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“AÑO DEL DIÁLOGO Y RECONCILIACIÓN NACIONAL”

FACULTAD DE INGENIERÍA INDUSTRIAL TEMA: EXTRACCION DE ORO Y PLATA CURSO: RESISTENCIA DE MATERIALES INTEGRANTES:  CHIPA LLALLACACHI FERNANDO  MAYTA APAZA MANUELA VALENTINA  MAMANI PUMA PAOLA  QUISPE SOTO JUAN  ANCULLE CURIMAYHUA KEVIN

Arequipa – Perú 2018

RESISTENCIA DE MATERIALES TEMA: EXTRACCION DE ORO Y PLATA

AGRADECIMIENTO

A DIOS POR, POR ESTAR CON NOSOTROS Y CUIDARNOS, Y DARNOS VIDA, SALUD. A NUESTROS DOCENTES QUE NOS GUIARON EN TODO LOS PASOS PARA PODER PRESENTAR ESTA EXPOSICION Y QUE SEA DEL AGRADO DEL DOCENTE ENCARGADO DEL CURSO DE RESISTENCIA DE MATERIALES EL MG. JOSHEFF ORTIZ VALDIVIA A NUESTRAS FAMILIAS POR SU APOYO A NUESTRA COMPAÑERA VALENTINA POR HABERNOS PRESTADO SU CASA PARA PODER REUNIRNOS Y TERMINAR ESTE EXPOSICION.

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DEDICATORIA A DIOS POR BRINDARNOS SALUD, BIENESTAR, Y SIEMPRE CUIDARNOS DE AUN ESTAR AQUÍ EN ESTE MUNDO PARA DEMOSTRAR LO QUE ES SER INGENIERO Y DE IGUAL MANERA AYUDAR A LOS QUE NOS NECESITARAN EN UN FUTURO PROXIMO. A NUESTRA COMPAÑERA POR LA CONSTANTE COLABORACION Y LA PRESTACION DE SU DOMILIO PARA NUESTRAS REUNIONES. A CADA UNOS DE NOSOTROS, QUIENES CONFORMAMOS ESTE EQUIPO APOYARNOS PARA PODER PRESENTAR ESTA EXPOSICION.

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EXTRACCION DE PLARA Y ORO INDICE TIPOS DE PROCESOS MINEROS ........................................................................................................... 7 MINERA A CIELO ABIERTO ................................................................................................................... 7 MINERIA SUBTERRANEA ..................................................................................................................... 7 PROCESO DE OBTENCION DE LA PLATA Y EL ORO.............................................................................. 8 FASES DE LA INVESTIGACON MINERA ................................................................................................. 8 TIPOS DE SONDEOS ............................................................................................................................. 8 PRE-MINADO ....................................................................................................................................... 8 MAQUINAS DE PERFORACION ............................................................................................................ 9 MINADO............................................................................................................................................. 9 EXPLOTACION .................................................................................................................................... 10 Cargue y Acarreo ............................................................................................................................... 10 Maquinaria. ....................................................................................................................................... 10 Trituración ......................................................................................................................................... 10 Las plataformas de lixiviación ........................................................................................................... 11 PROCESO DE MOLIENDA ................................................................................................................... 11 PILADO DE ACOPIO ........................................................................................................................... 12 MOLINO SAG .................................................................................................................................... 12 ZARANDA VIBRATORIA ...................................................................................................................... 13 MOLINO DE BOLAS ............................................................................................................................ 13 ESPESADOR........................................................................................................................................ 12 AUTOCLAVES ..................................................................................................................................... 12 ESPESADORES DE LAVADO ................................................................................................................ 14 ¿QUE ES EL CARBÓN ACTIVADO? ...................................................................................................... 15

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RESISTENCIA DE MATERIALES TEMA: EXTRACCION DE ORO Y PLATA MECANISMO DE ADSORCIÓN............................................................................................................ 15 PROCESOS FÍSICOS ............................................................................................................................ 15 PROCESO QUÍMICO ........................................................................................................................... 15 ADSORCION DE ORO CON CARBÓN ACTIVADO ................................................................................ 16 FACTORES QUE AFECTAN LA ADSORCIÓN DE ORO SOBRE EL CARBÓN ACTIVADO .......................... 17 PARÁMETROS A CONSIDERAR EN PLANTAS DE CARBÓN ACTIVADO ............................................... 19 REFINACIÓN DE ORO ......................................................................................................................... 32 MÉTODOS DE REFINACIÓN DE ORO .................................................................................................. 33 VARIABLES EN LA REFINACIÓN DE ORO ............................................................................................ 43 DETERMINACION DE LA LEY DE LOS LINGOTES POR COPELACION ................................................... 45 REFINACIÓN DE LA PLATA ................................................................................................................. 53 MÉTODOS DE REFINACIÓN DE PLATA ............................................................................................... 53 PROCESO DE FUSIÓN Y MOLDEO DE LINGOTES DE PLATA FINA ....................................................... 61 CONCLUSIONES ................................................................................................................................. 63 BIBLIOGRAFÍA .................................................................................................................................... 64

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RESUMEN La minería es una actividad económica del sector primario representada por la explotación o extracción de los minerales que se han acumulado en el suelo y subsuelo en forma de yacimientos. Dependiendo del tipo de mineral a extraer la actividad se divide en minería metálica (cobre, oro, plata, aluminio, plomo, hierro, mercurio, etc.), que son empleados como materias primas básicas para la fabricación de una variedad de productos industriales. Y la minería no metálica. Ahora existen distintos procesos para la obtención de los minerales que en este caso sería el oro y la plata que se trataran con las exposiciones de cada uno y sus definiciones, desde el proceso de exploración hasta su etapa de fundición tanto del oro y de la plata hasta su disposición final y su comercialización requerida.

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EXTRACCION DE PLARA Y ORO 1. TIPOS DE PROCESOS MINEROS 1.1 MINERIA A CIELO ABIERTO

Su proceso extractivo se realiza en la superficie del terreno. Permite la minería a gran escala, es más barata ya que permite usar maquinarias mineras de gran tamaño.

• VENTAJAS Ventaja: extracción fácil Ventaja: condiciones de trabajo más seguras Ventaja: beneficios para el consumidor

• DESVENTAJAS • Desventaja: contaminación ambiental Desventaja: riesgos para la salud humana 1.2 MINERIA SUBTERRANEA

Su actividad se desarrolla por debajo de la superficie Llamada mina clásica Se realiza por medios túneles, cavernas por debajo de la tierra

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2. PROCESO DE OBTENCION DE LA PLATA Y EL ORO

• • • • • • • •

EXPLORACION PRE-MINADO MINADO TRITURACION LICIVIACION PRECIPITACION ABSORCON POR CARBON ACTIVO REFINACION

2.1 FASES DE LA INVESTIGACON MINERA • Prospección: se reconoce una zona amplia con un bajo costo.Se emplea cartografía geológico minera, geoquímica, geofísica aérea.

• Exploración minera: se dirige a las zonas en las que se ha confirmado la existencia de un depósito mineral para definir su valor económico y evaluar si es posible su extracción con rentabilidad. Durante el Desarrollo y Explotación del yacimiento es habitual continuar con la perforación de sondeos. 2.2 TIPOS DE SONDEOS • Sondeos con recuperación de testigo: Corta la roca, que se recupera con su estructura original

• Sondeos destructivos: Para avanzar fracturan el terreno. Las muestras se recogen en bolsas

• Sondeos O&G: Alcanzan longitudes de varios miles de metros y con frecuencia cuentan con ramificaciones que siguen distintas direcciones 2.3 PRE-MINADO

En las minas a tajo abierto se realiza el pre-minado el cual es el retiro de la capa superficial de la tierra orgánica y la prepara para la etapa de minado. En las subterráneas se realiza la perforación en rocas para luego ser llenadas con material explosivo. 2.4 MAQUINAS DE PERFORACION

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JUMBO Maquinaria usada para perforación de rocas Es una máquina diseñada para realizar labores subterráneas de forma rápida y automatizada: avance de túneles.

2.5 MINADO Consiste en la extracción del material que contiene oro y plata. a. minado a cielo abierto: El proceso se da en dos etapas: b. Perforación: Se perfora el terreno para colocar los explosivos y fragmentar el

suelo para el cargue. c. Voladura: Los agujeros son llenados con material explosivo, que al detonar

fragmentan la roca y remueven subterráneamente el material exponiéndolo. En esta etapa se aplican los más altos estándares de cuidado en seguridad.

MINADO SUBTERRÁNEO El ciclo de minado se lleva a cabo en 3 etapas: •Preparación

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•Explotación •Relleno

2.6 EXPLOTACION Arrancan la roca utilizando dinamita o maquinaria pesada. Tajo. Las explosiones que se realizan y la posterior remoción de tierra empiezan a formar grandes huecos en la tierra llamados tajos.

2.7 CARGUE Y ACARREO Camiones gigantes llevan el mineral extraído del tajo a la pila de lixiviación (o PAD) acondicionada previamente. Todos los camiones y las palas están controlados a través de un sistema computarizado que permite conocer por satélite su ubicación exacta en todo momento.

El oro está incluido en la roca en partículas tan pequeñas que no se puede ver a simple vista. Para extraer el oro en estas pequeñísimas partículas realizan las siguientes operaciones. Cargan el material en enormes vehículos y lo transportan hasta la sección de trituración. 2.8 MAQUINARIA Los camiones mineros pueden cargar hasta 250 toneladas. Cada excavadora tiene una pala es de 50 toneladas. 2.9 TRITURACIÓN En esta sección reducen el tamaño de los pedazos grandes de roca en una trituradora. •

CONFORMACIÓN DE PILAS O CÚMULOS

Recubren los patios, bases de las pilas, con geomembranas (láminas geosintéticas que evitan los contaminantes al suelo) impermeables. •

PAD O PILA DE LIXIVIACIÓN

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Es la estructura donde se acumula el mineral extraído del cerro para ser lixiviado y así recuperar el oro existente. •

GEOMEMBRANA Es un plástico negro resistente colocado en la base del PAD y el pozo de operaciones, y que impide el contacto de los químicos con el suelo, cuidando la calidad del agua. Estos, materiales resisten los rayos solares y la degradación por lixiviado. Acumulan el material en polvo sobre estos patios. Recubren estas pilas o cúmulos lateralmente también con geomembranas.

2.10

LAS PLATAFORMAS DE LIXIVIACIÓN

De acuerdo con el volumen de los cúmulos, pueden variar en tamaño desde media hasta 20 hectáreas. Generalmente, las plataformas de lixiviación tienen hasta tres forros, o cubrimientos, de materiales sintéticos y/o naturales para evitar filtraciones, que contaminen las aguas con cianuro. Para un cúmulo pequeño, de 50 metros de diámetro por 5 metros de altura, el consumo de solución de cianuro en el sistema de regaderas es de unos 200 galones por minuto. El contenido de cianuro en la solución es de 0.14 a 2.35 kg de cianuro por tonelada de agua. Los ciclos de lixiviación duran desde unos cuantos días hasta unos cuantos meses, dependiendo del tamaño del cúmulo y de la calidad del mineral.

2.11 PROCESO DE MOLIENDA

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Reducir el tamaño de las rocas en procesos separados TRITURADOR O CHANCADOR PRIMARIO: Se podría considerar que su acción es la de un mortero manual. La cabeza chancadora móvil tiene forma de cono truncado invertido y está en el interior de una coraza que tiene el mismo contorno. La cabeza chancadora gira excéntricamente y el material que se tritura queda atrapado entre el cono externo fijo y el cono interno giratorio.

2.12 PILADO DE ACOPIO Después de la trituraciones el canchador primario . Las rocas de menor tamaño son llevadas a la pila de acopio atreves de las correas transportadoras hasta el área de molinos . 2.13 MOLINO SAG Esta compuesto por un conjunto de bola de acero que muelen las rocas mitras gira el tambor hasta convertirlas en una especie de arena gruesa , se le agrega agua de proceso ,para ayudar que la arena fluya y salga del molino . La molienda autógena (AG) es la reducción del tamaño del material en un molino que utiliza el material alimentado en sí mismo como un medio de molienda. La molienda semi-autógena (SAG) es la reducción del tamaño del material en un molino usando el material alimentado más un medio de molienda suplementario. El medio suplementario más común son las bolas de acero. Las propulsiones sin engranajes (motor de anillos) se han usado en molinos de pulido por varias décadas. El diseño contiene elementos rotativos de motor atornillados a una tapa de molino, un conjunto de estator estacionario que rodea los elementos rotativos, y electrónica que encubre la corriente de entrada de 50/60 Hertz a aproximadamente 1 Hertz. La tapa del molino se convierte en realidad en el elemento rotativo de un motor sincrónico de baja velocidad. La velocidad del molino varía cambiando la frecuencia de la corriente del motor. El motor de anillos se puede usar para mover lentamente y localizar el molino para su mantenimiento. Nuestros ingenieros abren las puertas a la oportunidad de ayudarle con el circuito y su diseño de control, así como también a la puesta en marcha, la operación y la optimización de su planta de molienda.

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2.14 ZARANDA VIBRATORIA Es una especie de colador. El material húmedo es luego filtrado en la zaranda vibratoria Donde se separas las rocas que son muy grandes del resto del material que continuara al siguiente molino. Las rocas grandes son llevadas a una trituradora secundaria para que de manera más focalizada obtengan el grosor adecuado y ser reintegrado al proceso. 2.15 MOLINO DE BOLAS Se muele nuevamente por otro grupo de bolas que lo lleva a tener un tamaño de 80 micrones. El material resultante es un lodo o pulpa fina. Un molino de bolas es un tipo del molino utilizado para moler y mezclar materiales por uso en procesos de adobado de minerales, pinturas, pirotecnia, cerámicos y sinterización de láser selectivo. Funciona por el principio de impacto y atrición: la reducción de medida se obtiene por impacto al caer las bolas desde arriba del cilindro.

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Un molino de bolas consiste en un recipiente cilíndrico vacío que gira sobre su eje. El eje del cilindro puede ser tanto horizontal como tener un ángulo pequeño con la horizontal. Es parcialmente llenado con bolas. Los medios abrasivos son las pueden ser hechos de acero (croma acero), acero inoxidable, cerámico, o goma. La superficie interior del cilindro es normalmente tachada con un material resistente a la abrasión como el acero de manganeso o goma. La longitud del molino es aproximadamente igual a su diámetro. La idea general detrás del molino de bolas es muy antigua, pero no fue hasta la revolución industrial y la invención de la máquina de vapor que se pudo fabricar un molino de bolas eficaz. Hay referencias de que fue utilizado para moler sílex destinado a hacer cerámica al 1870 2.16 ESPESADOR CARBÓN ACTIVADO La pulpa fina es enviada al espesador, donde los sólidos caen al fondo de los tanques y el agua es recuperada y reintegrada al proceso de molienda. 2.16 AUTOCLAVES Es el equipo usado en un proceso de oxidación en el cual se aplican altas temperaturas y presiones. A la pulta o lodo se le agrega oxígeno a alta presión para producir una reacción química que elimina el azufre que cubre el oro y la plata. 2.17 ESPESADORES DE LAVADO Permiten retirar las sales y ácidos que contiene la pulpa. Separa la pulpa fina de baja densidad de la pulpa gruesa de alta densidad. 3. CARBON ACTIVADO 3.1 ¿QUE ES EL CARBÓN ACTIVADO?

El carbón activado es un producto que posee una estructura cristalina reticular similar al grafito; es extremada mente poroso y puede llegar a desarrollar extensas áreas superficiales por grano de carbón. Las características especiales de los distintos tipos de carbonos activados dependen principalmente de •

La materia prima

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El proceso de activación utilizado.

A diferencia de la extracción por solventes, el mecanismo de absorción es enteramente físico, ligado a las propiedades superficiales del carbón, su porosidad y su estructura molecular, toda la molécula de cianuro de oro y plata es atraída y retenida en los poros superficiales de carbón activado, sin ionización ni reacción química. 3.2 MECANISMO DE ADSORCIÓN

La adsorción por un sólido es la captación de moléculas de la fase liquida o gaseosa por la superficie del sólido. A través de los años varios mecanismos han sido propuestos para interpretar la carga de oro y la plata desde soluciones sobre el carbón activado Aquellos que proponen que el oro esta fijo como aurocianuro. Las fuerzas que atraen el ion aurocianuro no son otras que las fuerzas de van der Waals. Aquellos que proponen que el ion Au(CN)2 es reducido sobre el carbón como oro metálico dentro de la estructura del poro. El oro se encuentra en las redes de muchos minerales de cobre (en soluciones solidas), plomo plata y platino en cantidades pequeñas, en partículas en los sulfuros. 3.3 PROCESOS FÍSICOS

La activación consiste en oxidar la materia prima a altas temperaturas en presencia de un agente oxidante, usualmente vapor de agua. Se realiza en dos etapas, en primer lugar el material se carboniza en un producto intermedio, cuyos poros son demasiados pequeños o demasiado contraídos como para que sean un absorbente útil. El agrandar la estructura porosa para producir un área de suficiente interna accesibles, se logra al producir una reacción del producto carbonizado del producto a una temperatura de 800 y 1000 c.

3.4 PROCESO QUÍMICO

La activación química se basa en la deshidratación de la materia prima mediante sustancias químicas adicionales, a una temperatura de 400 a 600 c. Esta depende de la sustancia química a utilizar para activar el carbón.

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Los agentes químicos normalmente utilizados son el ácido fosfórico, el cloruro de zinc y el ácido sulfúrico. CLASIFICACIÓN DE CARBONES ACTIVADOS Se clasifican en dos grandes grupos: •

Carbones activados para purificación en fase liquida.

•

Carbones activados para purificación en fase gaseosa.

Las propiedades más importantes al considerar al seleccionar un carbón son el diámetro de los poros y las características de los mismo. Los poros de un carbón activado se clasifican en tres de acuerdo a su tamaño •

Micro Poros

•

Poros Medios

•

Macro Poros

3.5 ADSORCION DE ORO CON CARBÓN ACTIVADO

INTRODUCCIÓN: Desde su principio a partir de 1890, la cianuración ha sido considerado el principal proceso para la producción de la mayoría del oro primario y una cantidad significante de plata. La mayoría de las operaciones de Heap Leaching usa los métodos del carbón activado o Merril Crowe para el tratamiento de soluciones lixiviadas, aun cuando la aplicación de sulfuro de sodio para precipitar la plata de dos licores desorbidos del carbón a recibido favorable atención. La elección del método de recuperación entre las columnas de carbón y la precipitación con polvo de zinc esta usualmente basada en los análisis de costos de capital y operación.

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El proceso de adsorción con carbón hoy en día es aceptado universalmente como un método y estándar en la recuperación de oro y plata a partir de soluciones o pulpas.

3.6 ASPECTOS TERMODINÁMICOS DE LA DESORCIÓN La capacidad de carga del carbón activado se incrementa con el incremento de cationes .

Un complejo neutral como el Hg(CN)2 se adsorbe fuertemente sobre el carbón activado como lo hace los complejos aniónicos Au(CN)2 y Ag(CN)2. La adsorción del cobre desde soluciones cianuradas sobre el carbón activado se incrementa a medida que el valor del PH y la concentración del cianuro libre son más bajos. La capacidad de carga en oro el carbón activado decrece con el incremento de la temperatura. 3.7 CINÉTICA DE LA ADSORCIÓN En general la velocidad de adsorción de oro sobre carbón disminuye exponencialmente con el tiempo, lo cual puede ser descrito empíricamente por la ecuación:

(Au)n = K(Au)st

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(Au)n = aumento de la concentración de oro en el carbón (Au)s = concentración en la solución K, n = constantes 3.8 RECUPERACIÓN DEL ORO CON CARBÓN ACTIVADO El proceso general se puede resumir en las siguientes etapas:

Lixiviación: Por agitación o en pilas Carga: Adsorción con carbón activado del oro (y/o) plata de la solución rica cianurada. Descarga: También llamada elusión o desorción del oro (y/o plata) del carbón en una solución más concentrada. Regeneración: Restitución de propiedades originales del carbón. Producción De Oro Metálico: Mediante técnicas de electrodeposición cementación del oro la solución concentrada (desorbida). 3.9 RECUPERACIÓN DEL ORO CON CARBÓN ACTIVO El carbón activo es útil debido a la gran capacidad de la estructura carbonosa, que pone a disposición del sistema una superficie enorme, para adsorber diversas especies. En el caso de cianuro de oro, el proceso es más químico que físico y se basa en el hecho de que el oro unido a 2 cianuros en el complejo, en presencia de carbón, forma otra unión química. Existen 3 métodos:

• • •

CIP (Carbón in Pulp) CIL (carbón in Leach) CIC (Carbón in Column)

CIP (CARBÓN IN PULP) – CARBÓN EN PULPA Es el método preferido a nivel mundial para la recuperación del oro de la pulpa cianurada. La base del proceso consiste en que a medida que el oro se disuelve contacta con el carbón activo y se adsorbe en su superficie. La fácil separación del carbón retira de la solución de lixiviación el oro que se re extrae de aquél con una solución alcalina concentrada. CIL (CARBÓN IN LEACH) – CARBÓN EN LIXIVIACIÓN

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Se diferencia del anterior en que el carbón se añade directamente en el tanque lixiviador y a medida que se disuelve el oro, se va adsorbiendo. Este método se recomienda cuando hay material carbonoso autóctono en la pulpa, que adsorbería el oro, produciendo pérdidas. CIC (CARBÓN IN COLUMN) – CARBÓN EN COLUMNA Cuando se hace separación sólido-líquido antes de introducir el carbón. Posteriormente, se extraen los metales preciosos del carbón y se reactiva este para su reutilización. Para ello, se realiza una percolación en caliente (70°C) de una disolución de sosa y alcohol. El oro se recupera por electrólisis con cátodo de lana de hierro. La reactivación de los granos de carbón se realiza por vía seca, a una temperatura de 600-750°C.

4. BIOLIXIVIACIÓN Eficiente para el tratamiento de concentrados de alta ley por lo desmesurado que sería el tamaño de una planta capaz de tratar todo en uno. La gran ventaja de este procedimiento es que deja liberado el oro de la mena refractaria solubilizando los sulfuros y el arsénico, dos formas más eficaces, en términos ecológicos, de manejar ambos elementos que cuando se produce su combustión. En este proceso se genera ácido y se eleva la temperatura, lo que se

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debe controlar por medio de la densidad de la pulpa (10-15%). La temperatura se mantendrá entre 35 y 40°C y el pH será en torno a 1,5 y 2, pues este es el medio preferido por la bacteria Thiobacillus ferrooxidans y otras bacterias similares que aparecen en los sistemas de lixiviación. El control del pH se consigue por la adición de cal al reactor de biolixiviación. 4.1 LIXIVIACION DE METALES PRECIOSOS

Antes de entrar en la teoría del proceso de cianuración, un breve examen de las propiedades químicas de oro puede ser beneficioso. El oro no se oxida a temperaturas normales ni es soluble en ácido sulfúrico, ácidos clorhídrico o nítrico. Se disuelve en agua regia (una mezcla de ácido nítrico y ácido clorhídrico) también en algunos compuestos de cloro y bromo. En la última reacción fue desarrollado el proceso bromocianuro utilizado en algunos minerales refractarios en los primeros días de la minería de oro en Australia. El oro tiene afinidad por el mercurio, uniéndose para formar la amalgama. Sin embargo, la principal propiedad química de interés comercial es que el oro es soluble en soluciones diluidas de cianuro. La base del proceso de cianuración se basa en el hecho que las soluciones de cianuro de potasio o sodio tienen una disolución preferencial por las partículas de oro metálico y plata que sobre la mayora de otros materiales normalmente encontrado en minerales de oro. Sin embargo, hay unos cuantos minerales conocidos como cyanicides que tienen efectos negativos y se discuten más adelante. El cianuro es el término descriptivo general generalmente aplicado al cianuro de sodio, NaCN. Sin embargo, los primeros trabajos en la cianuración se basan en la utilización de cianuro de potasio y la concentración de la solución así como las fórmulas básicas que están todavía en términos de ese producto químico. Cabe señalar que el radical de cianógeno (CN) realmente tiene el poder de la disolución, y la base alcalina de calcio, potasio o sodio dan una estabilidad química a los compuestos. La principal diferencia entre los cianuros alcalinos, aparte de su costo, es su relativa fuerza para la disolución. Esto depende totalmente del porcentaje del radical cianógeno presente. La ecuación de Elsner es generalmente aceptado como una expresión de la reacción del oro en soluciones de cianuro diluido; 4 Au + 8 de KCN + O2 + 2 H2O = 4 KAu (CN)2+ 4 KOH. Así, cuando las superficies frescas de oro están expuestos a la acción del cianuro en solución acuosa conteniendo oxígeno libre, se forma un compuesto de cianuro de oro y un hidróxido.

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La concentración de la solución es generalmente cerca de una libra de cianuro (KCN) por una tonelada de solución (agua). Esto generalmente es lo suficientemente fuerte para la mayoría de los circuitos de cianuracion, y el trabajo experimental ha demostrado que se obtiene disolviendo el máximo poder en esta fuerza. Además, una solución débil es el menos afectado por los cianuros, y peligro de intoxicación por los gases que se formen por evaporación en clima caliente se reduce.

Concentrados de sulfuros con oro, obtenidos por concentración en mesa o flotación, con frecuencia son tratados con soluciones más concentradas. Estos concentrados usualmente requieren estudio muy minucioso, como se describe más adelante La fuerza de las soluciones está generalmente expresadas en kilos de cianuro de potasio por tonelada equivalente de solución. 1 kg. de cianuro a 1 tonelada de agua = 0,05% de solución; etc. La temperatura de la solución es también importante en el mantenimiento de la eficaz acción de disolución. Especialmente en climas fríos, las soluciones suelen ser calentada a una temperatura aproximada de 21°C. Por encima de esta temperatura la pérdida de cianuro por la descomposición se convierte en un factor importante. Teóricamente, el oro se disuelve en una solución más rápida a una temperatura de 59°C. Densidad de las Soluciones de Lixiviación Para mantener la capacidad máxima y mínima pérdida del material valioso en solución, generalmente es aconsejable mantener la mayor densidad en los circuitos del molino. Debe

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tenerse en cuenta que por cada tonelada de agua añadida al molino del circuito, una tonelada de agua debe ser eliminada para mantener el equilibrio. Esta solución descargada no sólo contiene reactivos, tales como la cal y el cianuro, sino también de oro disuelto, aunque sólo sea en cantidades diminutas. Cuanto mayor sea la densidad del alimento para el agitador cuanto mayor será la capacidad del agitador, o a la inversa, más pequeños o menos agitadores son necesarios. Suponiendo un mineral donde los sólidos tienen una gravedad específica de 2.6, una tonelada de sólidos con el 30% de los sólidos (solución al 70%) ocupará 86,7 pies cúbicos, mientras que en el 50% de los sólidos sólo ocupará aproximadamente la mitad de ese espacio, es decir, 44,31 pies cúbicos. También es apto para ser más solución de fracciones de arena que puede causar dificultades mecánicas al tratar un diluya la pulpa. En consecuencia las densidades del agitador se mantienen generalmente de 30% a 60% de sólidos, capacidad de molienda en un molino de bolas es también limitado si la densidad desciende por debajo del 70% de sólidos.

4.2 AIREACIÓN EN CIANURACIÓN

Otro de los principales requisitos de la cianuración exitosa es el oxígeno. El oxígeno puro es demasiado caro, por esta razón se usa el aire atmosférico como la fuente del gas oxígeno. Algunos interesantes experimentos han sido realizados utilizando el ozono, pero la práctica no ha sido aprobada comercialmente a cuenta de los gastos en el proceso de lixiviación de oro

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Para una disolución eficiente, es necesario que el aire entre en contacto físico con las partículas de oro. Como estas partículas son generalmente muy distribuida a través de la pulpa, significa que las burbujas de aire debe estar completamente dispersas y un exceso debe ser utilizado más allá de los requisitos teóricos de aire. 4.3 Agentes Oxidantes Estos oxidantes pueden ser Peróxido de Sodio, permanganato de potasio o de dióxido de manganeso. Actúan de dos maneras: por una naciente o condición activa y por lo tanto acelerar la disolución de oro, oxidando las impurezas perjudiciales que pueden estar presentes en el mineral o solución.

Se ha encontrado en algunas plantas que debido a los aumentos en el tonelaje o cambios en el mineral, que la aireación adicional es necesaria. Se han utilizado diversos métodos para ello, uno de los cuales es colocar un anillo de inyección de aire alrededor de la circunferencia de cada uno de los agitadores. En este caso particular, los agitadores eran de 18’x 21′ y ocho de estos inyectores fueron colocados en cada anillo. Los jets consisten de tubo de ¼ “, colocados en un cabezal de 1″, igualmente espaciados alrededor de la circunferencia del tanque del agitador y la proyección de 10′ bajo la superficie de la pulpa. La aireación y la agitación violenta pudieron mejorar la disolución. Otro método se basa en la dispersión del flujo de pulpa, ya que entra en los distintos tanques en una gran corriente. En este caso se construyen bandejas de chapa de acero de 1/16″ de 4″ de alto y un cuadrado de 2′. En la parte inferior de estas bandejas hay una malla soldada de acero de ¼”. Estas cestas o pantallas se colocan alrededor de 1′ en cada descarga, y el flujo de la corriente de la pulpa se extendió a cubrir el mayor espacio posible. De esta manera un único flujo de pulpa fue convertido en numerosos flujos. En un lado de la pantalla, una pulgada o tan abajo, un tubo de 1″ conectado con la línea principal de aire comprimido está anclado. Pequeños agujeros con separaciones de 1″ se perforan a lo largo de su longitud hacia el flujo de pulpa. Cuando el aire está en la línea, los numerosos flujos de la pulpa que pasa a través de la pantalla son lanzados hacia el depósito en forma de partículas muy pequeñas. La pulpa de esta manera está mucho mejor aireado. Otro método se observó en algunas plantas es la inserción a través de los costados del tanque, bien por debajo de la parte superior de la pulpa, de un tubo de 3/4″, los extremos tienen una manguera de aproximadamente 6″ de largo. El extremo de esta manguera a su vez es sujetado con un cable. A continuación, una fina hendidura está cortada longitudinalmente a lo largo de la parte inferior de la manguera. Cuando el aire comprimido está en la línea, la presión de aire es suficiente para abrir esta hendidura y permitir que el paso aire en forma de burbujas en el

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agitador. No obstante, si por cualquier motivo la presión del aire disminuye, se produce un cierre automático sobre la reducción de la presión. 4.4 DESCOMPOSICIÓN DE REACTIVOS Como se ha descrito anteriormente, la cantidad de reactivos realmente necesaria para disolver el oro es extremadamente pequeño. Sin embargo, frecuentemente la cantidad de reactivos utilizados es mucho mayor y sus causas debe ser detectadas y, si es posible, remediar. Estos pueden ser brevemente enumerados como sigue

Agua Impura Cianicidas Perdidas Mecánicas La fuente de agua es muy importante, no sólo desde el punto de vista de la cantidad disponible en todo momento, pero también la calidad. En algunos sitios la única agua disponible es de pequeños lagos o estanques y, como tal, es frecuentemente contaminada con materia orgánica y sales solubles. Esta agua puede ser altamente reducida en su acción. Cal extra puede ser necesario antes de esta agua se una al gua que retorna a la planta. Soluciones de nitrato de plomo puede ser añadida para ayudar a la precipitación de las sales solubles. Oxidantes químicos como el permanganato potásico se utilizan también. Algunos de estos problemas también son discutidos más adelante. Ciertos materiales conocidos como cianicidas pueden estar presentes en el mineral. Un cianicida puede definirse como un material natural que destruye el cianuro. La Pirrotita es uno de los más conocidos. Se combina con el cianuro dando ferro-cianuro y sulfo-cianuro. Se piensa que la estibina requiere alcalinidad extremadamente baja para evitar su solubilidad en la solución. Lo contrario es cierto en el caso de la Esfalerita, donde la alta cal tiende a reducir la solubilidad de zinc Si el mineral contiene cantidades importantes de cobre, antimonio, arsénico, cobalto o níquel, podrían disolverse y estarán presentes en la solución rica Aunque la tasa de disolución de estos materiales puede ser controlado en cierta medida, las soluciones con el tiempo perderán su potencia debido a que se recirculan. A continuación, es necesario purgar la parte de la solución y restablecer el equilibrio mediante la adición de solución fresca. Después de que las soluciones han perdido su oxígeno disuelto y se efectuado

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la precipitación, también es necesario positivamente para aireación antes de ser utilizada nuevamente. Esta aireación frecuentemente se logra permitiendo que el flujo de la solución se mueve en distancias largas. Esta aireación no sólo restaura el oxígeno libre a la solución, sino que además regenera parcialmente algo de cianuro. Las pérdidas físicas ocurren de dos maneras, (a)Perdidas accidentales (b) Perdidas inherentes La primera es debido a derrames y fugas debido a un diseño malo de las canaletas. Además, se producen pérdidas cuando es necesario descargar los agitadores, clasificadores o espesante tanques, debido a fallas de energía o dificultades mecánicas Las pérdidas inherentes también pueden considerarse desde dos puntos de vista, a saber, aquellos que ocurren sólo en un nuevo circuito, y los que se producen continuamente. La primera se debe a soluciones entrando los tanques y puede ocurrir durante un período de dos o tres meses. La segunda es debido a las pérdidas en los filtros, etc. Naturalmente que es deseable mantener las pérdidas al mínimo, ya que son una carga plana contra el costo de operación. Por ejemplo, una torta de filtro pueden tener de 10 a 12% de humedad en ella. Un lavado con agua pesada en el filtro, se reducirá la cantidad de productos químicos en esta humedad, mientras que un repulpado y una segunda filtración podría ser conveniente en algunos casos. Un análisis de costos en cada caso es deseable. 4.5 EFECTO DEL PH EN LA CIANURACIÓN DE ORO Y PLATA Para reducir la cantidad de cianuro destruido, se agrega cal a la solución para mantener un

“alcalinidad protectora.” es habitual para mantener esta alcalinidad desde 0.25 a 1.00 kilos por tonelada de solución. Cal tiene un efecto beneficioso de acelerar la sedimentación de la pulpa en el espesador, y además se precipitan determinadas sustancias indeseables Con el fin de que la cal pueda comenzar su acción protectora tan pronto como sea posible, normalmente se añade con mineral en el molino de bolas, puede ser añadido o seco como leche de cal. El muestreo sistemático de las soluciones en distintos puntos predeterminados en el circuito es aconsejable. A continuación, el operador puede controlar la cal y el cianuro y estar seguro de que en todo momento que la fuerza mínima requerida se mantiene. El cianuro usualmente agregado en la solución recién aireada es bombeado al circuito de molienda, aunque a veces bloques de cianuro puede ser suspendida en cestas en una disolución de circuito para corregir algunos problemas locales. 4.6 MOLIENDA Y TAMAÑO DE PARTÍCULA

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En adelante se prestará atención a la teoría de algunas etapas. De éstos, los más importantes desde el punto de vista de costo es la molienda, la cual puede dar cuenta de 40 a 70% del costo total del proceso.

La molienda se realiza normalmente en un molino de bolas con el propósito de reducir el mineral a la suficiente finura que las partículas de oro pueden estar expuestos a la acción de disolución de la solución de cianuro. Esta disolución puede comenzar en el molino de bolas o en los agitadores. En el primer caso, la molienda se realiza en presencia de una solución de cianuro. Es metallurgically posible ya que del 30% al 85% del oro se disuelve, aliviando así grandemente la carga sobre los agitadores. Las condiciones de disolución en el circuito de molienda son ideales, ya que las caras están expuestas, se pone inmediatamente en contacto con la solución de cianuro, que normalmente está en un nivel relativamente alto de temperatura Sin embargo, algunos minerales contienen cianicidas que requieren pre-tratamiento, tal como moliendo en agua alcalina. Estas soluciones son espesadas para quitar este material nocivo antes de que el cianuro sea añadido. Esto es a menudo necesario cuando se tratan concentrados. Como regla general, cuanto más fino sea el estado de división del oro, es más fina la molienda requerida. Esto se aplica particularmente a minerales donde el oro está íntimamente asociada con los sulfuros. Generalmente se considera también que a una molienda más fina, mayor puede ser el porcentaje de extracción. Sin embargo, es necesario mantener un equilibrio económico en la medida en que el costo de la molienda aumenta enormemente con la finura de molienda, y frecuentemente el mineral se hace más difícil para moler en las mallas más finas.

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Exceso de molienda no sólo puede resultar en lamas muy finas que son difíciles de manejar en los espesadores, pero también puede resultar en el revestimiento de las partículas de oro con cuerpos extraños clavados en ellos, por la caída de las bolas de molienda. En algunos minerales un gran porcentaje del oro ocurre con los sulfuros, que sólo constituyen una pequeña proporción del mineral. Una molienda muy fina puede ser necesaria para liberar este oro de los sulfuros. En estos casos, si todo el mineral fuera enteramente molido, el costo de la operación sería muy elevado. Normalmente es aconsejable eliminar los sulfuros primarios desde el circuito de molienda y darles un tratamiento de molienda por separado. El Jig ha sido ampliamente utilizado para hacer este trabajo. Esta máquina puede ser operada con una descarga continua, si se desea, para alimentar a los sulfuros a una pequeña unidad de remolienda. En un circuito cerrado con este circuito secundario pueden ser instalados Agitadores para facilitar la disolución del oro en este material refractario. Estos agitadores fueron especialmente desarrollados para dar la intensa agitación y aireación necesaria en este tipo de material. Los relaves de esta unidad se dirigen al circuito de cianuración. La flotación no puede utilizarse, ya que el cianuro es un fuerte depresivo de sulfuros. Mediante un circuito de molienda secundaria como se indicó anteriormente, el rebose del clasificador puede ser relativamente grueso, ya que contiene principalmente la ganga. Cualquier oro fino en las partículas de cuarzo se vería rápidamente disuelto, y por lo tanto la longitud de tiempo de contacto en cianuro puede reducirse a un mínimo. El oro en los sulfuros, que requiere de molienda fina, recibe otro tipo de tratamiento intensivo. Sin embargo, como esta parte distinta representa sólo un pequeño porcentaje del mineral que ingresa a la planta, el costo de la instalación y el funcionamiento es materialmente reducido si se procesara todo el tonelaje. En molinos de bolas de molienda húmeda se realiza gracias a la mayor eficiencia de molienda húmeda, y el efecto de disolución que está disponible en la solución de cianuro. Control del tamaño de partícula es mantenido por el clasificador. La finura de molienda es usualmente especificada por el porcentaje de material que pasa a través de una pantalla estándar. Por ejemplo, un 70% menos de 200 mallas. La capacidad del molino de bolas es generalmente considerada en base a un exponente de 2,83 el diámetro y directamente con la longitud. Como el diámetro efectivo del molino de bolas se mide en el interior de los forros, es importante saber exactamente si el diámetro del molino de bolas en cuestión se mide exteriormente o en al interior de los forros al calcular la capacidad. 4.7 CONTROL DEL TAMAÑO DE PARTÍCULA

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El objetivo de la clasificación es para controlar el tamaño del material que se alimentan a la disolución o circuito de agitación. La descarga del molino de bolas se envía a un clasificador donde se divide en una fracción gruesa y otra fina; las partículas gruesas retornan al molino de bolas, mientras que el material fino o rebose se envía al circuito de lixiviación. Este paso se denomina “moler en circuito cerrado” y aumenta considerablemente la eficiencia de todo el circuito de molienda Esto es debido al hecho de que las partículas molidas suficientemente finas dejan el circuito de molienda para ser enviados para su posterior tratamiento, mientras que las partículas gruesas son devueltas para su molienda. Así la energía consumida por el molino de bolas, la cual es un factor importante en cualquier circuito de molienda, se mantiene balaceada. 4.8 CONCENTRACIÓN GRAVIMÉTRICA DE ORO EN EL CIRCUITO DE MOLIENDA Para una operación eficiente del circuito de cianuración, es necesario extraer el oro grueso desde el circuito de molienda tan pronto como sea liberada, de lo contrario este oro quedará atrapado dentro del circuito de molienda. También puede presentarse en el clasificador y espesador de relaves. Especialmente en una operación de alto grado de oro, esto puede ser un serio problema. Además, las partículas de oro grueso son lentas para disolver en una solución de cianuro, y, en consecuencia, existe la posibilidad de que se estén en los relaves antes de que se hayan disuelto completamente. Otra ventaja es que esta extracción aumenta la capacidad del circuito de molienda. Esta extracción se realiza, bien por trampas, Jigs o concentradores centrífugos.

En unas antiguas operaciones en Ontario, Canadá, cinco de plantas son operaciones de cianuración, y cinco plantas son de flotación. Del primer grupo, tres muelen con adición de una solución de cianuro, y dos solo con agua antes de la cianuración. Todas las diez plantas tenían Jigs, celdas unitarias o combinaciones en el circuito de molienda. Seis empleaban amalgama de recuperar una parte del oro. La siguiente tabla muestra los métodos utilizados en la concentración del oro en el circuito de molienda en varios plantas y el porcentaje de oro notificados como recuperados por estos medios

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Una ventaja adicional es que se reduce el tamaño del edificio de la planta y en climas fríos, el costo de la calefacción es un elemento importante. Además, el Jig actúa como una válvula de seguridad para la sección de lixiviación con cianuro. Permite el uso de agitadores no muy grandes. La solución con menor contenido de oro disuelto va a los espesadores de relaves para su recuperación. Además, tiene el efecto de reducir la cantidad de solución que es manejado por el sistema de precipitación, reduciendo así el costo de esta unidad y la cantidad de productos químicos. 4.9 ESPESAMIENTO DE LA PULPA LIXIVIADA El espesamiento puede definirse como el proceso mediante el cual se elimina el exceso de solución de la pulpa. Con frecuencia el rebose del clasificador contiene más agua de la que se desea en el circuito de lixiviación en tanques. Por lo tanto, el exceso de solución rica es eliminado por el espesamiento y enviado a la etapa de precipitación o adsorción. Para determinar la capacidad requerida, es necesario realizar pruebas de sedimentación, pero algunos factores principales que pueden considerarse en la operación del espesador.

Cuanto mayor es la gravedad específica, el más rápido de la tasa de sedimentación. Con la misma gravedad específica, las partículas de mayor tamaño se sedimentaran más rápidamente que las partículas más pequeñas. Los granos redondos o en forma de cubículo sedimentaran más rápidamente que las partículas de forma irregular. Con un aumento de la temperatura, la viscosidad de la solución disminuye y, por lo tanto, la tasa de sedimentación se incrementa. La cal frecuentemente actúa como coagulante para mejorar la tasa de sedimentación de material fino.

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Área del espesante es la función principal de su capacidad. La profundidad del espesador influye en la capacidad en función de la dilución del alimento y la descarga inferior. Las lamas se asientan en una densidad máxima y más allá no se comprimirán más.

La mayoría de los espesadores en circuitos de cianuro son operados de manera que el nivel de las lamas será de 6″ a 1″ debajo del nivel de rebose. De esta manera se obtiene una solución clara en el rebose del espesador. Este nivel de lamas es cuidadosamente vigilado y medido durante el turno de trabajo por los registros que se van a efectuar. Si se debe aumentar el nivel, es necesario que sea el tonelaje reducido o determinados coagulantes como la cal se adicionen para ayudar a flocular las lamas. Una solución de almidón se utiliza a veces para este propósito también pero es más generalmente considerada como ayuda en el proceso de clarificación.

5. FACTORES QUE AFECTAN LA ADSORCIÓN DE ORO 5.1 EFECTO DEL CARBÓN ACTIVADO Existen dos tipos de carbones activados generalmente usados y son el de forma cilíndrica y el granular, estas dos formas el segundo constituye por sus características el más comercialmente usado en plantas metalúrgicas. Cuando se inicia una operación nueva y el carbón activado recién inicia su trabajo de absorción las extracciones son muy eficientes y muy rápidas, pero conforme pasa el tiempo el carbón va perdiendo su eficiencia. Esta eficiencia puede estar restituida mediante el tratamiento de carbón con hornos de reactivación termina y ciclos de lavado acido, procesos que se complementan para permitir una eficiente actividad del carbón que nunca llegara a ser tan alta como el carbón nuevo.

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Generalmente el carbón envejecido que sale del proceso contiene una cantidad de oro entrampado difícil de desorber económicamente y que alcanza valores de 1 a 3 onzas de oro. 5.2 EFECTO DEL PH La capacidad de la absorción del oro desde soluciones de cianuración sobre el carbón que puede ser significativamente realizado reduciendo el PH aun a rangos cercanos al acido.

5.3 EFECTOS DE CONCENTRACIÓN DE CIANURO Se expresa que la movilidad de los iones parece estar mayormente influenciada por la cantidad de cianuro libre, pues un incremento de este trae como consecuencia un efecto adverso en la capacidad y la cantidad de carga. Por otro lado, si el nivel de cianuro libre decae debajo de cierto limites, entonces el oro no será adsorbido correctamente. Además si la carga se realiza en presencia de una concentración de cianuro demasiado baja, el carbón no se desorberá fácilmente. 5.4 EFECTO DE LA CONCENTRACIÓN DE ORO De acuerdo a estudios de investigación realizados se ha comprobado que la capacidad de equilibrio del carbón se encuentra relacionada a la concentración de oro en la solución cianurada. Se ha encontrado que la aproximación al equilibrio es particularmente más lenta a bajas concentraciones de oro por lo que será necesario un mayor tiempo de residencia o incrementar la cantidad de carbón a fin de conseguir bajos contenidos de oro en las colas. 5.5 EFECTO DE LA TEMPERATURA Se ha observado un marcado crecimiento de la actividad del carbono a medida que la temperatura es aumentada. Se puede afirmar que todos los circuitos de absorción operan a temperaturas ambiente mientras que la desorción es realizada a temperaturas cercanas a punto de ebullición.

5.6 EFECTO DEL TAMAÑO DE PARTÍCULAS La velocidad de absorción está afectada normalmente por el tamaño de partículas de carbón. Partículas más pequeñas para una misma masa de carbón, mejora la desorción del oro por el incremento de área superficial.

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5.7 EFECTO DE LA EFICIENCIA DE MEZCLADO Puede observarse que una mayor velocidad de agitación aumenta la cinética de adsorción, ya que en general, disminuye la resistencia fenómeno difusiónales. Que la eficiencia de mezclado tiene una importancia trascendente sobre los rendimientos operacionales de una planta real, lo que coincide, además, con las observaciones de plantas en operación. 5.8 PARÁMETROS QUE CONSIDERAR EN PLANTAS DE CARBÓN ACTIVADO La optima operación de un circuito de adsorción de carbono activado involucra decisiones y opciones que considerar, concentraciones de en el barren la carga de oro en el carbón y el número de etapas empleadas todas estas interdependientes entre sí. A continuación desarrollamos algunos parámetros de operación a tener cuenta en la planta de carbón activado. •

Distribución Del carbón

•

Carga Del Carbón

•

Avance Del Carbón En El Circuito CIP.

•

Perdidas De Carbón

•

Presencia De Plata En El Mineral Aurífero.

5.9 DISTRIBUCIÓN DEL CARBÓN Se sugiere que mayor cantidad de carbón deberá ser acondicionado en las últimas fases del circuito de adsorción que las primaras fases. Esto supone obtener resultados más efectivos de operación con la reducción de la concentración de oro en la solución de barren.

CARGA DEL CARBÓN 5.10 La cantidad de oro y plata que puedan cargar un determinado carbón activado depende entre otros factores de la concentración de estos elementos del cianuro libre y del pH de la solución, además del flujo de alimentación. También influye su granulometría puesto que como hemos visto las partículas finas con su mayor superficie específica para captar rápidamente mayores cantidades que las gruesas aunque deben poseer un tamaño mínimo para evitar pérdidas por arrastre en los afluentes. 5.11

AVANCE DEL CARBÓN EN EL CIRCUITO CIP

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Un factor muy importante que considerar representa la concentración de carbón por tanque de adsorción la cual se encuentra condicionada por la cantidad de oro en solución y del grado de carga de carbón por tanque. Concentraciones típicas de carbón en el primer tanque CIP es aproximadamente 15g/l y alcanza los 40g/l en el último. El primer tanque produce un carbón altamente cargado destinado a desorción, mientras que el ultimo tanque produce una solución pobre (Barren) que representa las colas de baja ley. La solución puede ser reciclada previo reajuste de pH y cianuro a los pads de lixiviación. PERDIDAS DEL CARBÓN 5.12 En los inicios de las plantas CIP existió siempre el temor que, los granos de carbón se estropearan o fueran aprisionados a un tamaño más pequeño que los intersticios de la malla de retención lo que provocaría que las concentraciones de oro se elevaran en los residuos sólidos. La abrasión del carbón constituyo un serio problema pues altas concentraciones de carbón podía ser detectados en los últimos sólidos. PRESENCIA DE MINERAL EN EL MINERAL AURÍFERO 5.13 El carbón activado es más selectivo para cianuro de oro que cianuro de plata y a razonables cantidades de estos dos metales, la plata disminuye lugares activos del carbón disponibles para el cianuro de oro. Existe especiales procedimientos que han sido adoptados para permitir una buena recuperación de la plata respecto al oro: El primer y más obvio procedimiento es operar el circuito de adsorción a cargas de oro y plata debajo de la capacidad de carga del carbón. La segunda opción es operar a valores de pH menores, puesto que el carbón activado es solamente selectivo para el o sobre la plata a pH > 8.

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CONCLUSIÓN 5.14 Es necesario tener en cuenta que si en las colas de lixiviación se están encontrando valores significativos de oro y plata, significa que estos minerales ya están siendo liberados adecuadamente, pero su recuperación no ha sido suficientemente efectiva. Es por esta razón que la adaptación de un proceso de absorción con carbón activado puede resultar apropiado para impedir este desperdicio económico y en consecuencia disminuir los altos niveles de cianuro residual que están siendo descargados al ambiente. 6. REFINACIÓN DE ORO El Oro es uno de los primeros elementos conocidos por el hombre y desde ese primer momento ha despertado un inusitado interés, tanto por su utilización como moneda, por sus usos decorativos o por su uso en otros campos. Por otra parte, incluso en el siglo XIX, el oro simplemente se recogía de los yacimientos, y al ser lo suficientemente maleable se conformaba hasta obtener las joyas o el material pertinente, sin necesidad de un proceso de refino. Los primeros métodos que refinaban este metal eran procedimientos pirometalúrgicos, como la copelación, que aunque podían eliminar los metales menos valiosos, por ejemplo los

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metales base, no eran capaces de recuperar o eliminar a los otros metales preciosos, en particular la plata, por lo que el oro que se obtenía no presentaba una elevada pureza, valor que podía variar entre números tan dispares como 65 a 90 %. Pese a todo, estos procesos considerados como clásicos se han venido utilizando con asiduidad por los principales países productores de este metal, y no es hasta este último cuarto de siglo cuando se ha desarrollado nuevos procesos. Estos han pretendido cambiar completamente la tecnología y los procedimientos para la recuperación de este metal precioso y estimado. 6.1 REFINACIÓN QUÍMICA DEL ORO Uno de los procesos más antiguos para separar el oro de la plata y los metales base, usualmente asociados con él, fue por la partición con ácido nítrico. Como el ácido nítrico no puede atacar completamente cualquier aleación de oro, a no ser que el contenido de oro no exceda el 30%, en Este caso la plata (o cobre) debe ser deliberadamente aleada con el bullión de oro para permitir que se "parta" completamente.

El oro no es atacado, la plata y el cobre respectivamente forman nitratos solubles. Las reacciones son acompañadas por la evolución de gases de óxido nítrico NO, el cual se combina con el oxígeno del aire para producir gases marrones densos de NO2 y N2O4. Si la relación del oro y la plata más los metales base está en un exceso de 1:2 1/2, el doré queda sin reaccionar, y a una relación inferior de 1 de oro a 2 1/2 de plata más metales base, es posible producir un residuo marrón claro de oro fácilmente manipulable. 6.2 MÉTODOS DE REFINACIÓN DE ORO

6.2.1 PROCESO CON ÁCIDO NÍTRICO El ácido nítrico es un eficiente reactivo para abordar la disolución de los metales base y la plata que puedan acompañar al oro; sin embargo, el oro contenido en el material de partida no debe exceder el 30% para no perder eficiencia del proceso.

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6.2.2 PROCESO CON ÁCIDO SULFÚRICO En el tratamiento de minerales concentrados con altos contenidos de metal base, como en este caso altos contenidos de cobre, al fundirlo atrapan a los metales preciosos. El cobre producto de la fundición es sometido a la partición con ácido sulfúrico a fin de extraerlo electrolíticamente puro, quedando el oro y los metales más nobles en forma de barros anódicos, los metales menos nobles se disolverán y ensuciaran el electrolito.

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6.2.3 PROCESO CON AGUA REGIA La disolución del oro se realiza con agua regia. La disolución acuosa que contiene el oro se evapora a sequedad con el fin de eliminar los nitratos que interfieran en las etapas posteriores y el residuo se disuelve otra vez en ácido clorhídrico.

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6.2.4 PROCESO MILLER El proceso Miller, inventado por Francis Bowyer Miller, se utiliza para refinar el oro en una escala industrial y es capaz de refinar el oro a 99,95% de su pureza. Esta técnica incluye el paso de gas cloro a través del oro fundido, sin refinar, haciendo que la plata y otros metales básicos se vuelvan sólidos y floten en la parte superior desde donde se desnata. El resultado

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es 98% de oro puro, que luego es electrolíticamente refinado para eliminar el platino y el paladio. 6.2.5 PROCESO WOHLWILL El proceso Wohlwill, otra técnica para la refinación del oro, refina el oro a un 99,999% de su pureza (la mayor pureza posible). Desarrollado por Emil Wohlwill en 1987, este proceso electroquímico utiliza una barra de 95% de oro puro como un ánodo y pequeñas hojas de oro puro de 24 quilates como cátodo. Una corriente pasa a través del sistema, que utiliza ácido cloroaúrico (HAuCl ) como un electrolito; el oro puro se acumula en el cátodo, que a continuación se puede fundir o procesar.

6.2.6 PROCESO OUTOKUMPO Este proceso trata lodos anódicos de modo que se facilite el procesado posterior de los metales del grupo del platino y a la vez que disminuya el contenido de oro en los circuitos electrolíticos, tal y como ocurre en el proceso Wohlwill.

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Este proceso todavía emplea la lixiviación del residuo aurífero que se forma en las celdas de procesado de plata. El agente de lixiviación que se utiliza es ácido sulfúrico concentrado. Sin embargo, el oro fino que se obtiene no se funde en ánodos, sino que se vuelve a tratar, esta vez con agua regia, de forma que se disuelve el oro, metal que se precipita de forma selectiva con sulfito sódico, bajo condiciones de estricto control del potencial redox. El platino y el paladio contenidos en la disolución de lixiviación se recuperan mediante cementación con hierro.

6.2.7 PROCESO OUTOKUMPU ( MODIFICADO)

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Se llama Proceso Outokumpu (modificado), por la razón de que en la primera lixiviación, se usó el ácido nítrico, luego de efectuar los ataques correspondientes el residuo y la solución son separados por decantación, para la solución se realiza una cementación para obtener la plata, para el residuo se le hace una segunda lixiviación con agua regia, después a la nueva solución que contiene oro diluido, se le hace una reducción con bisulfito de sodio, hasta obtener el cemento de oro, para luego fundirlo con sus respectivos fundentes y así tener al oro con una buena ley.

6.2.8 PROCESO DE BASE CLORHÍDRICO El oro se puede disolver en ácido clorhídrico en presencia de un oxidante. La plata precipita en este medio y se puede aprovechar si se separa. El oro, posteriormente, se precipita con ácido oxálico. Aunque una sola precipitación suele ser insuficiente, el paladio puede precipitar con el oro. Los metales básicos, como el cobre, se pueden precipitar con SO2. Las precipitaciones se deben repetir varias veces para conseguir metales puros. Este método tiene ventajas ya que es barato en equipo, es rápido y, por lo tanto, recomendable para cantidades pequeñas de metal.

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6.2.9 PROCESO SUMITOMO Los lodos anódicos de las refinerías de cobre tratan, en primer lugar, para eliminar el cobre y el selenio, después el producto resultante se digiere con ácido sulfúrico con el fin de eliminar la plata. Los sólidos que resultan de esta operación se lixivian con cloro gaseoso, disolviéndose el oro, el platino y el paladio. Se recupera el oro precipitándolo con peróxido de hidrógeno, se consumen cantidades que oscilan de 10 a 15 veces la concentración estequiométrica del reductor. El oro así precipitado necesita aún de una posterior lixiviación con ácido nítrico con el fin de conseguir la pureza necesaria para su comercialización. El platino y el paladio se recuperan mediante precipitación con ácido fórmico en forma de un concentrado mixto.

6.2.10 PROCESO INER En este proceso se pretende el tratamiento global de los lodos que se producen en las plantas de electro refino de cobre. En primer lugar, se separan el cobre, el plomo, la plata y el selenio

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mediante una lixiviación selectiva; a continuación, y también en forma selectiva, el oro se recupera de la disolución de lixiviación mediante extracción con disolventes.

6.2.11 PROCESO PERUANO CIA. MINERA PODEROSA Este proceso utiliza el agua regia, para disolver el oro, y separar las impurezas, para luego hacer la cementación del oro utilizando un precipitante.

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7. COMPARACIÓN DE LOS MÉTODOS DE REFINACIÓN

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7.1 VARIABLES EN LA REFINACIÓN DE ORO En la evaluación algunas variables se consideran constantes, estas aparentemente pudieran tener poca influencia en la obtención de los resultados.

Dentro de las variables que usualmente se consideran están: la concentración del reactivo disolvente, la temperatura, el tiempo, costo final de refinación, pureza final alcanzada. Las variables dependientes son aquellas variables que describen los resultados de un proceso, estas son: 7.2 COSTO DE REFINACIÓN Esta es una variable que nos establecerá el precio por gramo refinado, es posible obtener un método económico, pero su uso futuro es el que determina que tan bueno o malo resulta, se podría dar el caso que hay usarlo en joyería de exportación, con una ley baja (por ejemplo: 99% de pureza final), pero a precio relativamente bajo respecto a los otros métodos, simplemente se desecha este por no poseer una buena ley final de oro refinado. 7.3 PUREZA ALCANZADA Variable esta que define la calidad del material refinado, dependiendo de la pureza que alcancemos en nuestra refinación, podemos orientar el uso final que se puede dar, dentro de la joyería nacional, es posible trabajar con márgenes de ley, en tanto que para joyería de

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exportación estos márgenes deben de ser fijos, quiere decir que se debe trabajar con leyes estables. Para la determinación de nuestros parámetros y variables operacionales, tomamos en cuenta la exigencia del mercado en cuanto al mineral refinado. 7.4 EFICIENCIA DE RECUPERACIÓN La eficiencia de recuperación está determinado por la relación del peso final de oro obtenido sobre el peso inicial de oro a refinar expresado en porcentaje, cabe mencionar que para esta eficiencia se considera el peso después de la primera fundición, puesto que en esta etapa hay una primera merma que es descontada al cliente. 7.5 VARIABLES INDEPENDIENTES: Es una variable de proceso que puede tomar valores independientemente de las otras variables, en nuestra evaluación hemos considerado:

CONCENTRACIÓN DE LOS REACTIVOS Para el ataque con ácido nítrico se utilizan concentraciones concentradas de este reactivo, desde un primer momento. El ataque con agua regia también se realiza con una concentración concentrada. En la precipitación con bisulfito de sodio esta se efectúa con una solución saturada. TEMPERATURA La temperatura es una variable que determina el potencial químico y la actividad de un sólido en contacto con la fase liquida; la temperatura de trabajo fluctúa entre los 70 a 80°C. TIEMPO El efecto de esta variable está relacionado principalmente con la temperatura de disolución, uno de los factores que inciden en esta variable es el tamaño de la granalla.

8. DETERMINACION DE LA LEY DE LOS LINGOTES POR COPELACION A. Principio:

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La copelación tiene como meta la eliminación al estado de óxidos, por medio del plomo, de los metales comunes tales como el cobre, el hierro o el níquel, del oro y de la plata ya que no son oxidables se quedan al estado metálico. Se lleva la operación en un horno de mufla, en un recipiente poroso llamado copela constituida de magnesia o de polvo de oro calcinado. Se basa la copelación en el hecho de que “cuando el plomo fundido se expone a la acción del aire, a una temperatura que ronda los 1100 ºC y 1200ºC, se combina al aire en forma de litargirio (PbO) que es líquido a la temperatura a la que se forma. Resulta que, si el plomo está contenido en una copela que permite al litargirio ser absorbido a medida que se forma, de tal manera que una nueva superficie libre de plomo queda siempre sometida a la acción del aire, la oxidación se llevara mientras la totalidad del plomo no haya sido absorbido. El oro y la plata, sometidos a un tratamiento similar no se oxidan y se mantienen al estado metálico. Es preciso notar que es la gran diferencia de tensión superficial entre el plomo fundido y los metales preciosos fundidos la que evita a aquellos que sean absorbidos por la copela. B. MATERIAL NECESARIO PARA EL ANÁLISIS DE LOS METALES PRECIOSOS POR VÍA SECA. a) El horno de copelación llamado “horno de mufla”: Las fuentes de energía utilizadas son el gas o la electricidad. La temperatura a alcanzar es de 1200ºC. Los hornos pueden ser equipados de reguladores, pero un buen probador puede estimar la temperatura de la mufla a casi unos diez grados con arreglo a su color. Lo que es importante en estos hornos es la mufla. Son de formas diferentes, y de tamaños diferentes. La mejor forma para un uso general es la de las muflas que presentan una sección casi rectangular con la parte alta ligeramente arqueada. Lo que se requiere durante las pruebas, es la uniformidad de la temperatura y aporte de aire a través de la mufla para que la absorción del oro y de la plata y las pérdidas por volatilización sean las más bajas y más regulares como sea posible. b. Instrumentos de hornos y aparatos utilizados para la ejecución de las pruebas:

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Pinzas de copelas: Tienen que ser las más ligeras posibles, con una anchura de aproximadamente 70 cm, sin embargo que sean sólidas y capaces de apretar las copelas firmemente sin temer que se escapen. •

El Tas:

El Tas es un pequeño yunque utilizado para martillar los botones de oro o de plata. Son de acero templado, sólidamente fijados en un bloque de madera y su superficie tiene que ser cuidadosamente pulida para evitar una polución de los botones en el martilleo. •

Cizallas:

Un par de cizallas fuerte y bien afilada es en general útil para recortar metales tales como placas finas de oro o de plata. •

Cepillos:

Uno se sirve de cepillos de pelos duros para limpiar los botones de oro y de plata del polvo de copela que se adhiere a esta. El cepillo se compone de un ramo de cerdas de jabalí duras mantenidas en un tubo de fierro. •

Copelas:

Son recipientes en forma de pequeñas cucharas, constituidos de cenizas de hueso o de magnesia y en los cuales se llevan las operaciones de copelación. Se tienen que confeccionar con materias insensibles a la acción de algunos óxidos metálicos fundidos como los de plomo y cobre. Su textura debe ser bastante floja para dejar que sean penetradas rápidamente por los óxidos fundidos, y sin embargo ser bastante resistentes para que sean manipuladas sin romperse. Su tamaño varía con arreglo a la cantidad de plomo a introducir en la copelación. Es preciso notar, que una copela absorbe aproximadamente los 2/3 de su peso en plomo. •

El plomo:

Se utilizara el plomo en 2 formas: En rollos de plomo laminado que se cortara en hojas que permiten envolver las aleaciones a copelar antes introducción en el horno.

-

48

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En pastillas: Las pastillas de plomo se introducirán durante la copelación a fin de oxidar los metales comunes contenidos en la aleación a analizar. La cantidad de plomo a añadir depende de la proporción de los metales comunes a oxidar contenidos en la aleación.

-

•

Martillo: Para utilizar el tas, es preciso tener un martillo cuyo peso ronda los 3 a 5 Kg. Las superficies golpe tienen que ser muy cuidadosamente pulidas como las de los tas. •

Laminado:

El laminar ordinario de los joyeros es el modelo más adaptado para las pruebas. Los cilindros tienen que ser rodos limpios y solo tienen que servir para los metales preciosos. El laminado tiene el efecto de aumentar la superficie de ataque de las aleaciones oro y plata conseguidos después de la copelación favoreciendo así la disolución de la plata al ácido nítrico. •

Material de disolución:

Los recipientes para la disolución se llaman “matraz”. Son pequeños balones de cuello largo de una capacidad de aproximadamente 100 ml. Se colocan en una dila de quemadores que permiten la disolución simultanea de muchas pruebas. Se pueden utilizar pequeños frascos cónicos de tipo “Erlenmeyer” colocados en una placa calentadora. •

Balanza:

Es imprescindible, para conseguir buenas pruebas, tener una balanza fiable y precisa, capaz de alcanzar una sensibilidad de casi 1/20 mg.

C.

Modo Operatorio.

Siempre se dosifica el oro por prueba por disolución que consiste en copelar el metal en presencia de 2.7 veces su peso en la plata. La copelación elimina los metales comunes presentes en el metal, al estado de óxidos que se disuelven en el óxido de plomo. Queda una aleación de oro y de plata en la copela. Se ataca esta aleación por ácido nítrico que disuelve la plata y que deja intacto el oro. En las pruebas de oro refinado, solo se dosifica el oro. En el oro no refinado, hay plata y cantidades variables de metales comunes. Hace falta en este caso determinar las proporciones a la vez del oro y de la plata.

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9. PREPARACION DEL ORO BRUTO QUE ENTRA EN LA SOCIEDAD Cualquiera que sea la forma del oro que llega en la sociedad: polvos, bolas, lingoteras lingotes, cada lote se funde de nuevo individualmente para asegurarse de que no hay producto traficado, y a fin de conseguir una aleación homogénea sencillamente analizable. Si el metal se presenta en forma de lingote o de barra, también se funde de nuevo a fin de tener la garantía de que no es demasiado traficado. En efecto, puede ocurrir que unos lingotes estén “forrados” con una barra de tungsteno, ya que este metal tiene una densidad cerca del oro.

Fusión del lingote de Oro

50

RESISTENCIA DE MATERIALES TEMA: EXTRACCION DE ORO Y PLATA

Marcado de las barras ya fundidas

a)

SEGREGACIÓN O LICUACIÓN EN LOS METALES BRUTOS:

Uno sabe que cuando se funde juntos dos o varios metales y que se espera que enfríen, es raro que la aleación que resulta se solidifique enteramente a una temperatura definida. Normalmente, una parte se solidifica, la primera se separa de las otras partes constitutivas del conjunto que, a su vez, se solidifican a temperaturas más bajas. La segregación ocurre más o menos, pero siempre en las barras que contienen cobre, ya que la plata está concentrada hacia el centro o la periferia de la masa que está enfriándose, conforme sean preponderantes el cobre o la plata. b)

PREPARACIÓN DE MUESTRAS DE LAS MASAS BRUTAS:

Ya que pueden ocurrir segregaciones en el transcurso de la solidificación de los lingotes, los métodos de preparación de muestras a finales de las pruebas tienen una importancia considerable. Cuando las barras han sido limpiadas en un baño acido después de la colada, la superficie en la cual se realizara el análisis tendrá que ser raspada antes de operar, ya que la superficie del lingote es normalmente más rica que el interior por causa de la desoxidación. Se utilizan cuatro métodos para analizar las barras de oro:

51

RESISTENCIA DE MATERIALES TEMA: EXTRACCION DE ORO Y PLATA 1.

El corte o descornado

2.

La perforación

3.

La muestra a la gota o extracción

4.

El graneado.

b.1.- Preparación de muestra por corte: Este método consiste en cortar los cuernos de las esquinas opuestas de la barra. Con metales brutos, con una ley alta. Estas tomas de muestra son normalmente representativas de la barra entera, pero no valen cuando la barra no es homogénea. En el caso de lingote de oro fino, se toma una muestra cortando el medio de una de las aristas inferiores del lingote. Las muestras por corte se realizan por medio de un buril de acero.

b.2.- Preparación de muestra por perforación del taladro: En este método, se perfora la barra encima y debajo con una pequeña broca. Las perforaciones de superficie conseguidas se rechazan, las que se consigue después se recogen y servirán para la prueba. Normalmente, una de las perforaciones se hace en una parte de la superficie de la barra y otra en una parte opuesto en la base del lingote. Cuando se sabe que la barra no es homogénea, se hace cuatro perforaciones, dos encima del lingote y dos en el fondo. Las dos muestras de encima se mezclaran para hacer una sola muestra y las dos debajo se mezclaran para formar una segunda muestra. b.3.- Preparación de muestra por muestra a la gota: Se saca una muestra por excavación en el metal en fusión, justo antes de la colada por medio de una barrita hueca de grafito o de cuarzo previamente calentada. Normalmente, se saca una muestra debajo del crisol, una segunda en medio de la colada y una tercera a finales de la colada. Por este medio, se puede sacar en una sola vez tres muestras en tres puntos del metal fundido. b.4.- Preparación de muestra por graneado:

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Se granea el metal dejándolo colar en el agua. Cuando se ha fundido el metal bruto, se mezcla bien y se toma dos muestras por medio de una cuchara de grafito, una al fondo del crisol y otra encima. Se echa cada muestra rápidamente y regularmente en un recipiente que contiene agua caliente. Las granallas que proceden de cada muestra se recogen separadamente. Este método de preparación de muestra es adecuado para bruto de alta calidad, pero no es satisfactorio para aleaciones impuras, ya que el hecho de colar en el agua puede provocar una oxidación parcial de ciertos metales comunes contenidos, lo que tiene como resultado de alterar las composiciones de la muestra que deja de ser representativa del todo.

Barras de Oro fino

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Momento en que se realiza el granallado

Granallas de Oro

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10. CONCLUSIONES -Los métodos que han brindado mejores leyes finales en las refinaciones han sido el: Proceso Outokumpu modificado y el Proceso con Agua Regia, se atribuye esta buena ley se debe a la poca presencia de impurezas al momento de realizar el ataque con agua regia, como es sabido el agua regia también disuelve al cobre que está en la incuartación y este precipita junto al oro, impidiendo una ley alta al final de la refinación. -El método más económico es el Proceso con Ácido Nítrico, le siguen en orden el Proceso con Agua Regia, el Proceso Outokumpu modificado y el proceso con Agua regia previa Incuartación, la razón de la diferencia de costos radica en la complejidad de los procesos que tiene cada método, es decir mientras más etapas tenga más consumo de reactivos habrá, por consiguiente se hace más caro respecto a los que tengan menos etapas.

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REFINACIÓN DE LA PLATA 1. INTRODUCCIÓN: La plata es un elemento químico de número atómico 47 situado en elgrupo 11 de la tabla periódica de los elementos. Su símbolo es Ag (procede del latín: argentum, "blanco" o "brillante"). Es un metal de transición blanco, brillante, blando, dúctil, maleable. Se encuentra en la naturaleza formando parte de distintos minerales(generalmente en forma de sulfuro) o como plata libre. Es muy común en la naturaleza, de la que representa una parte en 5 mil de corteza terrestre. La mayor parte de su producción se obtiene como subproducto del tratamiento de las minas de cobre, zinc, plomo y oro. La plata es un elemento bastante escaso. Algunas veces se encuentra en la naturaleza como elemento libre (plata nativa) o mezclada con otros metales. Sin embargo, la mayor parte de las veces se encuentra en minerales que contienen compuestos de plata. Los principales minerales de plata son la argentita, la cerargirita o cuerno de plata y varios minerales en los cuales el sulfuro de plata está combinado con los sulfuros de otros metales. Aproximadamente tres cuartas partes de la plata producida son un subproducto de la extracción de otros minerales, sobre todo de cobre y de plomo. 2. PROPIEDADES GENERALES: La plata es un metal muy dúctil y maleable, algo más duro que el oro, y presenta un brillo blanco metálico susceptible al pulimento. Se mantiene en agua y aire, si bien su superficie se empaña en presencia de ozono, sulfuro de hidrógeno o aire con azufre.

Posee la más alta conductividad eléctrica y conductividad térmica de todos los metales, pero su mayor precio ha impedido que se utilice de forma masiva en aplicaciones eléctricas. La plata pura también presenta el color más blanco y el mayor índice de reflexión. Aunque la plata es el metal noble más activo químicamente, no es muy activa comparada con la mayor parte de los otros metales. No se oxida fácilmente (como el hierro), pero reacciona con el azufre o el sulfuro de hidrógeno para formar la conocida plata deslustrada. El galvanizado de la plata con rodio puede prevenir esta decoloración. La plata no reacciona con ácidos diluidos no oxidantes (ácidos clorhídrico o sulfúrico) ni con bases fuertes (hidróxido de sodio). 3. MÉTODOS DE REFINACIÓN DE PLATA a) PROCEDIMIENTO PATERA

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Se basa en el hecho de que el cloruro de plata es insoluble en agua y soluble en hiposulfito de sodio, y que en esta última solución puede ser precipitada la plata al estado de sulfuro por la acción del sulfuro md3e sodio, como se observa en el diagrama de flujo n°1, el proceso consta de las siguientes operaciones: 1. Molienda fina como preparación previa para el tratamiento posterior. 2.

Tostado clorurante para poner la plata al estado de cloruro.

3.

Lavado preliminar con agua para eliminar los otros cloruros metálicos y otras sales solubles en ella.

El lavado preliminar con agua se practica en las mismas tintas o cubas que son de madera que están provistas de un falso fondo a manera de filtro con lona, se carga el mineral y se cubre con agua, se abre el conducto de evacuación haciendo correr el agua hasta que todas las sales solubles hayan sido eliminadas. 4.

Lixiviación con hiposulfito de sodio, para disolver la plata luego que bajo el agua por debajo del nivel del mineral, se deja correr la solución a través de la masa mineral hasta que en la lejía que sale de la tinta no haya indicios de plata; la reacción es la siguiente:

2AgCl+3Na2S2 O2 Ag2 S2 O3 .2Na2 S2 O3+2NaCl Una parte de hiposulfito de sodio disminuye 0.485 partes de cloruro de plata o 0.365 partes de la plata. El hiposulfito disuelto ve también el oro, óxidos de plata, arseniatos y antimoniatos de plata. 5.

Precipitación de la plata al estado de sulfuro, empleando como agente precipitante el sulfuro de sodio, a la vez se regenera el hiposulfito de sodio; la reacción es la siguiente:

AgSO+2(Na2 S2 O3 )+NaS --------Ag2 S+3(Na2 S2 O3 ) Junto a la plata se deposita el oro, cobre y los demás metales pesados. Durante la precipitación se agita el líquido por medio de paletas de madera o agitadoras mecánicos, luego se decanta el líquido empleando un tubo sifón, es regulable su altura según el líquido. 6.

Tratamiento del precipitado de sulfuro de plata para obtener la plata metálica, los sulfuros precipitados pueden contener además de la plata. Cobre, plomo, arsénico, zinc, plomo, fierro u azufre libre.

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Primero se filtra el precipitado en un filtro prensa para separar el azufre se trata en caliente el precipitado con soda caustica y se produce sulfuro de sodio que se puede emplear como precipitado o se hace destilar el azufre en retortas. Para separar las demás impurezas como fierro, cobre, zinc, plomo, se introduce el precipitado en un horno de copelación dentro de un baño de plomo. Y finalmente se retira obteniéndose plata metálica.

En este procedimiento se logra extraer el 70 a 85% de plata contenida en el mineral. PROCEDIMIENTO KISS

B)

Este procedimiento es tan solo una variante del procedimiento patera, consiste en emplear como disolvente el hiposulfito de calcio en lugar del hiposulfito de sodio, y precipitar en seguida con sulfuro de calcio, regenerando el hiposulfito de calcio como se observa en el diagrama de flujo N°2. Las operaciones son las siguientes: •

Molienda y tostado clorurante.

•

Lavado con agua.

•

Disolución del cloruro de plata con hiposulfito de calcio: 2AgCl + 3CaS2 O3 )3 + CaCl2

•

Precipitación por el polisulfuro de calcio:

Ca2 (S2

-1 •

Tratamiento del sulfuro de plata para llegar a plata metálica.

El poder disolvente del hiposulfito de calcio sobre el cloruro de plata es ligeramente menor que el hiposulfito de sodio. El hiposulfito de calcio se descompone más rápidamente que el de sodio, transformándose en sulfuro de calcio que se elimina en los relaves. En resumen este procedimiento no ofrece ventaja alguna sobre el procedimiento patera. C)

PROCEDIMIENTO RUSSELL

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Este procedimiento consiste en disolver por medio de una legía de hiposulfito doble de sodio y cobre, la plata contenida en el sulfuro y en los compuestos que contienen arsénico y antimonio. Se ha empleado más como procedimiento auxiliar del procedimiento patera, como tratar los residuos dejados por este último procedimiento n, que pueden contener aun minerales argentíferos inertes al hiposulfito de sodio, que hayan podido quedar después del tostado clorurante, como se observa en el diagrama, el procedimiento consta de : -

Molienda y tostado clorurante.

-

Lavado con agua.

-

Lixiviación con hiposulfito de sodio. Lixiviación de los residuos con hiposulfito doble de sodio y cobre , para disolver la plata contenida en las especies minerales no atacadas, cuya reacción es:

Ag2S + Na2S2O3.Cu2S2O2 -----------------Cu2S + Na2S2O2.Ag2S2O3

La solución Russell (hiposulfito doble de sodio y cobre) tiene sobre la plata un placer disolvente 9 veces mayor que el hiposulfito de sodio a la temperatura ordinaria. El oro, los arseniatos y antimoniatos son tan fácilmente descompuestos como por el hiposulfito de sodio, el cobre se precipita al estado de cobre; la solución Russell no es regenerada por el tratamiento mismo, pues el cobre es precipitado junto con la plata y la solución debe ser preparada para cada lixiviación en el momento de utilizarla, porque se descompone en contacto con aire. Este proceso tiene como principal desventaja el costo de los reactivos, por lo q es limitado su empleo. -

Precipitación por el poli sulfuro de calcio. Al estado de sulfuro de plata.

-

Tratamiento de sulfuro de plata, para llegar a plata metálica.

D)

PROCEDIMIENTO AUGUSTIN

Este procedimiento se basa en que después del tostado clorurante, se emplea como disolvente del cloruro de plata una solución concentrada y caliente de cloruro de sodio, como se observa en el diagrama de flujo, la plata esta disuelta se precipita por medio del cobre, el

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cual a su vez se precipita con fierro. Tiene la siguiente desventaja, se requiere68 partes de cloruro de sodio para disolver una parte de cloruro de plata, mientras que bastan dos partes de hiposulfito de sodio para disolver una parte de cloruro de plata, como en el caso patera. Como ventaja, en el procedimiento augustin se precipita la plata al estado metálico, mientras que en el procedimiento se obtiene al estado de sulfuro de plata, lo que exige nuevos tratamientos del precipitado. El tostado clorurante se realiza en forma que todos los sulfuros metálicos se transformen en óxidos y el sulfuro plata se transforma el sulfato y luego como cloruro. El mineral tratado se somete a la acción disolvente del cloruro de sodio en solución caliente, en tintas provistas en el fondo de parrillas de manera sobre el cual se coloca la materia filtrante, el cobre que haya quedado como cloruro se disolverá y durante la precipitación de la plata se podrá precipitar parcialmente junto con esta, por la formación de un cloruro insoluble. La precipitación se realiza en tintas similares a las de lixiviación y se disponen en cascada de manera que la solución atraviesa sucesivamente, como precipitante se emplea el cobre en forma de granallas, colocándose en la tina superior gramallas pequeñas y en las interiores las más gruesas, sobre las parrillas de madera, cuando la plata ha sido ya precipitada la solución queda cargada de cobre y se precipita este con chatarra de hierro. 4. PLATA OBTENIDA A PARTIR DE LOS LODOS ANÓDICOS Y PROCEDIMIENTOS DE FUSIÓN La plata se extrae de los plomos argentíferos y de los barros anódicos obtenidos de la refinación electrolítica del cobre, níquel, plomo o cinc. Los lodos anódicos de la refinación del cobre son desecados, oxidados y tratados con ácido sulfúrico diluido para extraer el exceso de cobre hasta el 1%, se le seca luego se le deseleniza, se le funde en copelas para escorificar el cobre, plomo y otros; el producto metálico (metal dore) que esta generalmente compuesto de un 95% de plata y hasta 5% de oro. Luego estos ánodos son moldeados en forma rectangular para luego ser afinados electrolíticamente. El electrolito es una solución de nitrato de plata y nitrato de cobre, los métodos de refinación de la plata son dos: •

El de Moebius

60

RESISTENCIA DE MATERIALES TEMA: EXTRACCION DE ORO Y PLATA •

El de Thum 5. PROCESO DE LA REFINACIÓN DE LOS ÁNODOS DORE (ELECTROLISIS) EN CELDAS THUM

El proceso de la refinación electrolítica de la plata se realiza en celdas del tipo Thum en la refinación electrolítica de la plata, pasa la corriente eléctrica continua del rectificador a través del ánodo, luego por el electrolito y de allí al cátodo, luego por el conductor al rectificador. En el ánodo se disuelven: la plata, el cobre y otros elementos solubles, incrementándose en mayor o menor medida en el electrolito y los insolubles como el oro, paladio, platino pasan a formar parte del lodo anódico de plata. Si los perímetros de concentración se contienen dentro de sus límites, en el cátodo solo se depositara la plata en forma de cristales, lo mismo que son cosechados cada 2 a 4 horas, raspándose con un rastrillo y depositándoseles en un extremo de la celda luego son extraídos de la misma celda cada 24 horas. Los cristales de plata deben lavarse exclusivamente con agua destilada, para eliminar las impurezas presentes en el electrolito, especialmente el cobre; seguidamente se llevan al secado en una estufa a una temperatura de 120 °C a 150°C, durante 24 horas. Las condiciones de operación son: 1)

Electrolito

Plata: 60 -90 gr/lt Cobre: 20 -40 gr/lt Ácido nítrico libre: 0 – 2% Temperatura: 40 – 50 °C Ph: 4 – 6 2) Cátodo Material: 5 Cantidad: 2 por celda 3)

Ánodos Doré

Cantidad por celda: 5

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RESISTENCIA DE MATERIALES TEMA: EXTRACCION DE ORO Y PLATA

Peso promedio: 22 kilogramos Forma: rectangular Dimensiones: 12” x 10 ½ “ x ¾ a 1” Ley de plata: 98.5 4)

Celdas

Arreglo: horizontal en serie Dimensiones: 135 cm x 73 cm x 17 cm Capacidad: 150 litros Forma: rectangular 5)

Corriente

Densidad de corriente catódica: 1.9 a 2.2 amp/dm2 Amperios por celda: 200 a 220 amp. Voltaje por celda: 3.5 a 4 voltios. Lodos anódicos de plata La cosecha de lodos anódicos de plata se realiza cada vez que se cambia ánodos, quedando estos en la canasta anódica junto con los scraps, ya que la cantidad dispone de un diafragma formado por dos capas de tela muselina y en el medio papel filtro, que impide mezclarse con los cristales. 6)

La extracción del lodo se realiza en conjunto con el diafragma, luego se lava y se filtra al vacío, el lodo se lava con abundante agua caliente, para luego llevarlos a una lixiviación nítrica para separar la plata, fusión de las arenas de oro, electrolisis y obtención del oro fino. La composición química aproximada es: Plata

50 – 55%

Selenio

2 – 5%

Oro

8 – 12%

Platino

0.065%

Cobre

2 – 8%

Paladio

0.168%

La composición del lodo puede variar dependiendo exclusivamente de la composición del ánodo Doré. Estos se van aumentando hasta que haya una buena cantidad y se empieza a tratar para la obtención de los demás elementos como oro fino, paladio, platino, etc.

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RESISTENCIA DE MATERIALES TEMA: EXTRACCION DE ORO Y PLATA

Modelo de Celda Thum

6. PROCESO DE REFINACIÓN DE CELDAS MOEBIUS, MATERIAL Y ESQUEMA DE CELDA En el proceso de refinación en las celdas Moebius se lleva a cabo en la celda o célula representada en la lámina 03-2 construida de hormigón y revestida en planchas de PVC, resistente a los ácido; sus dimensiones son: 76.2 x 76.2 x 60.9 cm. En la que la placa se deposita en el cátodo en forma de cristales poco adherentes, mientras que el oro, platino, paladio y otros elementos valiosos se recogen en los lodos anódicos. La celda tiene tres ánodos y cuatro cátodos de las siguientes dimensiones: 35 x 14 x 1 cm.; los ánodos pesan unos 3Kg. Cada uno y deben ser la plata de 950 partes de ley. Los cátodos pueden de plata laminada de 0.8 mm de espesor o de acero inoxidable, hay un bastidor de madera o plástico que suspende el arreglo alternado de cátodos y ánodos. Los ánodos se introducen en bolsas de lona o tela de muselina con el objeto de evitar que los lodos anódicos contaminen la plata depositada. La disposición terminal de los electrodos es bastante parecida a la empleada en el proceso múltiple de afino del cobre; entre los ánodos y cátodos se encuentran raspadores mecánicos de madera que agitan el electrolito y desprenden los cristales de plata depositados en el cátodo, esto se efectúa varias veces por día a medida que se acumulen en el cátodo. Las condiciones de operación son:

63

RESISTENCIA DE MATERIALES TEMA: EXTRACCION DE ORO Y PLATA a)

Electrolito:

Plata: 30 a 50 gr/lt Cobre: 30 a45 gr/lt Ácido nítrico libre: 2% Temperatura: 40 °C Ph: 4 a 5 Cátodo: Material: acero inoxidable (ASTM 316 ó 304) Cantidad: 4 por celda b)

Dimensiones: 35 x 14x 1cm. c)

Ánodos:

Cantidad: 3 por celda Peso promedio: 5kg. Forma: rectangular Dimensiones: 35 x 14x 1cm. Ley de plata: 95%

d)

Celdas :

Arreglo: vertical Dimensiones: 76.2 x 76.2 x 60.9 cm. Limpiador: madera o PVC como motor de 1.5 Kw. Extracción de plata: cada 24 horas

e)

Corriente: D.C: 5.5 amp/cm2

Voltaje por celda: 2.7 a 3 voltios. Montaje: en serie. Para extraer la plata de la celda se tiene que levantar todo el arreglo de los ánodos y cátodos, para esto antes se tiene que cortar la corriente, evacuar el electrolito, además la solución hay que filtrarla constantemente, para lo cual se requiere otros equipos y accesorios como: filtros, bombas, motor y, los ánodos no se corroerán totalmente como en el método Thum.

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RESISTENCIA DE MATERIALES TEMA: EXTRACCION DE ORO Y PLATA

7. PROCESO DE FUSIÓN Y MOLDEO DE LINGOTES DE PLATA FINA Los cristales de plata totalmente secos se llevan a fusión en un horno basculante calentado a petróleo provisto de un crisol de grafito, cubriéndolos un carbón vegetal como agente reductor, a una temperatura de 1,100°C, cuando al estado líquido se moldea la plata en lingotes de aproximadamente 1000 onzas, durante la colada se aplica llama reductora de un soplete de acetileno en el chorro de la colada y también sobre las barras hasta que se hayan solidificado completamente estas, este procedimiento servirá para que escapen muchos gases atrapados, resultando una barra libre de porosidades y con una superficie agradable a la vista, las que a su vez están dispuestas para su comercialización. 8. COMPARACIÓN CON OTRAS REFINERÍAS Para un análisis del trabajo que se realiza en la refinería de cobre de Ilo comparamos con las operaciones de la Planta de Tratamiento de los Lodos Anódicos de la Oroya (CENTROMIN PERU). Con el lodo anódico que se trata en la refinería de Cobre de Ilo es subproducto de la refinería del cobre, no encaja en los procesos de amalgamación, ni de los de precipitación a partir del proceso de lixiviación, es por eso que solo comparamos con la refinería de la Oroya. El lodo que tratamos en la Refinería de cobre de Ilo se puede considerar hasta cierto grado como limpio a excepción por el 23 % del contenido pequeño (impurificantes) y que no interfieren en los procesos posteriores. Haciendo las diferencias de los dos procesos podemos decir: -Los lodos de la refinería de Cobre de Ilo son limpios en comparación con los que se trata en la Oroya (CENTROMIN PERU). En la refinería de Cobre de Ilo se decoperiza el lodo en un tiempo de 24 a 28 horas, en cambio en la Oroya se realiza la operación en 8 horas. -En la refinería de Cobre de Ilo, los cristales de plata son fundidos en un horno, cubriendo la superficie con carbón vegetal y se cuela directamente los lingotes de plata fina, en cambio en la Oroya se funden en un horno reverbero obteniéndose barras ampollosas y luego se vuelve a fundir en un horno eléctrico de inducción de alta frecuencia y recién se obtienen los lingotes de plata fina. -en conclusión, el método utilizado por la refinación de la plata en la Refinería de Cobre de Ilo, es más económico que el que utilizaba CENTROMIN.

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Como información, los dos procesos son buenos, cada uno de acuerdo a la materia prima que se trata. 9. DISCUSIÓN DE LOS PROCESOS REPORTADOS En vista de la facilidad de operación que nos demandara trabajar con celdas del método Thum, redundaría además en menores costos de producción por las siguientes razones que indicamos a continuación:

CONCLUSIONES El presente trabajo nos indica claramente que es favorable la instalación de refinación de plata, puesto que existe una gran cantidad de metal plata que se exporta en estado de concentrados. La plata por ser de gran importancia en la base económica de cada país y el valor que representa por sus múltiples aplicaciones en la industria, el comercio y el respaldo económico, inciden en la constante preocupación de recuperarla como elemento de producción prioritaria.

-

Debemos tener muy en cuenta la cantidad de impurezas, ya que pequeñas cantidades de estas, en la plata fina, causa muchos problemas cuando queremos utilizarla pura.

-

Se debe tener muy en cuenta las condiciones de operación en la refinación de plata, para obtener un producto de buena calidad.

-

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BIBLIOGRAFÍA ALGUACIL, F.J. El Refino del Oro, Centro de Investigaciones Metalúrgicas (CENIM), Madrid, España 1994 ALSINA BENAVENTE, Jorge. Los metales en la Joyería Moderna. Segunda Edición, Editorial Alsina Barcelona. 1989 ARIAS ARCE, Vladimir. Tecnología de Refinación de los Metales Preciosos. 1ra. Edición, Editorial San Marcos, Lima 1996 AYALA MINA, Jorge – PARDO MERCADO, Richard. Optimización por Diseños Experimentales. CONCYTEC, Lima 1995. Worl Gold Council: www.gold.org Gold Institute: www.goldinstitute.org Peru Mineria: www.peru-mineria.com BRAY J. L.: Metalúrgica Extractiva de los metales no Ferroso. Edit. Interci

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