7.2.-DISEÑO DE UNA COLUMNA CARBON Datos de Operación: = 15m3 /hora Flujo de solución 2) =66 [m3/hora /m Para carbón de -6 x+16 mallas Dimensiones : a.- Area de la Columna: 2 =15 m3 /hora =0.2272 m 3 2) 66 [m /hora /m b.-Diámetro de la columna: ½ D = ( 4 x .0.2272 / 3.1416) =0.538 m c.- Altura de la columna: = 3 x 0.538 m =1.614 m H = 3 xD d.- Volumen de la columna: =0.2273 X 1.614 m V = A xH =0.3668m e.- Tiempo de Retención en la columna: =0.3668 m3 =0.024h T = V/Q 3 15 m /h

41

f- Altura de Expansión del carbón: 3 H exp = Volwnen (exp.) = [15 m /h x 0.024h] =1.58m 2 A 0.2273 m g.- Altura del cono: H cono = Volwnen (exp.) = 1.58 m =0.396 m

4

h.- Altura Libre:

4

H libre = H cono 2

= 0.396 m 2

=0.198 m

VOLUMEN UTIL DE LA COLUMNA =V total - V Libre V útil =V exp + V cono V total 3 3 =0.360 m = 15 fil /h X 0.024h V exp 2 h cono =0.396m V cono =lxl(D )x n xh 3 4 3 2 = =0.030m lX (0.538 ) X 3.1416 X 0.396 V cono 12 3 3 3 =0.390 m V total = 0.360 m + 0.030 m 2 =0.045 m3 V libre = (0.538 ) X 3.1416 X 0.198 Por lo tanto: 3 3 = 0.344 m3 = 0.390 m - 0.045m V útil

(1)

CARGA DE CARBON Densidad del carbón Altura de carbón Volumen ocupado por el carbón Peso de carbón Nº DE COLUMNAS Capacidad del carbón activado Solución Rica Ley de solución rica Finos Producidos Oro recuperado por Columna kilogramos Nº de columnas

=480

kg/ton. expandida =l.58 =0.527m 3 3 2 =(0.538) /4x 3.1416 x 0.527= 0.1198 m3 = 57.504 kg. =0.1198m3 x 480 kg/ton =Altura.

= 2000

gr/ton [solución pobre] =350 m3 =0.391 gr/m3 =136.85 gramos =2,000 gr/ton x 0.057 ton =114 =1.2 = 2 Columnas 114 gr de oro/columna

=136.85 gr de oro

42

TANQUE PACHUCA Y SUS ACCESORIOS

PULPA

1! !

CARBÓN RICO

AIRE

DESCARGA DE PULPA

43

CAPITULO IV

PARAMETROS ADSORCION

DE

DISEÑO

EN

UN

PROCESO

DE

!.-RESUMEN Las pruebas comprenden el proceso de adsorción del oro utilizando carbón activado mediante el proceso de Carbón en Pulpa Las pruebas fueron efectuadas para estimar la curva de equilibrio de adsorción y para determinar la velocidad de adsorción del oro en una pulpa lixiviada, esta etapa fue seguida de pruebas en contracorriente para evaluar los requerimientos de la concentración de carbón y probar una teoría de diseño cascada en desarrollo La cuiva de equilibrio de adsorción de oro estimado para una carbón (malla 6 x 16 ) se muestra en la figura N-4 que sitve como una línea limite debajo del cual el sistema Carbón en Pulpa debe operar La curva de adsorción proporciona una guía para el numero de etapas a ser usadas bajo condiciones especificas y para determinar el cálculo del tiempo de retención por etapas La muestra utilizada es una pulpa que es cola del circuito de agitación y es diluida (?On solución de lavado en contracorriente (solución pobre del circuito de precipitación con polvo de zinc) 11.-METODOLOGIA 1.-CONDICIONES DE OPERACIÓN = Pulpa cianurada (cola del circuito de agitación) Producto Tamaño de Carbón = de -6 mallas a +16 mallas Volumen de Pulpa = De 4 a 40 litros Agitación = Mecánica = Cuatro No. Pruebas = 10 pH CN= 0.03 % TABLA No-1.-Condiciones de Operación de la Prueba CARBON Prueba

No

Pulpa

%PESO

PESO (Kg)

(-10# ,+20 #)

RELACION Carbón

Kg

Sólidos

Líquidos

1

37.748

50.02

49.98

18.882

18.866

3.25

5.805

2

14.006

50.02

49.98

7.006

7.000

3.91

1.790

3

4.036

50.44

49.56

2.036

2.000

4.32

0.463

4

4.036

50.44

49.56

2.036

2.000

40.91

0.049

Sólidos

Líquidos

Grs

Solución

W/M = Relación en Peso de Solución / Relación en Peso de Carbón

44

111.-RESULTADOS EXPERIMENTALES 1.- DETERMINACION DE LA VELOCIDAD DE ADSORCION Las pruebas fueron hechas para obtener los datos de velocidad sobre los rangos de concentración de oro en solución y el carbón supuesto para la cuarta etapa del proceso C.I.P. La concentración supuesta de la solución rica y un previo conocimiento del oro cargado sobre el carbón que se uso como guía Las muestra de pulpa fueron extraídas periódicamente para análisis de la solución y al final de la prueba se determino el % sólidos de la pulpa y las pérdidas de agua se calcularon sobre una base pre- rateada para los muestreos sucesivos en intervalos de tiempo, siendo la toma de muestra wúforme y el oro cargado sobre el carbón fue calculado a partir de la ecuaciones: (1) qJ= (CorC1) (W/M) J Co1 = (Co) (rofrj)

Donde:

(2)

C1 = gr Au/m3 en solución 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 contacto 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 contacto 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 -+----+----+---+--"-

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 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 contacto 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 contacto 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

PH inicial Relación Tiempo (min)

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

PH inicial Relación Tiempo (min)

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

/

-·•'

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

153

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 administración, 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

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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:

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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