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36 71

CARBON EN LIXIVIACION Pulpa a Cianurar Carbón Fresco Carbón Cargado

Pulpa a Descarte

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

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

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Recuper. de oro = (oro disuelto/oro fino en alimentación) x 100 En segundo lugar se realiza el proceso de adsorción de oro en el carbón. Oro adsorbido = vólumen de solución x (concentración de oro inicial – concentración de oro a un tiempo t). Carga de oro en carbón = (masa de oro adsorbido/masa de carbón).

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BALANCES DE MASA EN CIANURACION POR PERCOLACION (BOTADEROS Y PILAS) Supongamos tenemos F toneladas de mineral a tratar, cuya ley de oro y/o plata es f, f luego el fino contenido de oro y/o plata es: Fino de oro y/o plata = F (toneladas) x f (gr/toneladas) Al final del ciclo cianuración si el tonelaje de ripios que quedan es T y la ley de ripios de oro y/o plata es t, el contenido de oro y plata en los ripios es: Fino de oro y/o plata = T(toneladas) x t (gr/toneladas)

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

Recuperación =

Fxf  Txt * 100 Fxf

Supongamos el siguiente esquema de flujos Flujo de solución lixiviante

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

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Flujo específico = flujo/Area = lt / hr

m2 Flujo de solución lixiviante =

Flujo de solución lixiviante =

lt / hr m2

lt / hr m

2

* Area transversa l

* m 2  lt / hr

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Supongamos, concentración de cianuro en solución lixiviante CCNE  , concentración de cianuro en solución s PLS CCN  , concentración de oro y/o plata en solución S PLS C Au  . Determinemos la recuperación de oro y/o plata

lt

* tiempo * C sAu ( gr / m 3 ) Recuperación de oro = h hr * 100  F* f

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Recuperación de oro =

masa de oro disuelto * 100  fino de oro en alimentaci ón

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

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Cianuro que ingresa 

lt * tiempo de cianuración * CECN ( gr / m 3 ) hr

Cianuro libre en PLS 

lt * tiempo de cianuración * C SCN ( gr / m 3 ) hr

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

gasto de cianuro 

lt S * tiempo(C ECN  CCN ) hr

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

Consumo de cianuro



lt S * tiempo CECN  CCN kg cianuro hr  TM F





lt S * tiempo CECN  CCN kg cianuro  hr lt kg de Au recuperado * tiempo CSAu hr



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DIAGRAMAS DE FLUJOS NO TRADICIONALES  Tratamiento de Minerales con contenidos de oro grueso y fino En los diagramas siguientes se presentan esquemas donde se utilizan procesos de concentración gravitacional, concentración por flotación, recuperación por amalgamación p g y cianuración.

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Run-of-Mine Ore

Crushing

Fines

Size Separation

Coarse

Agglomeration Figure 3.16 (Slurry) Cyanide Heap Leaching

Figure 3.16

FGURE 3.9 Flowsheet options for combined heap leaching and agitated leaching of free - milling and oxidized ores Dr. Patricio Navarro Donoso - [email protected] - Consultor Intercade

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42 83 Run-of-Mine or Crushed Ore

Grinding

Gravity Concentration

Tailings

Concentrates Figure 3.14

Flotation

Barren Tailing or Barren Concentrate Disposal

Solid - Liquid Separation Recycle Solution to Grinding

Cyanide Leaching

Figure 3.16 FGURE 3.6 Flowsheet options for grinding and agitated leaching of free-milling and oxidized ores

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Gravity Concentrales

Regrinding

Flotation

Amalgamation

Intensive Cyanidation

Retorting Smelting To Tailings or Further Treatment

Concentrates Figure 3.15

Figure 3.16

Bullion Product

FIGURE 3.14 Flowsheet options for gravity concentrates

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TRATAMIENTO DE MINERALES CONCENTRADOS POR FLOTACION PREVIO A LA CIANURACION La concentración de minerales por flotación se puede realizar cuando las partículas de oro y plata se presentan en tamaños extremadamente pequeños o cuando están inmersos en una matriz de sulfuros. Dependiendo de las leyes que se obtengan el concentrado puede ser tratado por cianuración o simplemente puede ser fundido.

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En los procesos de concentración por flotación el oro y la plata p p puede ser recuperados p en el concentrado o en las colas del proceso de flotación, dependiendo a que tipos de minerales se encuentran asociados. Luego los concentrados o las colas pueden ser tratadas por cianuración para la disolución de los elementos valiosos.

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Run-of-Mine or crushed Ore Grinding Tailings

Gravity Concentration

Figure 3.14 Concentrates

Flotation Tailings

Concentrates

Grinding

Discard to Tailings

Grinding

Preaeration

Figure 3.16 Agitated Cyanide Leaching

Figure 3.16 Agitated Cyanide Leaching

Figure 3.15 Alternative Treatment of Flotation Concentrates

FIGURE 3.10 Flowsheet options for flotation of monrefractory sulfidic ores Dr. Patricio Navarro Donoso - [email protected] - Consultor Intercade

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Flotation Concentrates

Regrinding Discard Barren Concentrates

Intensive Cyanidation

Figure 3.16 Smelting

Bullion Product

FIGURE 3.15 Flowsheet options for flotation concentrates

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45 89

Gravity Concentrales

Regrinding

Flotation

Amalgamation

Intensive Cyanidation

Retorting

Smelting

To Tailings or Further Treatment

Concentrates Figure 3.15

Figure 3.16

Bullion Product

FIGURE 3.14 Flowsheet options for gravity concentrates

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Electrowinning Steel Wool Cathodes

Electrolytic Replating

Zinc Precipitation

Cell Sludge

Precipitate Acid Treatment

Sludge

Melting

Retorting

Roasting/ Calcining

Smelting

Bullion Product

FIGURE 3.17 Flowsheet options for refining

Diagramas de flujos de refinación Dr. Patricio Navarro Donoso - [email protected] - Consultor Intercade

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TRATAMIENTO DE MINERALES CON CONTENIDOS DE MATERIA CARBONACEA La materia carbonacea no permite la disolución del oro y plata, pues tanto el oro y plata son readsorbidos en la materia orgánica presente en estos minerales. g se puede realizar con La destrucción de la materia orgánica oxidación previa o con procesos de tostación.

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Materia carbonácea natural puede reducir la extracción de oro durante el proceso de cianuración: • A través de atrapamiento físico del oro en la materia carbonácea. • Oro retenido como resultado de las propiedades adsorbentes de este material. • Adsorción del oro disuelto desde las soluciones de lixiviación.

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Run-of-Mine or Crushed Ore

Grinding

Solid-Liquid Separation

Roasting

Regrinding

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94 Slurry

Regrinding

Solids

Agitated Cyanide Leaching

Solid-Liquid Separation

Solid-Liquid Separation S

CIL

Products of Other Leaching Processes

L

Solution L Counter-Current

S L

Cyanide Heap Leaching

Decantation

Agitated Cyanide Leaching

S

CIP

Solid-Liquid L Separation S L

Solid-Liquid Separation Tailings

Tailings

CIC

Tailings

s

= = = =

FIGURE 3.16 Flowsheet options for gold recovery from leach solutions

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TRATAMIENTO DE MINERALES CON CONTENIDOS DE MINERALES DE TELURO El tratamiento de minerales de teluro con contenidos de oro y plata requiere de etapas de molienda intensiva, etapas de clorinación y/o tostación previo a la etapa tradicional de cianuración.

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La causa más común de la refractabilidad es la oclusión o diseminación de finas partículas de oro menores a 1micrón , encapsuladas en los minerales de sulfuros (pirita, arsenopirita, cuarzo y otros), que son matrices insolubles y difíciles de penetrar con soluciones de cianuro.

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Diagramas para el tratamiento de minerales de Teluro Run-of-Mine or Crushed Ore Grinding

Solid-Liquid Separation

Flotation

Tailings

Concentrates Regrinding

Chlorination

To tailings or Further Treatment (i.e, grinding, preaeration, cyanide leaching)

Roasting

Neutralization Regrinding

Solid-Liquid Separation

Figure 3.16 Agitated Cyanide Leaching

FIGURE 3.13 Flowsheet options for telluride ores

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CEMENTACION DE ORO Y PLATA CON CINC El proceso de cementación ha sido empleado desde hace muchos años como alternativa al proceso de adsorción con carbón activado. Se han introducido modificaciones, que llevaron al proceso a obtener altas eficiencias y menores costos operacionales. Modificaciones o mejoras realizadas en sus comienzos: • Agregado de sales de plomo (acetato, nitrato) • Reemplazo de láminas por polvo de cinc • Desaireación de las soluciones de oro

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MICROGRAFIA POLVO DE ZINC 2000 AUMENTOS

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REACCIONES DE CEMENTACION DE ORO Las reacciones principales que ocurren en el proceso son: p Reacción Anódica:

Reacción Catódica: R Reacción ió Global:

Zn  4CN   ZnCN 4  2e 2

2 Au CN 2  2e  2 Au  4CN  

2 Au CN 2  Zn  2 Au  ZnCN 4 

2

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CN

Au(CN)

CN

Au(CN) CN CN

Deposited gold

e

e

Zinc particle

CN CN CN

CN Zn(CN)

Fig. 8.5 – Schematic representation of mechanism of gold precipitation on zine (4)

Mecanismo del Proceso de Cementación Dr. Patricio Navarro Donoso - [email protected] - Consultor Intercade

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REACCIONES DE CEMENTACION DE PLATA Las reacciones p principales p que q ocurren en el proceso p son:

Reacción Anódica

: Zn + 4CN- = Zn(CN)42- + 2e

Reacción Catódica : 2Ag(CN)2- + 2e = 2Ag + 4CNReacción Global

: 2Ag(CN)2- + Zn = 2Ag + Zn(CN)42-

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De acuerdo a las reacciones globales de cementación de oro y plata con cinc se puede concluir lo siguiente:  Por cada dos moles de oro cementado se consume un mol de cinc, es decir, por 197 x 2 = 394 gramos de oro cementado se consumen 65 gramos de cinc.  Por cada dos moles de plata cementada se consume un mol de cinc, es decir, por 107 x 2 = 214 gramos de plata cementada se consumen 65 gramos de cinc.

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Los valores anteriores constituyen los consumos estequiométricos, los cuales pueden ser expresados de la siguiente manera: 65/2 x 197 = 1 1,7x10 7 10-33 gr de Zn/gr de A Au 65/2 x 107,8 = 5,6x10-3 gr de Zn/gr de Ag

En los procesos industriales ocurren otras reacciones, que son llamadas reacciones parasitarias, que pueden llegar a subir el consumo entre 20 ó más veces el consumo estquiométrico. El consumo de cinc constituye uno de los costos operacionales importantes. Dr. Patricio Navarro Donoso - [email protected] - Consultor Intercade

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BALANCE DE MASA EN CEMENTACION Supongamos que el flujo de solución a cementar está dado en m3/hr y la concentración de oro en gr/m3. Luego el flujo másico de oro entrante es: m3/hr x gr/m3, se obtienen los gramos de oro que entran por m3 de solución a tratar. Del mismo modo se puede obtener el flujo másico de oro en la solución empobrecida en oro después del proceso de cementación. t ió Cantidad de oro cementado = Flujo másico a la entrada – flujo másico a la salida. Dr. Patricio Navarro Donoso - [email protected] - Consultor Intercade

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De esta forma podemos obtener la eficiencia del proceso de cementación. Eficiencia = (Oro cementado/Oro alimentado)x100 De igual forma podemos repetir el procedimiento para la plata y obtener la eficiencia de cementación de la plata Eficiencia = (Plata cementada/Plata alimentada)x100

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PRINCIPALES PARAMETROS DEL PROCESO DE CEMENTACION Los p parámetros más relevantes son: • PH • Concentración de oro y cianuro. • Presencia de Impurezas. • Cantidad de zinc y tamaño de partículas. • Concentración de Oxígeno.

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7. ANALISIS DE ALGUNAS PLANTAS HIDROMETALURGICAS DE ORO Y PLATA

71C 7.1 Compañía ñí Mi Minera lla Coipa C i

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DESCRIPCION DEL PROCESO METALURGICO DE LA COIPA A continuación se describen las operaciones unitarias que integran el diagrama de flujos del proceso de la planta La Coipa, correspondientes a los procesos unitarios de chancado, molienda, lixiviación por agitación, filtración, depositación de relaves, precipitación, calcinación y fusión. El producto final de la planta es metal doré, obteniéndose como sub-producto mercurio. Ley de Ag : 900 gr/ton Ley de Au : 12 gr/ton Capacidad de tratamiento : 15.000 ton/día

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Diagrama de flujos del proceso de la planta de La Coipa Cal

Ciclones D26

Harnero (1) Pila de Acoplo

Floculante Molino SAG 28`X14` Espesador 18`

Harnero de Pebbles(2) Mandil Alimentador

Solución Estéril a Circuito de Molienda

Alimentadores Vibratorios

Chancador Giratorio Fuiler Taylor 42”x65”

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

Cajones de bombeo de solución Chancador de Pebble Omnicone 1560

Estanque de Lixiviación (8)

Fundentes

Coagulante Solución Estéril a CCD Solución Estéril a Planta de Filtros

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

Floculante

Solución impregnada

Calcinas Torre de Desalereación Al vacio (2)

Espesador de lavado (3)

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

Ayuda filtro Agua Industrial

Staker de Emergencia

Filtro de Banda (12)

Escoria

Zinc en polvo Filtro de Prensa (4)

Retorta de Mercurio (8)

Barras de Metal Doré

Vacio Precipitado

Solución Estéril a Circuito de Molienda

Cinta Transportadora Soplador

Staker Móvil de Colas, Rahco

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

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AREA DE LIXIVIACION La pulpa espesada en el espesador de molienda se alimenta primero de 8 estanques de lixiviación agitada. Estos reactores t corresponden d a un estanque t cilíndrico ilí d i de d 16,8 16 8 m de diámetro y 14,3 m de alto con 3000 m3 de capacidad. La concentración de cianuro se mueve entre 0,8 y 1,0 gramos por litro de cianuro libre y el pH se mantiene en 11,5 mediante la adición de cal en el molino. En los estanque de lixiviación se inyecta aire con un soplador para proveer el oxígeno necesario.

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El aire se debe controlar cuidadosamente, dado que una aireación excesiva generalmente lleva a un mayor consumo de cianuro y cal y a partir de un cierto punto, no se incrementa la extracción. El tiempo de residencia del mineral en esta etapa es de 24 horas con una recuperación del orden de 85% de oro y 70% de d plata. l t

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Vista de los Estanques Agitados para la Lixiviación con Cianuro Dr. Patricio Navarro Donoso - [email protected] - Consultor Intercade

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CIRCUITO DE LAVADO EN CONTRA CORRIENTE El principio del circuito de espesadores CCD consiste en contactar en contracorriente la pulpa con una solución de lavado de tal manera que dicha solución, lavado, solución más activa, activa actúe sobre la pulpa más débil en solubles a medida que la pulpa avanza en las diferentes etapas de los espesadores. El circuito está conformado de 3 espesadores de alta capacidad, que operan recibiendo una solución de lavado del área de refinería, llamada solución estéril. En los E l espesadores d se debe d b mantener t una altura lt d líquido de lí id claro de 20 a 50 cm. El porcentaje de sólidos en la descarga varía entre un 50 a un 60%. Se adiciona floculante a cada espesador para acelerar la decantación de los sólidos.

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AREA DE PRECIPITACION La solución rica que se obtiene del circuito DCC y del filtrado, conteniendo oro y plata disueltos es enviada al circuito de recuperación mediante polvo de zinc, proceso MERRIL CROWE. Como primer paso para la precipitación la solución es clarificada y se le remueve el oxígeno disuelto pasándola por una torre de relleno sometida al vacío, para luego ponerla en contacto con el polvo de zinc que finalmente precipita p p el oro y la p plata. El zinc en polvo es agregado en cantidades de 0,6 a 1,5 partes en peso de Zn por parte de Au ó Ag. La mezcla con el precipitado es impulsada al sistema de filtración. Dr. Patricio Navarro Donoso - [email protected] - Consultor Intercade

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El precipitado cosechado tiene alrededor de 60% a 70% de plata; 0,1% a 0,2% de oro y entre 5% y 20% de mercurio, valores que dependen de las leyes de cabeza y del tipo de mineral procesado por la planta. planta La solución filtrada producida es llamada solución estéril, debido a sus bajos contenidos de oro y plata. Esta solución es usada principalmente: • Para lavar la tela de los filtros de banda. • En E ell circuito i it CCD como agua de d dilución. dil ió • En las bombas de proceso como agua para el sello..

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AREA DE REFINERIA El precipitado obtenido en la etapa anterior se seca y se calcina en retortas en paralelo, para separar y eliminar primero el contenido de mercurio desde los precipitados, mediante sublimación, lo que es conocido como proceso de retorteo. El mercurio es almacenado en recipientes sellados para su venta. La calcina es refinada a fuego para obtener metal dore. Para ello se mezcla con escorificantes y fundentes, ceniza de soda, bórax y sílice, las que varían de acuerdo a las impurezas acompañantes. Se funde en hornos reverberos, con una capacidad de 200 kg/h de precipitados. Dr. Patricio Navarro Donoso - [email protected] - Consultor Intercade

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Cada horno opera con un depurador para el lavado de los gases provenientes de la combustión y así evitar la contaminación ambiental. La escoria del proceso de fundición se recircula al área de chancado. Las barras de metal doré pesan alrededor de 200 kg cada una y tienen una ley de 980 a 985 g de Ag/kg y de 3 a 5 g de oro/kg. /k

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7. ANALISIS DE ALGUNAS PLANTAS HIDROMETALURGICAS DE ORO Y PLATA

7 2 Compañía Minera El Refugio 7.2

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

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COMPAÑIA MINERA REFUGIO Ubicación del Yacimiento El depósito de oro Verde es uno de una serie de cuerpos porfíricos de oro diseminado que descubrió la Compañía Minera Refugio en el norte de Chile. Está ubicado en el distrito aurífero de Maricunga, a 120 km al este de la ciudad de Copiapó, a una altura entre los 4.200 y 4.500 metros sobre el nivel del mar, en un clima semi-árido..

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Las pilas de lixiviación son del tipo permanente, es decir, el mineral no se remueve de ellas al término del proceso, sino que se coloca una nueva capa encima. Las pilas se construyen usando capas de 5 m de altura y el máximo de altura que se utilizará es de 40 m, es decir, hasta 8 capas consecutivas en carácter de pila permanente. Para la distribución de las soluciones en la lixiviación se usan goteros, con una tasa de flujo de 12,25 l/h/m2 . Para lograrlo, los goteros están colocados en una malla con una densidad correspondiente a 1,33 unidades por m2.

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

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

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CARBON ACTIVADO Cada una de las columnas tiene 3,3 m de diámetro y 3 mt. de altura. Cada columna se carga con unas 4 ton. de carbón activado de cáscaras de coco -6 y +12 mallas. Cada tren recibe unos 700 a 750 m3/h de solución, los que circulan a través de 5 etapas en serie. En cada unidad, la solución se inyecta en flujo ascendente para fluidizar y expandir el lecho de carbón, a razón de unos 1200l/min/m2. El carbón circula por el circuito a razón de unas 4 ton/día y por tren.

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El nivel de carga del carbón es del orden de 2,5 a 3,5 kg/ton de carbón. La solución estéril o de refino fluye por gravedad a la piscina de recolección, donde se le agrega el cianuro antes de iniciar el reciclo a las pilas con una concentración promedio de 0,02 ppm de oro residual, o sea la recuperación del sistema de carbón activado es de 97%. Una vez cargado, el carbón activado se enjuaga con agua por para q quitarle el cianuro residual y luego g se lava 20 minutos p durante 90 minutos con una solución de 3% de ácido clorhídrico para retirarle el cobre que pudiese haberse cargado. Dr. Patricio Navarro Donoso - [email protected] - Consultor Intercade

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Finalmente se vuelve a lavar con agua por otros 90 minutos, quedando listo para su descarga y regeneración. En la descarga del oro desde el carbón se utiliza un sistema a presión conocido como Anglo American a presión, consistente en un pretratamiento o remojo con una solución concentrada de NaCN y NaOH de 3,5-5% y de 12%, respectivamente durante unos 20 minutos, seguida de elución propiamente tal con agua, durante 180 minutos, con lo cual el carbón disminuye su carga a menos de 180 gr/ton.

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La elusión se realiza a 110ºC bajo una presión de trabajo de 5 atmósferas. El carbón es regenerado en un horno rotatorio de tipo h i horizontal t l cuya temperatura t t d trabajo de t b j es de d alrededor l d d de d 700ºC. A la salida del horno el carbón es enfriado en un tanque con agua y luego se controla su granulometría con un harnero vibratorio de 0,6 , mm. de calibre. La tasa diaria de reposición de carbón es de 300 kgs, equivalente a 0,01 kg por tonelada de mineral tratado por la planta. Dr. Patricio Navarro Donoso - [email protected] - Consultor Intercade

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REGENERACION DEL CARBON La acción adsorbente del carbón activado no se limita a los complejos cianurados de oro y plata, sino que también incluye a otros iones metálicos que pueden estar presentes en la solución, compitiendo así con aquellos por los sitios activos del carbón. El carbón activado es capaz de adsorber, además, una gran variedad de sustancias orgánicas (grasas y aceites) y constituyentes inorgánicos tales como carbonato de calcio y sílice que son atrapados físicamente durante la adsorción, sílice, adsorción contaminándolo, ocasionando una pérdida en su actividad.

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ELECTROOBTENCION DEL ORO La solución de eluído cargado pasa a la etapa de recuperación por electroobtención, se realiza en 4 celdas operando en paralelo. paralelo Cada celda cuenta con un rectificador de corriente independiente capaz de producir corriente continua en todo el rango entre 0 y 9 volts. Cada celda cuenta con 11 ánodos y 10 cátodos formados por un canastillo rectangular con 1,5 kgs. De lana de acero (virutilla) contenida en cada cátodo. La velocidad de circulación del electrolito es de 15 m3/h/celda, con un caudal total de 60 m3/h. Dr. Patricio Navarro Donoso - [email protected] - Consultor Intercade

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La temperatura del baño se mantiene en 60ºC y la solución pasa unas 4 veces, lo que totaliza 4 horas para bajar la concentración de oro del electrolito pobre a unos 5 ppm. Los cátodos finalmente son fundidos en un horno de crisol basculante, calentado por gas propano, para producir las barras de metal doré, nominalmente de 1000 onzas, es decir, unos 30 kgs. por cada barra. La recuperación promedio de oro de diseño para la planta es de 63% y en el mineral oxidado se espera poder mantenerla en el orden del 75%.

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7. ANALISIS DE ALGUNAS PLANTAS HIDROMETALURGICAS DE ORO Y PLATA

7.3 Compañía Minera Barrick G ld de Gold d Chile Chil

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COMPAÑÍA MINERA BARRICK GOLD DE CHILE PROCESO PRODUCTIVO EN EL INDIO El proceso productivo primario de la planta de ”El Indio” consiste en una planta concentradora convencional por flotación, que produce un concentrado de cobre, y una planta de tostación que remueve el arsénico y el antimonio de los concentrados. Los relaves de la flotación son tratados en una planta de lixiviación con cianuro y posterior recuperación del oro mediante el uso del carbón activado (carbón en pulpa)CIP.

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Vista aérea del sector de El Indio con su mina y planta de procesos Dr. Patricio Navarro Donoso - [email protected] - Consultor Intercade

136 Chancador secundario

Chancador terciario Tolva de finos

Chancador primario

Ciclones Celda de flotación flash

Flotación scavenger

Flotación rougher Flotación de limpieza

Molinos de bolas

Filtros prensa

Molino de remolienda

Espesador de concentrado

Almacenamiento De relaves Espesador de relaves chimenea

Filtro prensa

Piscina de relaves Piscina de agua

Tolva Concentrado verde

Ciclones

Cámara de Post-combustión

Tolvas de envasado Precipitador electrostático

Tostadores Al mercado A fundición

Almacenamiento de producto

Empaque del trióxido de arsénico

Diagrama esquemático de flujos de la planta de procesos de “El Indio” Dr. Patricio Navarro Donoso - [email protected] - Consultor Intercade

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CONCENTRACION POR FLOTACION El mineral es mezclado en el sector de la pila de acopio mediante un cargador frontal, antes de su ingreso al circuito de chancado. chancado Luego, Luego el mineral se alimenta a una tolva de 150 ton. de capacidad. El chancador primario es un chancador de mandíbula de 36” x 42” (914 mm x 1.067 mm), alimentado por un alimentador a razón de 300 ton/h. El resto de los equipos del circuito de chancado son: • 1 chancador secundario de cono, cono tipo Hidrocone 7.60, 7 60 estándar, de 150 kW de potencia instalada. • 2 chancadores terciarios de cono, tipo Hidrofine 3-60, de cabeza corta de 224 kW. Dr. Patricio Navarro Donoso - [email protected] - Consultor Intercade

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 1 chancador terciario de cono, tipo Hidrofine 4-60 de cabeza corta de 224 kW.  1 harnero vibratorio de 1.53 x 4.27 m (5’ x 14’), que antecede al cono secundario.  2 harneros vibratorios de 1,83 m por 4,88 m (6’ x 16’), que anteceden en circuito cerrado a los chancadores terciarios terciarios.

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El P80 final del circuito de chancado es 9,5 mm, que es el material con que se alimenta el molino. molino

El material

chancado se traslada a un silo de almacenamiento de mineral fino, de 1.800 ton. de capacidad, ubicado en el mismo edificio del molino.

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La pulpa que sale de cada molino es bombeada a un circuito de hidrociclones para su clasificación.

El

sobretamaño ((“underflow”) underflow ) de los ciclones se clasifica en harneros tipo banana y su bajo tamaño circula a seis celdas de flotación flash, que trabajan con 65% de sólidos. En la flotación flash, se obtiene un concentrado final de alta ley en oro y cobre. Tanto las colas de la flotación flash como el sobretamaño del harneado vuelven al circuito de molienda.

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El bajo tamaño (“overflow”, o rebose) de los ciclones, con un P75 de 76 micrones y una concentración de pulpa de 30% de sólidos, sólidos fluye a 2 bancos paralelos de celdas de flotación. Cada banco está conformado por 2 celdas de pre-desbaste (“pre-rougher”) de 28.3 m3, 4 celdas de desbaste (“rougher”) de 8.5 m3 y 3 celdas para limpieza de 8.5 m3. Las colas de las celdas de flotación de repaso se bombean

a

un

circuito

de

hidrociclones

para

su

clasificación.

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Las colas finales de la molienda son espesadas hasta un rango entre un 50% y un 60% de sólidos en 2 espesadores de 30.5 m de diámetro. Aproximadamente un 50% de las colas espesadas d se filtran filt en 2 litros lit d prensa. El queque filtrado, de filt d conteniendo aproximadamente entre un 18% y 22% de humedad, se traslada mediante correas transportadoras a módulos de depositación donde se estabiliza compactándolo. Una cantidad mínima de las colas finales que no se filtran, caen por gravedad a un tranque. El agua que se extrae del tranque y la solución clara de rebose del espesador se bombean a un estanque para re-usarlos en la molienda.

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PLANTA DE TOSTACION PARA LOS CONCENTRADOS El concentrado filtrado de flotación (conocido como concentrado verde) se traslada mediante correas transportadoras y se deposita en tolvas ubicadas encima de tres hornos de tostación o calcinadores. Los tostadores tienen 14 cámaras o piso, de tipo NicolsHerreshoff de 6.5 m de diámetro. Cada horno es alimentado li t d mediante di t una correa con pesómetro ó t que traslada el material a través de compuertas dobles selladas, colocadas en el tope de cada calcinador. La alimentación a cada uno es entre 6.5 y 7 ton./h. Dr. Patricio Navarro Donoso - [email protected] - Consultor Intercade

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Las cámaras o piso son calentados por quemadores a petróleo

diesel,

y

el

concentrado

es

removido

alternativamente hacia adentro y hacia fuera,, de p piso en piso, mediante un eje central refrigerado por aire que posee dos brazos con rastrillos en cada piso. En los seis pisos superiores se inyecta aire de proceso, para permitir una leve oxidación, resultando en una reacción exotérmica por descomposición de los súlfuros. súlfuros La temperatura varía en un rango entre 550°C y 760°C desde el piso #1 al #14.

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En los pisos inferiores (#7 al #14), la atmósfera se mantiene en condiciones reductoras, por lo que se producen humos de súlfuros de arsénico, AsS5, y de antimonio, SbS5. Los gases que salen de los hornos tostadores de piso se pasan a través de ciclones para la captación de polvo, y luego se arrastran hacia fuera a través de una cámara de post-combustión (PCC). Se agrega aire al PCC para convertir el arsénico, el antimonio y los súlfuros a sus formas oxidadas a una temperatura de trabajo de 760°C. Estos gases que salen del PCC, son enfriados en un intercambiador de calor hasta 350°C, aproximadamente.

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Los polvos remanentes son removidos en un precipitador electrostático. El polvo recogido en el ESP es enfriado, humedecido y embarcado a refinerías. El gas limpio descargado del ESP es posteriormente enfriado a 120°C con aire frío para precipitar (por sublimación) trióxido de arsénico, el cual es separado y posteriormente empaquetado, para su comercialización .El gas filtrado se descarga a la atmósfera a través de una chimenea ubicada aproximadamente a 100 m. de la planta, arriba de una colina.

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TRATAMIENTO DE LOS RELAVES POR CIANURACION AGITADA Los relaves de flotación, flotación libres de materias extrañas que pueden ensuciar el carbón activado en la etapa de adsorción, son sometidos a una lixiviación cianurante por agitación con aire, en reactores de tipo pachuca, de 20 m. de alto por 10 m. de diámetro. Este proceso corresponde al procesamiento directo del carbón con la pulpa, pulpa lo que se conoce como “proceso CIP”, o de “carbón-en-pulpa”.

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La presencia de abundantes iones de cobre como impureza, representa una experiencia novedosa para el proceso CIP frente a lo que existe en la mayoría de las demás plantas a nivel mundial, lo que obligó a efectuar sucesivos cambios en la modalidad operativa. Por ejemplo, el diseño original consideraba mantener un alto cianuro libre para inhibir la depositación del Cu sobre el carbón, sin embargo, esta práctica tuvo que dejarse de lado por problemas de contaminación ambiental en los relaves residuales.

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Para el proceso de desorción, en El Indio se utiliza el sistema de Zadra modificado, que se realiza a alta temperatura, 130° C y presión, C, presión de unas 5,5 5 5 atmósfera (70 psi), psi) mediante una solución eluyente, preparada en base de cianuro de sodio con hidróxido de sodio. Con posterioridad a la desorción, el carbón descargado se regenera y reactiva en un horno rotatorio con calentamiento indirecto.

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Finalmente, la elecrodepositación (EW) se efectúa en celdas de tipo Zadra. Se trata de celdas cilíndricas que tienen un ánodo insoluble periférico, concéntrico y cercano al manto exterior del cilindro.

El cátodo

corresponde a una estructura de canastillo, también cilíndrico, relleno con lana de acero, a través del cual circula la solución rica. rica

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