RECUPERACIÓN DE ORO DESDE RELAVES COMPARANDO PROCESOS CARBÓN IN LEACHING Y LIXIVIACIÓN EN...

PONTIFICIA UNIVERSIDAD CATÓLICA DE VALPARAÍSO

FACULTAD DE INGENIERÍA

ESCUELA DE INGENIERÍA QUÍMICA

PROYECTO PARA OPTAR AL TÍTULO DE INGENIERO CIVIL

EN METALURGIA EXTRACTIVA

RECUPERACIÓN DE ORO DESDE RELAVES

COMPARANDO PROCESOS CARBÓN IN

LEACHING Y LIXIVIACIÓN EN PILAS-

ADSORCIÓN

Manuel Aguirre Cortés

Claudio Cofre Cid

Profesor Guía:

Horacio Aros Meneses

2013

AGRADECIMIENTOS

“A mis padres Mauro y Trinidad por todos los esfuerzos realizados para que lograra

ser un profesional, a mi abuela Irma que siempre me dio su apoyo. A mis hermanos que

brindaron su afecto y comprensión en momentos difíciles. A mis compañeros de clases, que

brindaron amistad y con los cuales viví buenos momentos, a los profesores que

compartieron sus conocimientos y experiencias conmigo, agradezco a todos, porque

ayudaron a moldear la persona soy hoy en día.”

Manuel Alejandro Aguirre Cortés

i

Recuperación de Oro desde Relaves comparando procesos CIL y Lixiviación en Pilas-Adsorción.

RESUMEN

Se realizo una comparación entre dos métodos de cianuración de oro, estudiando los

procesos de carbón en lixiviación (CIL) y lixiviación en pilas de relaves aglomerados. El

objetivo es evaluar la factibilidad técnica y económica de la recuperación de oro desde

relaves, comparando los procesos mencionados. El relave a estudiar, presente en Compañía

Minera Dayton se nombra como “Relave de Aguilera”.

Se realizaron ensayos de laboratorio y se construyeron plantas piloto para procesar el relave.

Ambos procesos, resultaron factibles para recuperar el oro contenido en el relave Aguilera.

El CIL recupera 90% del oro en lixiviación y se adsorbe cerca del 91% en el carbón activo,

con una recuperación global de 81% del oro que ingresa al sistema y en el segundo se

recupera más del 88% del oro en la pila lixiviación y más del 93% en la adsorción en el

carbón en columnas (CIC), lo cual entrega una recuperación global cercana al 81%.

El consumo de reactivos comunes es similar en ambas plantas. El consumo energético de la

planta CIL por tonelada procesada es mayor que en la lixiviación en pilas, el consumo

promedio es de 69 kw por tonelada en CIL, mientras que la lixiviación en pila consume 0.2

kw por tonelada. La planta de aglomeración y lixiviación en pilas es más enérgicamente

eficiente que el proceso CIL. La planta de agitación CIL consume más agua industrial por

tonelada tratada que la aglomeración y lixiviación en pilas. Con valores específicos de 1.02

m3/Ton para la primera y 0.23 m3/Ton para la segunda.

Económicamente la planta de carbón en lixiviación (CIL) no es rentable para procesar el

relave Aguilera con un costo por Onza producida de 2800 US$, si se contara con un relave

de mayor ley o un mineral concentrado de oro, entonces sería una buena opción procesarlo

por este sistema. La planta de aglomeración presenta buena factibilidad económica para

procesar el relave Aguilera en las condiciones de diseño, con un costo por Onza producida

de 700 US$.

CONTENIDO

1. INTRODUCCIÓN ............................................................................................................... 1

1.1 Objetivos .......................................................................................................................... 2

1.1.1 Objetivo general ............................................................................................................ 2

1.1.2 Objetivos específicos .................................................................................................... 2

1.2 Alcances .......................................................................................................................... 2

2. ANTECEDENTES GENERALES DE LA FAENA ................................................................ 3

2.1 Ubicación ......................................................................................................................... 3

2.2 Reseña histórica .............................................................................................................. 4

2.3 Descripción del Área. ....................................................................................................... 6

2.4 Geología. ......................................................................................................................... 6

2.5 Antecedentes Históricos. .................................................................................................. 8

2.6 Explotación Minera ........................................................................................................... 8

2.7 Tratamiento del mineral extraído. ................................................................................... 10

2.8 Relaves .......................................................................................................................... 11

3. DESCRIPCIÓN DE LOS PROCESOS DE LIXIVIACIÓN DE ORO EN PILAS Y

AGITACIÓN DE PULPAS CIL. ............................................................................................. 12

3.1 Historia de la Cianuración de Oro ................................................................................... 12

3.2 Fundamentos de la cianuración ...................................................................................... 12

3.2.1 Termodinámica de la cianuración: ............................................................................... 14

3.2.2 Concentración de cianuro ............................................................................................ 15

3.2.3 Concentración de oxígeno ........................................................................................... 17

3.2.4 Temperatura de soluciones. ........................................................................................ 17

3.2.5 pH de soluciones. ........................................................................................................ 19

3.2.6 Mecanismos de disolución de oro en cianuro .............................................................. 20

3.2.7 Cinética de disolución del Oro. .................................................................................... 21

3.3 Procesos de lixiviación ................................................................................................... 23

3.4 Lixiviación en pilas ......................................................................................................... 25

3.4.1 Influencia de la granulometría y permeabilidad de la pila. ........................................... 27

3.4.2 Influencia de la Altura de la pila de lixiviación. ............................................................. 28

3.4.3 Proceso de Aglomeración. .......................................................................................... 28

ii


3.4.4 Importancia de la aglomeración de partículas finas. .................................................... 31

3.4.5 Proceso de Curado ..................................................................................................... 32

3.4.6 Razón de lixiviación en una pila. ................................................................................. 32

3.4.7 Tasa de riego de la pila. .............................................................................................. 33

3.5 Lixiviación agitada. ......................................................................................................... 33

3.5.1 Influencia de la agitación en la Lixiviación. .................................................................. 34

3.5.2 Adsorción de metales en carbón activo. ...................................................................... 34

3.5.3 Sistemas de carbón activado ...................................................................................... 36

3.5.4 Proceso de lixiviación agitada CIL ............................................................................... 37

3.6 Proceso de Elusión (Desorción): ................................................................................... 38

3.7 Proceso de Electroobtención (EW) ................................................................................ 40

3.8 Metal doré. ..................................................................................................................... 42

3.9 Justificación de comparación de proceso CIL y Lixiviación de aglomerado en pilas. ...... 42

3.10 Ensayos que son necesarios para obtener datos. ....................................................... 43

3.11 Conclusión del capítulo. ............................................................................................... 43

4. ENSAYOS EXPERIMENTALES ....................................................................................... 44

4.1 Toma de muestras de relave Aguilera ............................................................................ 44

4.2 Granulometría ................................................................................................................ 44

4.3 Humedad ....................................................................................................................... 45

4.4 Densidad aparente ......................................................................................................... 45

4.5 Angulo de reposo ........................................................................................................... 46

4.6 pH Natural ...................................................................................................................... 46

4.7 Ley de Au, Ag, Cu, Hg. ................................................................................................... 46

4.8 Permeabilidad natural. ................................................................................................... 47

4.9 Test Botella .................................................................................................................... 47

4.10 Consumo de Cianuro y Cal. ......................................................................................... 50

4.11 Cinética de lixiviación por cianuración agitada del relave. ............................................ 50

4.12 Ensayo de adsorción de oro en carbón activo. ............................................................. 52

4.13 Lixiviación Extrema ...................................................................................................... 54

4.14 Aglomeración en laboratorio ........................................................................................ 55

4.14.1 Parámetros de aglomeración ..................................................................................... 55

4.14.2 Granulometría de aglomerados ................................................................................. 55

iii


4.14.3 Pruebas de permeabilidad en relave aglomerado ...................................................... 56

4.15 Pruebas de lixiviación en Columnas. ............................................................................ 57

4.15.1 Curado alcalino con NaCN. ....................................................................................... 58

4.15.2 Lixiviación de aglomerados curados. ......................................................................... 58

4.15.3 Dosis de NaCN y pruebas de columnas en relave curado. ....................................... 60

4.15.4 Dosis de Cemento y Tiempo de reposo en curado. ................................................... 61

4.15.5 Comparación lixiviación entre relave curado y sin curar. ........................................... 62

4.16 Recuperación de Oro y Plata según Pruebas de Columnas. ........................................ 63

4.17 Análisis de datos obtenidos en el capitulo. ................................................................... 68

4.18 Datos operacionales necesarios para analizar y comparar los procesos. ..................... 68

4.19 Conclusiones del capítulo ............................................................................................. 69

5. DISEÑO DE PLANTAS PILOTO ...................................................................................... 70

5.1 Diseño de planta CIL. ..................................................................................................... 70

5.1.1 Flow sheet de proceso CIL ........................................................................................ 72

5.1.2 Layout de plata CIL. .................................................................................................... 73

5.1.3 Molienda M-1 .............................................................................................................. 74

5.1.4 Estanques de lixiviación agitada CIL ........................................................................... 76

5.1.4.1 Diseño de Reactor Adsorción de oro CSTR ............................................................. 77

5.1.4.2 Características de los estanques agitados. ............................................................. 78

5.1.4.3 Cálculo de Agitadores de Reactores ClL. ................................................................. 79

5.1.5 Bombas de planta CIL. ................................................................................................ 80

5.1.6 Estimación de Consumo Energético Planta CIL. ......................................................... 81

5.2 Diseño de Aglomeración y Pilas de lixiviación. ............................................................... 82

5.2.1 Flow Sheet del proceso de Aglomeración, lixiviación en pilas y Adsorción. ................. 83

5.2.2 Layout de Aglomeración Lixiviación ............................................................................ 86

5.2.3 Alimentación de relave ................................................................................................ 87

5.2.4 Tambor Aglomerador de Relaves ................................................................................ 88

5.2.4.1 Capacidad del tambor aglomerador. ......................................................................... 89

5.2.4.2 Vistas planas de Alimentación de solución Cianurada al aglomerador. .................... 90

5.2.4.3 Aglomeración y Curado ............................................................................................ 91

5.2.5 Stacker ........................................................................................................................ 92

5.2.6 Pila de lixiviación ......................................................................................................... 92

iv


5.2.6.1 Carpeta de la pila. .................................................................................................... 94

5.2.6.2 Capa de percolación................................................................................................. 95

5.2.6.3 Carguío de pila. ........................................................................................................ 95

5.2.6.4 Riego de pila. ........................................................................................................... 95

5.2.6.5 Recolección de soluciones efluentes. ....................................................................... 97

5.2.7 Estimación de consumo Energía en planta de Aglomeración. ..................................... 97

5.3 Conclusiones del capitulo ............................................................................................... 98

6. BALANCES DE MASA DE PLANTAS PILOTO ................................................................ 99

6.1 Balances de Masa Proceso CIL. .................................................................................... 99

6.1.1 Lixiviación por Estanque en planta CIL. ......................................................................100

6.1.2 Datos de Operación de planta CIL..............................................................................102

6.1.3 Balance a la solución en CIL. .....................................................................................108

6.1.4 Balance de sólidos en CIL. .........................................................................................109

6.1.5 Balance de carbón en CIL. ........................................................................................110

6.1.6 Resultados operacionales y consumo de reactivos en CIL. ........................................111

6.1.7 Consumo de Energía en CIL ......................................................................................112

6.1.8 Lixiviación de mineral de ley 2 [g/ton] en CIL. ............................................................113

6.2 Balance de Masa para Planta de Aglomeración y Lixiviación en Pilas. ..........................115

6.2.1 Balance de soluciones................................................................................................115

6.2.2 Resumen de operación de planta de aglomeración y lixiviación en pilas. ...................117

6.2.3 Datos de operación planta aglomerados. ...................................................................118

6.2.4 Consumo de reactivo operacionales planta aglomerados ...........................................119

6.2.5 Comportamiento de soluciones de lixiviación. ............................................................121

6.3 Conclusiones del capítulo ..............................................................................................123

7. EVALUACIÓN ECONÓMICA. .........................................................................................124

7.1. Determinación del Capital Total de Inversión planta CIL ..............................................124

7.1.1 Capital Fijo .................................................................................................................124

7.1.2. Costo de los equipos. ................................................................................................125

7.1.3 Capital Fijo Directo .....................................................................................................126

7.1.4 Capital Fijo indirecto de planta CIL. ............................................................................127

7.1.5 Capital de Trabajo de planta CIL. ...............................................................................127

7.1.6. Capital de Inversión Total. .........................................................................................127

v


7.1.7 Determinación del Costo Total del Producto o Costos Operacionales de planta CIL. .128

7.1.8 Determinación de los Ingresos de planta CIL.. ...........................................................130

7.1.9 Flujo de Caja de planta CIL. .......................................................................................131

7.1.10 Conclusiones de la evaluación económica del proceso CIL......................................131

7.2. Determinación del capital total de Inversión planta de aglomeración y pilas de lixiviación.

............................................................................................................................................132

7.2.1 Capital Fijo en aglomeración y pilas de lixiviación. .....................................................132

7.2.2 Costo de los equipos en aglomeración y pilas de lixiviación.. .....................................132

7.2.3 Capital Fijo Directo en aglomeración y pilas de lixiviación.. ........................................133

7.2.4 Capital Fijo indirecto en aglomeración y pilas de lixiviación. .......................................134

7.2.5 Capital de Trabajo en aglomeración y pilas de lixiviación. ..........................................134

7.2.6 Capital de Inversión Total en aglomeración y pilas de lixiviación. ...............................134

7.2.7 Determinación del Costo Total del Producto o Costos Operacionales. .......................135

7.2.8 Determinación de los Ingresos en aglomeración y pilas de lixiviación.. ......................137

7.2.9 Flujo de Caja en aglomeración y pilas de lixiviación.. .................................................138

7.2.10 Conclusiones de la evaluación económica del proceso de lixiviación en pilas. .........139

7.3 Análisis de Sensibilidad .................................................................................................140

7.3.1 Sensibilidad ante cambios en las toneladas procesadas por día ................................140

7.3.2 Sensibilidad ante cambios en la ley del relave alimentado .........................................141

7.3.3 Sensibilidad ante cambios en el precio de venta del oro ............................................143

7.4 Comparación general de Utilidades de las plantas piloto. ..............................................144

7.5 Conclusiones del capítulo. .............................................................................................145

CONCLUSIONES ...............................................................................................................146

ANEXOS .............................................................................................................................147

A.1 Caracterización de la Muestra, Granulometría y Leyes. ................................................147

A.2 Test de Cianuración en Botellas. ..................................................................................149

A.2.1 Detalle Información Test de botellas: .........................................................................150

A.2.2 Balance al Oro Lixiviado y Recuperación obtenida ....................................................151

A.2.3 Balance a la Lixiviación de Plata. ...............................................................................151

A.2.4 Balance a la Lixiviación de Cobre. .............................................................................151

A.3 Cinética de lixiviación. ...................................................................................................152

A.3.1 Información general del Test. .....................................................................................152

A.3.2 Resultados, balance y recuperación de Au en prueba 1. ...........................................153

vi




A.4. Pruebas de lixiviación en columnas. ............................................................................155

A.4.1. Detalle columna aglomerado-1. ................................................................................156

A.4.2. Detalle columna aglomerado-2. ................................................................................157

A.5. Balance de masa en planta CIL. ..................................................................................160

B.1 Detalle equipos planta piloto CIL. ..................................................................................163

B.2 Detalle equipos en general Planta CIL y Planta Aglomerados.......................................165

B.2.1 Buzón de cal: .............................................................................................................166

B.2.2 Correa transportadora ................................................................................................167

B.2.3 Ampliación buzón para dosificar cal y cemento (planta aglomerados). .....................168

B.2.4 Estanques Almacenadores de agua. TK Agua. .........................................................169

B.2.5 Repulpeo (planta CIL). ...............................................................................................170

B.3 Calculo de equipos principales Planta CIL ....................................................................171

B.3.1 Cálculos relacionado al molino de bola: .....................................................................171

B.3.2 Diseño de Reactor Adsorción de oro CSTR ...............................................................173

B.3.3 Volumen del reactor de lixiviación. .............................................................................176

B.3.4 Cálculo de Agitadores de Reactores ClL. ...................................................................177

B.3.5 Impulsores Air lift. ......................................................................................................182

B.3.6 Sumidero de descarga de molino SUM – 1 y SUM –2: ..............................................184

B.4. Calculo equipos principales planta Aglomerados. ........................................................185

B.4.1 Cálculo del tambor aglomerador de la planta de lixiviación en pilas. ..........................185

B.4.2 Capacidad del tambor aglomerador. ..........................................................................186

B.5 Selección de Bombas en planta CIL. ............................................................................189

B.5.1 Cuadro de Bombas Planta CIL ...................................................................................189

B.5.2 Bomba pulpa alimentación estanques de lixiviación en CIL .......................................191

B.5.3 Bomba agua abastecimiento equipos planta CIL: ......................................................193

B.5.4 Bomba alimentación Cianuro de Sodio en CIL. ..........................................................198

B.6 Diseño y cálculo de sistema de impulsión regadío pila lixiviación de relaves aglomerados.

............................................................................................................................................199

BIBLIOGRAFÍA ...................................................................................................................205

vii


ÍNDICE DE FIGURAS Figura 2.1: Ubicación CMD. ................................................................................................... 3

Figura 2.2: Sección típica de la Geología del Distrito. ............................................................ 6

Figura 2.3: Planta Esquemática de la Geología del Distrito. ................................................... 7

Figura 2.4: Diagrama de Flujo Proceso Productivo. .............................................................. 11

Figura 3.1: Diagramas de Pourbaix(Au-H2O-CN-)................................................................ 14

Figura 3.2: Curva típica mostrando el efecto de la presión de oxígeno y su concentración en

solución, versus la concentración de cianuro. ...................................................................... 15

Figura 3.3: Curva de velocidad de disolución del oro en función de la temperatura.............. 17

Figura 3.4: Disociación entre el HCN y CN- libre en función de pH ...................................... 19

Figura 3.5: Proceso de disolución del oro mostrado como una corrosión electroquímica. .... 21

Figura 3.6: Esquema del fenómeno de aglomeración. .......................................................... 30

Figura 3.7: Esquema estructura interna de una partícula de carbón ..................................... 35

Figura 3.8: Diagrama del circuito de elución de Minera Dayton. ........................................... 39

Figura 3.9: Gráfico de porcentaje de metal electrodepositado en el tiempo. ......................... 40

Figura 3.10: Diagrama del proceso de electroobtención de oro. ........................................... 41

Figura 4.1: Granulometría de relave aguilera en milímetros. ................................................ 44

Figura 4.2: Esquema de Cono natural que forma el relave Aguilera al ser dispuesto sobre

una superficie. ...................................................................................................................... 46

Figura 4.3: Recuperación de oro versus el tiempo de lixiviación en botella. ......................... 48

Figura 4.4: Recuperación de plata versus el tiempo de lixiviación en botella. ....................... 49

Figura 4.5: Recuperación de Cobre versus el tiempo de lixiviación en botella. ..................... 49

Figura 4.6: Curva grado Lixiviación vs Tiempo ..................................................................... 51

Figura 4.7: Curva de concentración de oro en el tiempo durante adsorción, 15 g/litro de

carbón activo ........................................................................................................................ 53

Figura 4.8: Grafico de influencia de dosis de cemento aglomerante en la permeabilidad. .... 56

Figura 4.9: Grafico comparativo permeabilidad mineral con respecto al relave aglomerado . 56

Figura 4.10: Resultados de pruebas en columnas con material aglomerado con 70%, 50% y

30% del NaCN total que se consume por tonelada de relave lixiviada. ................................ 61

Figura 4.11: Comparación de recuperaciones entre aglomerados curados y sin curar en

columnas de lixiviación. ........................................................................................................ 62

viii


Figura 4.12 Comparación de recuperaciones entre aglomerados curados y sin curar en

columnas de lixiviación. ........................................................................................................ 65

Figura 4.13: Comparación de recuperaciones de plata entre aglomerados curados y sin curar

en columnas de lixiviación. ................................................................................................... 66

Figura 4.14: Comparación de recuperaciones de cobre entre aglomerados curados y sin

curar en columnas de lixiviación. .......................................................................................... 67

Figura 5.1: Flow Sheet del Proceso CIL. .............................................................................. 72

Figura 5.2: Layout de plata CIL. ........................................................................................... 73

Figura 5.3: Dibujo de molino de bolas de planta CIL. ........................................................... 75

Figura 5.4: Diagrama de estanques de lixiviación CIL .......................................................... 76

Figura 5.5: Diagrama de agitación de reactor CIL. ............................................................... 78

Figura 5.6: Flow Sheet de la planta Piloto de aglomeración y lixiviación en pilas. ................ 83

Figura 5.7: Layout de planta de aglomeración y lixiviación. .................................................. 86

Figura 5.8: Tambor Aglomerador de relaves. ....................................................................... 88

Figura 5.9: Vistas del aglomerador de relaves y alimentación de soluciones........................ 90

Figura 5.10: Diagrama de la correa Stacker de aglomerados a la salida del tambor. ........... 92

Figura 5.11: Diagrama de Pila 1 ........................................................................................... 93

Figura 5.12: Diagrama de Pila de lixiviación 2. ..................................................................... 94

Figura 5.13: Diagrama de cañerías en pilas de lixiviación de relaves ................................... 96

Figura 6.1: Masa de oro presente en cada fase dentro de los equipos de planta CIL. mg de

oro ........................................................................................................................................ 99

Figura 6.2: Porcentaje de lixiviación de Au Acumulada por estanque. ................................ 101

Figura 6.3: Lixiviación acumulada por equipos en planta CIL. ............................................ 101

Figura 6.4: Toneladas métricas secas alimentadas por día a planta CIL. ........................... 102

Figura 6.5: Onzas de oro presentes en relave de alimentación a planta CIL. ..................... 102

Figura 6.6: Eficiencia de lixiviación y adsorción de planta CIL. ........................................... 103

Figura 6.7: Porcentaje de sólidos en planta. ....................................................................... 103

Figura 6.8: Distribución de tamaños en molino de bolas, datos de alimentación de molino,

descarga de molino y descarga de planta. ......................................................................... 105

Figura 6.9: Muestras de Granulometría de descarga de molino en planta CIL. .................. 106

Figura 6.10: Mediciones de pH en planta CIL. .................................................................... 106

Figura 6.11: Mediciones de concentraciones de NaCN en solución de planta CIL. ............ 107

Figura 6.12: Concentración de oro en cada solución de descarga. ................................... 108

ix


Figura 6.13: Ley de oro alimentada a planta durante meses de operación. ........................ 109

Figura 6.14: Ley de oro en las colas sólidas de relave de planta CIL. ................................ 109

Figura 6.15: Adsorción de elementos en carbón activo para planta CIL ............................. 110

Figura 6.16: Concentración de oro en cada solución de descarga, lixiviando un relave con

ley de 2 [g/ton] de Au. ........................................................................................................ 113

Figura 6.17: Lixiviación acumulada por equipos en planta CIL, con ley de relave de

alimentación de 2 [g/ton]. ................................................................................................... 114

Figura 6.18: Eficiencia acumulada de adsorción de Au en carbón activado por equipos en

planta CIL, para ley de relave de alimentación de 2 [g/ton]. ............................................... 114

Figura 6.19: Grafico de recuperación de oro en la pila de lixiviación. ................................. 115

Figura 6.20: Grafico de recuperación de Plata en la pila de lixiviación ............................... 116

Figura 6.21: Datos de Consumo de NaCN v/s R.L ............................................................ 116

Figura 6.22: Toneladas de relave procesadas por día ........................................................ 118

Figura 6.23: Toneladas de relave procesadas por hora de operación ................................ 118

Figura 6.24: Consumo de Cal y cemento. .......................................................................... 119

Figura 6.25: Dosis de NaCN en la etapa de curado del relave aglomerado. ....................... 119

Figura 6.26: Consumo NaCN, g/toneladas procesadas. .................................................... 120

Figura 6.27: Concentración de Au ppm, en solución efluente. ........................................... 121

Figura 6.28: Concentración de Ag ppm, en solución efluente. ........................................... 121

Figura 6.29: pH de solución efluente de pila. ...................................................................... 122

Figura 6.30: Recuperación de oro respecto a razón de lixiviación en pila. .......................... 122

Figura 7.1: Sensibilidad del VAN ante cambios en las toneladas procesadas .................... 140

Figura 7.2: Sensibilidad del IVAN ante cambios en las toneladas procesadas ................... 140

Figura 7.3: Sensibilidad de TIR ante cambios en las toneladas procesadas ...................... 141

Figura 7.4: Sensibilidad del VAN ante cambios en la ley del relave .................................... 141

Figura 7.5: Sensibilidad del IVAN ante cambios en la ley del relave ................................... 142

Figura 7.6: Sensibilidad de TIR ante cambios en la ley del relave ...................................... 142

Figura 7.7: Sensibilidad del VAN ante cambios en el precio de venta del oro ..................... 143

Figura 7.8: Sensibilidad del IVAN ante cambios en el precio de venta del oro .................... 143

Figura 7.9: Sensibilidad de TIR ante cambios en el precio de venta del oro ....................... 144

x


ÍNDICE DE TABLAS

Tabla 3.1: Disolución de minerales de cobre con cianuro .................................................... 16

Tabla 3.2: Presión - temperatura y concentración de oxigeno .............................................. 18

Tabla 4.1: Clasificación de suelos según la granulometría. .................................................. 45

Tabla 4.2: Clasificación de los suelos según su permeabilidad. ........................................... 47

Tabla 4.3: Resumen resultados test de botellas. .................................................................. 47

Tabla 4.4: Resumen resultados test de botellas. .................................................................. 48

Tabla 4.5: Consumo reactivo Test de Botella ....................................................................... 50

Tabla 4.6: Recuperación de oro en el tiempo. ...................................................................... 51

Tabla 4.7: Datos experimentales de adsorción de oro en carbón activo en solución cianurada

a temperatura ambiente. ...................................................................................................... 52

Tabla 4.8: Dosis de cianuro de sodio usada en pruebas de curado. ..................................... 60

Tabla 4.9: Concentración de cianuro en la solución de lixiviación. ....................................... 60

Tabla 4.10: Comparación Recuperación de Au a diferentes razones de lixiviación. ............. 62

Tabla 4.11: Parámetros operacionales para lixiviación de relave determinados en laboratorio.

............................................................................................................................................. 63

Tabla 4.12: Datos operacionales para lixiviación relave aguilera determinados en columnas.

............................................................................................................................................. 64

Tabla 4.13: Datos de recuperación del relave lixiviado en columnas. ................................... 65

Tabla 4.14: Datos de recuperación de Plata del relave lixiviado en columnas. ..................... 66

Tabla 4.15: Datos de recuperación de Plata del relave lixiviado en columnas. ..................... 67

Tabla 5.1: Parámetros de diseño de planta CIL. ................................................................... 71

Tabla 5.2: Parámetros de diseño equipos de planta CIL. ..................................................... 72

Tabla 5.3: Parámetros de diseño para operación de planta CIL. .......................................... 73

Tabla 5.5: Parámetros para el cálculo del molino. ................................................................ 74

Tabla 5.6: Parámetros de diseño de molino de planta CIL. .................................................. 75

Tabla 5.7: Cálculo de la conversión por estanque de la reacción de adsorción. ................... 77

Tabla 5.8: Datos técnicos de los reactores agitados de lixiviación. ....................................... 78

Tabla 5.9: Parámetros de diseño de Agitadores CIL. ........................................................... 79

Tabla 5.10: Selección de bombas ........................................................................................ 80

Tabla 5.11: Selección de bombas ........................................................................................ 80

Tabla 5.12: Consumo energía Equipos instalados en planta CIL. ......................................... 81

xi


Tabla 5.13: Especificaciones de diseño de planta de aglomeración y lixiviación en pilas. .... 84

Tabla 5.14: Consumo de reactivos en planta de aglomeración y lixiviación en pilas. ............ 84



Tabla 5.17: Especificaciones del aglomerador de relave. ..................................................... 89

Tabla 5.18: Características de la correa Stacker. ................................................................. 92

Tabla 5.19: Consumo energético en planta de aglomeración. .............................................. 97

Tabla 6.1: Lixiviación y adsorción de oro en cada equipos de del sistema CIL. ................. 100

Tabla 6.2: Parámetros de operación de molino de bolas de planta CIL. ............................. 104

Tabla 6.3: Adsorción de oro, datos de varias muestras de carbón tomadas en planta CIL. 110

Tabla 6.4: Resumen de operación de planta CIL ................................................................ 111

Tabla 6.5: Consumo de reactivos en planta CIL. ................................................................ 111

Tabla 6.6: Consumo especifico de reactivos en planta CIL ................................................ 112

Tabla 6.7: Consumos de Energía en planta CIL. ................................................................ 112

Tabla 6.8: Lixiviación y adsorción de oro en cada equipo del sistema CIL, con relave de

alimentación con ley de 2[g/ton]. ........................................................................................ 113

Tabla 6.9: Resumen de operación de la planta de lixiviación de aglomerados. .................. 117

Tabla 6.10: Resumen de operación de la planta de lixiviación de aglomerados. ................ 117

Tabla 7.1: Capital fijo de inversión en planta CIL. ............................................................... 124

Tabla 7.2: Costo de los equipos de planta CIL. .................................................................. 125

Tabla 7.3: Costo Piping, Fitting y Válvulas. ........................................................................ 126

Tabla 7.4: Costos Preparación de terreno. ......................................................................... 126

Tabla 7.5: Inversión de Capital Fijo Directo ........................................................................ 126

Tabla 7.6: Capital total de trabajo. ...................................................................................... 127

Tabla 7.7: Capital de trabajo de planta CIL. ....................................................................... 127

Tabla 7.8: Costo total de la inversión en planta CIL. ........................................................... 127

Tabla 7.9: Gastos en insumos para planta CIL. .................................................................. 128

Tabla 7.10: Gastos en Utilities. ........................................................................................... 128

Tabla 7.11: Gastos en personal de operación. ................................................................... 128

Tabla 7.12: Resumen de costos asociados al proceso de producción. ............................... 129

Tabla 7.13: Parámetros de la operación planta CIL, para realizar los cálculos económicos.

........................................................................................................................................... 130

Tabla 7.14: Parámetros metalúrgicos del proceso para realizar los cálculos. ..................... 130

xii


Tabla 7.15: Ingresos por venta de oro en planta CIL. ......................................................... 130

Tabla 7.16: Base para el cálculo del flujo de caja en planta CIL ......................................... 131

Tabla 7.17: Flujo de caja de planta de agitación CIL, US$ ................................................ 132

Tabla 7.18: Capital fijo de inversión en planta de aglomeración y de lixiviación en pilas. ... 132

Tabla 7.19: Costo de los Equipos en planta de aglomeración y de lixiviación en pilas. ...... 132

Tabla 7.20: Costos de Piping, Fitting y Válvulas. ................................................................ 133

Tabla 7.21: Costos de preparación de terreno para instalación de planta de aglomeración y

de lixiviación en pilas. ......................................................................................................... 133

Tabla 7.22: Inversión de capital fijo directo en planta de aglomeración y de lixiviación en

pilas. .................................................................................................................................. 133

Tabla 7.23: Costos en capital fijo indirecto de lixiviación en pilas. ...................................... 134

Tabla 7.24: Costo Capital de Trabajo. ................................................................................ 134

Tabla 7.25: Costo total de la inversión de lixiviación en pilas. ............................................ 134

Tabla 7.26: Costo total de insumos de producción de lixiviación en pilas. .......................... 135

Tabla 7.28: Costo de personal de operación de aglomeración y de lixiviación en pilas. ..... 135

Tabla 7.29: Costos de laboratorio de aglomeración y de lixiviación en pilas. ...................... 136

Tabla 7.30: Costos de procesos de producción de lixiviación en pilas. ............................... 136

Tabla 7.31: Resumen de costos de producción de lixiviación en pilas.. ............................. 136

Tabla 7.32: Parámetros de operación para realizar los cálculos de ingresos por ventas en

planta de aglomeración y de lixiviación en pilas. ................................................................ 137

Tabla 7.33: Parámetros del proceso para realizar los cálculos de ingresos por ventas en

planta de aglomeración y de lixiviación en pilas. ................................................................ 137

Tabla 7.34: Ingresos por ventas mensuales, anuales y por tonelada procesada. ............... 137

Tabla 7.35: Base para el cálculo del flujo de caja planta de lixiviación en pilas. ................. 138

Tabla 7.36: Flujo de caja neto para planta de aglomeración y lixiviación, en US$. ............. 138

Tabla 7.37: Resumen de utilidades y costos por procesar el relave en cada planta. .......... 144

ÍNDICE DE FOTOS

Foto 2.1: Imagen aérea de Compañía Minera Dayton. .......................................................... 4

Foto 2.2: Equipamiento Mina ................................................................................................. 9


1

1. INTRODUCCIÓN

El gran aumento del precio mundial del oro de los últimos años provoca interés en

procesar antiguos relaves que poseen bajo contenidos de metal. En Compañía Minera

Dayton existe un relave con bajo contenido de oro, que es posible tratar con las

tecnologías actuales. Las técnicas más usadas en la actualidad para procesar minerales

de oro son la cianuración por agitación con carbón activado en lixiviación CIL y la

lixiviación de relaves en pilas aglomeradas. En la presente memoria de titulo se estudia la

posibilidad de recuperar el oro y plata contenido en relaves pertenecientes a Cía. Minera

Dayton. En este trabajo encontraremos un estudio teórico de los procesos de cianuración

de oro y plata, se determinaran los parámetros operacionales de los procesos que

presenten más ventajas a través de ensayos a nivel de laboratorio, la construcción de

plantas piloto para la obtención de datos operacionales, se evaluara la factibilidad técnica

y económica que presenta cada proceso seleccionado.


2

1.1 Objetivos

1.1.1 Objetivo general

Evaluar la factibilidad técnica y económica para la recuperación de oro desde relaves

presentes en Compañía Minera Dayton, comparando los procesos de cianuración por

agitación CIL y lixiviación en pila de relaves aglomerados.

1.1.2 Objetivos específicos

Realizar pruebas a nivel de laboratorio para determinar los parámetros de diseño y

operación de las plantas Piloto-Industrial para cada proceso.

Establecer relaciones entre las variables de operación en cada proceso y la

recuperación de oro.

Realizar un balance de masa y establecer consumos de energía para cada

proceso.

Calcular la capacidad de equipos disponibles y diseño de otros para la instalación

de una planta de lixiviación en pilas de relaves aglomerados y otra de cianuración

agitada CIL.

Realizar un estudio técnico y económico que determine la conveniencia de cada

proceso.

1.2 Alcances

Describir los procesos de recuperación de oro en Carbón en Lixiviación y Aglomeración –

Lixiviación - Adsorción, y luego realizar una comparación de características de las

operaciones, costo de operación y costo de inversión.


3

2. ANTECEDENTES GENERALES DE LA FAENA

2.1 Ubicación

La faena minera Andacollo Oro, de propiedad de Compañía Minera Dayton (CMD), se

encuentra ubicada en la comuna de Andacollo, Provincia de Elqui, IV Región, en las

coordenadas UTM 6.654.260 Norte y 298.700 Este; aproximadamente a 57 Kms. al

sureste de las ciudades de Coquimbo y La Serena. A la faena se accede por la Ruta D-

43, para luego, frente a la localidad de El Peñón, continuar por la Ruta D-51, que conduce

hasta la localidad de Andacollo.

Figura2.1: Ubicación CMD.


4

Foto 2.1: Imagen aérea de Compañía Minera Dayton.

2.2 Reseña histórica

Proyecto de CMD, Andacollo Oro tiene más de 17 años. Comienza a mediados de los 80,

cuando Chevron Corporation of Chile adquiere en la zona minera de Andacollo, alrededor

de un centenar de pertenencias mineras de propiedad de varios industriales de la

localidad. En 1989 Chevron decide vender su parte de los activos mineros en el mundo

incluyendo Andacollo. A comienzos de 1990 Dayton Mining Corporation (Canadá), a

través de una evaluación preliminar del proyecto, determina adquirir la totalidad de los

derechos mineros.

Las operaciones mineras extractivas comienzan el año 1995 y se prolongan hasta el mes

de septiembre del año 2000. Es en esta fecha cuando se paraliza la extracción minera

debido a la sostenida baja del precio del oro, cosa que hizo insostenible cubrir los costos

operacionales que superaban largamente el valor de venta de la onza de oro que

bordeaba los US$260.


5

No obstante lo anterior, la producción de oro residual continuó hasta unos años después,

producto de la lixiviación del mineral acumulado en la pila (27.000.000 ton) llegando a

producir 588.000 onzas de oro.

A fines del año 2005 Dayton vende sus activos a Trend Mining, quien a su vez los

traspasa a inversionistas privados estadounidenses, estando la administración

completamente a cargo de profesionales chilenos.

Para los nuevos propietarios el motivo de la reapertura tuvo las siguientes razones: Un

mayor precio del oro en el mercado, las reservas mineras existentes, la infraestructura de

todas las áreas de la planta y credibilidad de los ejecutivos y personal chileno. La

inversión inicial en esta etapa fue de aproximadamente US$ 10 millones.

En el primer trimestre del año 2006, se reinició la operación minera con la esperanza de

recuperar un total de 210.000 onzas de oro en los primeros tres años. Posteriormente,

terminada la extracción de mineral, la empresa continuará con una operación residual de

lixiviación de ripios.

A fines del año 2007, CMD cierra negocios con un empresario minero de la zona, por

unas propiedades mineras que se encuentran al norte de la compañía a unos 3 kilómetros

de la planta, el cual proyecta la operación de la compañía hasta el año 2012.


6

2.3 Descripción del Área.

La cuenca de Andacollo, donde se encuentra el yacimiento, se localiza en la ladera Este

de la cadena montañosa de la Cordillera de la Costa de la IV Región. Presenta una forma

semicircular, de unos 7 Kilómetros, rodeada por cerros con altitud media de 1.500

m.s.n.m.

El clima se caracteriza por una temperatura media anual de 15,6 °C y lluvias de invierno,

con un promedio, en los últimos 38 años, de 140 mm y una desviación estándar de 121

mm. El drenaje de las precipitaciones, fluye por las quebradas, siendo las más

importantes: Culebrón, La Hermosa, El Sauce, La Laja, El Toro y Churque, las cuales

descargan en la quebrada de Andacollo, que a su vez descarga en la quebrada El

Arrayán. Por lo general, las quebradas a lo largo del año no presentan escorrentías

superficiales.

2.4 Geología.

Los depósitos de minerales de Andacollo Oro se encuentran emplazados en un arco

magmático de edad cretácica. Los yacimientos auríferos se ubican en la periferia de un

pórfido cuprífero del cretácico inferior y están alojados en flujos de brecha dacíticas y

andesíticas.1

Figura2.2: Sección típica de la Geología del Distrito.

1 Fuente, Depto. Geología CMD.


7

La roca mineralizada se presenta entre secuencias de riolita y/o andesitas superior y una

secuencia volcanoclásticas andesíticas subyacente. Esta ha sido afectada por una

actividad tectónica e hidrotermal significativa, que fracturó la roca preexistente,

alterándola y mineralizándola, formando depósitos mantiformes. A nivel Regional, el

rumbo de estas rocas es norte-Sur y su inclinación es de 25° a 30° hacia el este.

Figura 2.3: Planta Esquemática de la Geología del Distrito.2

Se observan varios sistemas de fallas geológicas en el distrito de Andacollo. Las fallas de

tendencia noroeste se asocian con los eventos causantes de la mineralización y es

posible que se hayan reactivado en forma posterior a ésta. Las estructuras rumbo norte

son probablemente posteriores a la mineralización, con desplazamiento de tipo

normal.Relacionado con las fallas de tendencia noroeste se encuentran vetas auríferas

que comúnmente presentan mineralización de sulfuros asociados a cuarzo y carbonatos.3

2 Fuente, Depto. Geología CMD

3 Fuente, Depto. Geología CMD.


8

2.5 Antecedentes Históricos.

En Andacollo se establecieron familias indígenas de origen Incásico, las cuales

realizaban la explotación de los yacimientos de cobre y oro existentes. A la llegada de los

españoles (1540) se incrementó la producción de dichos minerales. Desde esa época

hasta fines del Siglo XIX pasó a constituirse en uno de los lugares más importantes en la

producción de oro del país. Luego, hasta los inicios de la década del 30, se produjo un

decaimiento, para reactivarse entre los años 1932 y 1950, época en que alcanzó su

máximo auge.

Como consecuencia de la gran actividad minera generada en distintas épocas, se

explotaron intensamente los yacimientos y cuando éstos se agotaban, continuaban con la

remoción de las faldas de las colinas, lavando las delgadas capas de material aluvial. Esto

trajo como consecuencia la remoción de árboles, huertos y terrenos agrícolas en el área,

produciendo una gran alteración del entorno, cuyo vestigio y daño son aún visibles.

2.6 Explotación Minera

CMD, en estos momentos, está explotando sus yacimientos antiguos y el yacimiento

ubicado al norte de la compañía. Para ambos casos lo está realizando con la entrega de

los yacimientos a empresas contratistas que realizan la labor extractiva, con la finalidad

de dejar los minerales en el buzón de la planta de chancado, basándose en los planes,

programaciones y controles que CMD establece.

Para llevar adelante las operaciones unitarias de la mina rajo abierto, las empresas

contratistas cuentan con los siguientes equipos:

Perforación: se está trabajando con seis equipos de perforación montados sobre oruga,

cuyos diámetros de perforación radican entre 4”½ a 5”½, las mallas de perforación están

estandarizadas en 4x4 (burden x espaciamiento), los bancos de explotación son de 5

metros de alto, lo que implica que la longitud de perforación por pozo es de 5,8 metros,

incluida la pasadura.

Tronadura: ésta se realiza mediante una empresa contratista que se especializa en dicho

tema, se están utilizando detonadores electrónicos y no electrónicos, además los pozos


9

son cargados con anfo, anfo aluminizado o emulsión. Tanto el tipo de detonador a utilizar

como el tipo de explosivo de columna, se define dependiendo de las características de la

roca, presencia de agua, caracterización de la roca a tronar (mineral o estéril), entre otras.

Carguío: para esta actividad se tienen siete excavadoras de diferente capacidad que van

en un rango de 2.5 a 3.5 m3, además de tres cargadores frontales Caterpillar modelo

CAT-966, estos últimos también cumplen la función de mantención de caminos y

botaderos.

Foto 2.2: Equipamiento Mina4

Transporte: se poseen camiones tipo carretera para llevar adelante la operación, existen

diez camiones 6x4 de 25 toneladas; 14 camiones 8x4 de 32 toneladas y cinco tracto

camiones 6x4 para el transporte de mineral del rajo Las Loas.

Hasta fines del año 2008, la explotación minera se realizaba mediante equipos fuera de

carretera, Cargadores frontales CAT-992 y camiones de CAT-777D de 100 toneladas,

pero ante la incorporación de los rajos al norte de la empresa, se tuvo que realizar un

cambio global en los equipos, pues se debe pasar constantemente por fuera de la

propiedad minera y en caminos que son de uso público, para llegar con el mineral desde

los rajos al norte de la Cía. Se debe recorrer un camino de 3,5 kilómetros de los cuales

1,5 kilómetros corresponden a camino de uso público y pavimentado.

4Fuente, Depto Ingeniería CMD.


10

2.7 Tratamiento del mineral extraído.

Se puede resumir en tres etapas principales que son:

La primera de reducción de tamaño o chancado, que se realiza a través de

cincochancadores; un chancador primario con una capacidad de 750 ton/h con una

granulometría de 6½ pulgadas, un chancador secundario, con una capacidad de 750 ton/h

que entrega un producto chancado de 1 pulgada y tres chancadores terciarios con una

capacidad de 250 ton/h que entrega un producto final a apilamiento y lixiviación de 3/8

pulgadas. El proceso de chancado está unido con un sistema de correas que nos permite

transportar el mineral, para ser dispuesto en la pila de lixiviación.

La segunda se denomina Apilamiento y Lixiviación, la cual consiste en depositar mineral

en forma de pila sobre una geomembrana de HDPE y sometido a lixiviación con

soluciones cianuradas con flujos entre 1200 a 1.300 m3/hr.

La tercera etapa comienza con la colección de soluciones luego del proceso de lixiviación.

Estas soluciones pasan por dos líneas donde existen columnas con carbón activado que

se encargan de adsorber los elementos de interés (Au – Ag) desde la solución rica. Luego

el carbón es traspasado a la torre de elusión donde por medio de un lavado en frío se

extrae el cobre; y un lavado en caliente (desorción) permite captar el oro y la plata de la

solución. Mediante electro obtención y fundición se obtiene el metal doré.


11

Figura 2.4: Diagrama de Flujo Proceso Productivo.5

2.8 Relaves

Durante décadas de producción de oro en plantas trapicheras semi-industriales se han

almacenado cantidades importante de relaves en la zona, los que geográficamente se

reparten en diferentes puntos de la ciudad de Andacollo y sus alrededores.Dentro de las

pertenecías de la compañía se cuentan con cantidades considerables de estos relaves,

estos se originaron en antiguas pertenencias mineras que se ubicaban dentro de lo que

en la actualidad es la compañía minera Dayton. Los minerales que dieron origen al

Relave Aguilera fueron procesados en antiguos trapiches y amalgamados con mercurio.

El proceso de amalgamación con mercurio retiró la mayoría del oro presente en los

minerales y luego fueron descartados como relaves durante décadas.

Con los valores de los metales actualmente, la cantidad de oro que el antiguo proceso no

pudo retirar, vuelve económicamente atractiva su explotación hoy. Es por esto que se

5Fuente, Superintendencia Planta CMD.


12

plantea la posibilidad de reprocesar estos materiales, con tratamientos más eficientes y

económicos en la recuperación de oro.

3. DESCRIPCIÓN DE LOS PROCESOS DE LIXIVIACIÓN DE

ORO EN PILAS Y AGITACIÓN DE PULPAS CIL.

3.1 Historia de la Cianuración de Oro

El proceso de la cianuración de oro es una práctica universal de extracción de oro desde

que J.SMacArthur y los hermanos R y W. Forrest patentaron un proceso de cianuración

en 1889.

El proceso de cianuración reemplazó al delicado proceso de la cloruración.La producción

mundial de oro se dobló en los 20 años posteriores a su primera aplicación industrial.

3.2 Fundamentos de la cianuración

El principio básico de la cianuración es que soluciones alcalinas de cianuro tienen una

acción disolvente preferencial sobre el oro y la plata contenidos en el mineral.

La disolución de oro en soluciones alcalinas requiere además un oxidante como el

oxígeno y forma un complejo estable como se indica en la siguiente reacción. 6

NaCNCNNaAuOHONaCNAu 4)(4284 222

OHCNAuOHOCNAu 4)(4284 222

La plata se lixivia en forma similar al oro a una menor velocidad formándose el siguiente

complejo cianurado:

OHCNAgOHOCNAg 4)(4284 222

6Referencia [1].


13


14

3.2.1 Termodinámica de la cianuración:

Los diagramas de Pourbaix que relacionan el potencial de oxido-reducción (Eh) del metal

con el pH del Medio, muestran que compuestos como: Au(OH)3; AuO2; (HAuO3)-2 y

también el ión (Au)+3 requieren elevados potenciales Redox (superiores al de la

descomposición del oxígeno) para formarse. La lixiviación del oro metálico es, por lo

tanto, muy difícil a causa de la gran estabilidad de este último. En el diagrama Au-H2O-

CN-, no obstante la reacción: Au(CN)2 + e- Au + 2*CN- se lleva a cabo dentro de los

límites de estabilidad del agua. El campo de estabilidad del complejo aurocianuro está

limitada por una recta que inicialmente muestra una pendiente pronunciada (efecto de la

hidrólisis del cianuro a pH menor a 9) tornándose luego casi horizontal debido a la acción

oxidante del oxígeno en medio básico, hecho que a su vez permite que se haga efectiva

la reacción de lixiviación por formación de aurocianuros.En el mismo gráfico se puede

observar que los compuestos Au(OH)3, Au+3 y( HAuO3)-2 son reducidos por la introducción

del cianuro.

Figura3.1: Diagramas de Pourbaix(Au-H2O-CN-)7

7 Referencia [7]


15

3.2.2 Concentración de cianuro

La concentración de cianuro óptima de la solución depende de las características de la

MENA y deberá ser determinada experimentalmente. Las concentraciones de cianuro

libre presente en las soluciones comúnmente usadas están entre valores de 0,1 – 3,5 gpl

de NaCN, con un consumo de 0,5 – 5 kg NaCN por tonelada de mineral tratado.

Solamente son termodinámicamente posibles las reacciones que tienen presencia de

cianuro y oxígeno en la solución.

A concentraciones bajas de cianuro, una mayor presión de oxígeno no tiene efecto sobre

la velocidad de disolución, sea del oro o de la plata, mientras que, a concentración de

cianuro mayor, la disolución pasa a ser dependiente de la presión parcial de oxígeno.

Figura 3.2: Curva típica mostrando el efecto de la presión de oxígeno y su concentración

en solución, versus la concentración de cianuro.8

El consumo de cianuro es siempre muy elevado comparado con el consumo

estequiométrico de la reacción de disolución de oro debido a pérdidas mecánicas y

principalmente a la reacción con compuestos cianicidas.

8 Referencia [1]


16

Mineral % de extracción de cobre

Azurita; 2CuCO3*Cu(OH)2 94,5

Malaquita; CuCO3*Cu(OH)2 90,2

Cuprita; Cu2 85,5

Crisocola; CuSiO3 11,8

Calcosita; Cu2O 90,2

Calcopirita; CuFeS2 5,6

Bornita; FeS*2Cu2S*CuS 70,0

Enargita; 3CuS*As2S5 65,8

Tetraedrita; 4Cu2S*Sb2S3 21,9

Cobre metálico; Cu 90,0

Tabla 3.1: Disolución de minerales de cobre con cianuro 9

9Referencia [3] y [4]


17

3.2.3 Concentración de oxígeno

El agente oxidante para la reacción de cianuración es el oxígeno disuelto. Lograr que la

concentración de oxígeno en solución sea alta, normalmente es más difícil que el control

de la concentración de cianuro. La concentración de oxígeno aumenta la velocidad de

disolución y la recuperación de oro; se puede aumentar hasta cierto punto, debido a que

la máxima concentración de oxígeno disuelto está limitada por la máxima solubilidad del

oxígeno en una solución acuosa y dependerá de la presión y temperatura del sistema; en

condición de una 1 atm. y 25 °C estarán presente 8,2 mg O2/lts.10

En los procesos de lixiviación agitada es necesario inyectar aire u oxígeno puro a los

reactores, debido a una mayor demanda de oxígeno en un tiempo determinado, debido a

la cinética del proceso, generalmente se adiciona varias veces el valor estequiométrico

de O2. En los procesos de lixiviación en pilas el enriquecimiento de las soluciones con

oxígeno se debe evaluar previamente el costo- beneficio que se obtendría, como la

cinética de lixiviación es más lenta por lo general se trabaja con el oxígeno presente en

solución.

3.2.4 Temperatura de soluciones.

La temperatura tiene un efecto favorable en la velocidad de disolución del oro, pero muy

negativa en la solubilidad del oxígeno en las soluciones, a temperatura cercanas a 85°C

se observa punto de inflexión en la velocidad de disolución del oro debido a la disminución

de oxígeno en la solución.

Figura3.3: Curva de velocidad de disolución del oro en función de la temperatura.11

10

Referencia [1] 11

Referencia [1] y [2]


18

En la siguiente tabla se puede observar el efecto de la concentración de oxigeno disuelto

en agua a diferentes temperaturas y altitudes.

Tabla3.2: Presión- temperatura y concentración de oxigeno12

12

Referencia [4]


19

3.2.5 pH de soluciones.

En soluciones ácidas se promueve la producción del ácido cianhídrico, que no disuelve el

oro ni la plata, y es ambientalmente peligroso por ser un gas venenoso muy activo. La

norma de seguridad para trabajar industrialmente con cianuro indica que en todo

momento debe operarse sobre pH 9.24. En la práctica se trabaja siempre sobre pH 10

que es denominado pH de alcalinidad protectora.

Figura3.4: Disociación entre el HCN y CN- libre en función de pH13

Para mantener pH alcalino en las soluciones del sistema, en general se emplea soda

cáustica para preparar solución de cianuro de sodio, y comúnmente cal en la etapa de

lixiviación de minerales, los cuales neutralizan la acidez. Un exceso de cal protege al

cianuro sódico de la hidrólisis, pero, si es demasiada concentración, puede retrasar la

disolución del oro.

13



20

3.2.6 Mecanismos de disolución de oro en cianuro

La disolución de oro en soluciones cianuradas es similar a un proceso de corrosión de

metales, en el cual el oxígeno disuelto en la solución es reducido a peróxido de hidrógeno

e iones hidroxilo:

O2 + 2H2O + 2e- 2OH- + H2O2

El mecanismo de reacción es puramente electroquímico, donde el oxígeno que viene

disuelto en el agua funciona catódicamente, mientras el oro actúa como ánodo. La

disolución del oro está regida por los principios electroquímicos de la corrosión. La

reducción del oxígeno sobre la superficie metálica en la zona catódica va acompañada

por la oxidación del oro en la zona anódica de acuerdo a las siguientes reacciones:

Cátodo:

O2 + 2H2O + 2e- H2O2 + 2OH-

O2 + 2H2O + 4e- 4OH-

Ánodo:

2 Au° 2Au+ + 2e-

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

-


21

Figura3.5: Proceso de disolución del oro mostrado como una corrosión electroquímica.14

3.2.7 Cinética de disolución del Oro.

La velocidad de disolución de oro depende conjuntamente de la cantidad de cianuro libre

presente en solución y la concentración de oxígeno disuelto en la solución.

La velocidad de disolución del oro es prácticamente igual en una solución concentrada o

diluida CN-. A concentraciones bajas de cianuro, una mayor presión de oxígeno no tiene

efecto sobre la velocidad de disolución, mientras que, a concentraciones de cianuro

mayores, la disolución pasa a ser dependiente de la presión parcial de oxígeno.El

cianuro y oxígeno disponibles, controlan combinadamente la velocidad de reacción.

F. Habashi, basado en que la velocidad de disolución está controlada por la difusión del

oxígeno disuelto y de los iones cianuro a través de la capa límite de Nernst, notó que

existe una capa límite de líquido, que no se mueve en la superficie de la partícula, a

14



22

través de la cual ocurre la transferencia de masa sólo por difusión. El gradiente de

concentración a través de la capa límite es aproximadamente lineal y el cuerpo del

líquido, excluyendo la capa límite, tiene una composición uniforme. La velocidad de

disolución depende sólo de la concentración de cianuro. Por su parte, si la concentración

de cianuro es alta, la velocidad de disolución depende sólo de la concentración de

oxígeno. Cuando el proceso pasa de control por difusión de cianuro a control por

difusión de oxígeno, ambos reactantes debieran estar emigrando a la superficie del

metal a sus máximas velocidades. El punto de cambio del control difusional, desde el

cianuro a oxígeno tiene lugar cuando se cumple que:

lOlCN PODCND )(4][ 22

2OCN DyD Son los coeficientes de difusión

lPO )( 2 Son las presiones parciales de O2 en el seno de la solución.

Se ha determinado que la difusión de la molécula de cianuro hacia la interfase es más

dificultosa, tanto porque, al tener carga negativa tiende a asociarse con los

protones presentes, como por ser de un tamaño mayor. La molécula de oxígeno

presenta una movilidad mayor cerca de 1,5 veces más rápida que la del cianuro. Al

medir experimentalmente los coeficientes de difusión respectivos, para 25°C, se

tienen aproximadamente los siguientes valores:

CND = 1,83 x10-5 cm2 /s

2OD = 2,76 x 10-5 cm2 /s

Se mantiene la relación: 2/ OCN DD = 1,5. Entonces resulta que la mayor velocidad para

la disolución del oro ocurre cuando se cumple que las concentraciones del cianuro

y del oxígeno disuelto se encuentran en una razón molar de aproximadamente seis.

6)/(][ 2

ll POCN

A temperatura ambiente y presión atmosférica, en un litro de agua hay unos 8,2

mg o 0,27 x 10-3 moles/litro de O2.De acuerdo con eso, la velocidad máxima de


23

disolución de oro, con O2 del aire a 1 atm (PO2 = 0,21 atm), estará dada por una

concentración de NaCN de 0,079 g/l o de 1,62 x 10-3 moles/litro.15

En la práctica, la concentración de cianuro en solución debe ser bastante mayor que esto

para lograr disolver oro, esto se debe principalmente a que los agentes cianicidas dejan

poco cianuro libre disponible para reaccionar con el oro.

Otro factor que tiende a disminuir la cinética de disolución del oro es la adición excesiva

de hidróxido de calcio, que tiende a disminuir la disolución de oro en cianuro de manera

más significativa que el hidróxido de sodio, pero en la práctica se usa mayormente cal

debido a su bajo costo. La disminución de la disolución de oro en presencia de hidróxido

de calcio llega a ser más pronunciada con el aumento de pH en el rango de 10.5 a 12. El

efecto retardante de los iones calcio en la velocidad de la cianuración del oro es mínimo a

pH 10.5 aproximadamente. La adición de cal y una regulación adecuada del pH previenen

las pérdidas de cianuro por hidrólisis o por reacción con sustancia acidas (CO2 del aire o

bicarbonatos y, contaminantes ácidos en el agua de la planta y en la mena).

3.3 Procesos de lixiviación

La práctica industrial en la lixiviación de Au presenta diferentes sistemas de operación que

se seleccionan de acuerdo a factores técnicos y económicos en el análisis de un proyecto,

algunos de los cuales son: ley de la especie de interés a recuperar, reservas de mineral,

caracterización mineralógica y geológica, comportamiento metalúrgico, capacidad de

procesamiento, costos de operación y de capital y rentabilidad económica. Las formas de

lixiviación más conocidas son:

In situ

In place

En botaderos

Pilas

Bateas

15



24

Y en reactores agitados: Esto puede ser a presión ambiente y/o en autoclaves


25

3.4 Lixiviación en pilas

La lixiviación en pilas es uno de los métodos más económicos para recuperar oro desde

minerales de baja ley. Existen básicamente dos tipos de pilas de lixiviación, las pilas

permanentes y las pilas renovables (dinámicas). La decisión acerca de cuál pila utilizar

depende de las condiciones de la mena, además de la evaluación económica y la

disponibilidad de superficie.

Se recomienda utilizar pilas permanentes en los siguientes casos:

Minerales de muy baja ley

Cinética de lixiviación lenta

Minerales de baja recuperación

Gran superficie disponible

Posibilidad de construcción de pilas altas

Las pilas renovables se recomiendan cuando:

La recuperación es alta

La cinética de lixiviación es rápida

El mineral es de baja ley

No se pueden armar pilas de gran altura

La lixiviación en pila es una operación simple que solo requiere etapas de chancado, y

que no requiere molienda fina del mineral, los consumos energéticos y de agua son

acotados comparado con otros métodos de lixiviación.

Se recomiendan pilas de lixiviación renovables para los relaves aglomerados, porque la

recuperación es del orden de 80%. Normalmente, la cinética es rápida, los relaves son de

baja ley y la pila no puede ser de gran altura.16

16

Referencia [4]


26

La mayoría de las menas de oro requieren alguna preparación antes de ser lixiviadas en

pila. La recuperación, la granulometría, permeabilidad y consumo de reactivos de la

mena deben quedar determinados por adelantado. Las relaciones que existen entre el

tamaño de partícula, la aglomeración y la influencia de la permeabilidad deben estar

resueltos antes de comenzar un proyecto de lixiviación en pilas. Para esto se deben

realizar pruebas metalúrgicas a nivel de laboratorio y/o piloto, la proporción de cal o soda

que debe ser añadida para el control de pH, se puede estimar en pruebas de botella y la

recuperación aproximada a la operacional en pruebas columnares.

Para estimar las recuperaciones, estas se pueden determinar de acuerdo a 3 balances

diferentes:

% Recuperación C-S (Cabeza- Solución); consiste en determinar la recuperación

de acuerdo a la suma del oro aportado por las soluciones, es decir, finos lixiviados,

dividido por los finos totales de acuerdo a la masa total de la muestra por ley de

cabeza.

% Recuperación C-R (Cabeza- Ripio); considera los finos iniciales, dividido por los

finos que quedan en los ripios, esta medida de recuperación es la que presenta

mayor error debido la dificultad de obtener una muestra ideal desde sólidos.

% Recuperación S-R (Solución-Ripio); Este balance es el que presenta menos

error, es la sumatorio de los finos lixiviados dividido por los finos finales en el ripio.


27

3.4.1 Influencia de la granulometría y permeabilidad de la pila.

Se necesita que el lecho de partículas que conforman la pila sea permeable para

asegurar una buena percolación y una dispersión uniforme de la solución lixiviante sobre

las partículas, es decir, idealmente el escurrimiento debe ser sobre la pila completa, sin

dejar ninguna partícula sin contacto con la solución lixiviante. Si el lecho no es lo

suficientemente permeable, sectores internos quedaran secos, la pila podría inundarse, la

solución crearía zanjas o un desmoronamiento del talud de la pila.

Factores que permiten buena permeabilidad del lecho de mineral17:

Las partículas son de tamaño suficientemente grande.

No hay acumulación de partículas finas.

El tamaño de las partículas es homogéneo en la pila.

No hay compactación de la pila por maquinaria pesada.

Los minerales tienen que permitir que las soluciones lixiviantes puedan difundirse y llegar

a todas las partículas para poder disolver el oro diseminado en el mineral.

En la lixiviación de algunos minerales la presencia abundante de partículas finas menores

a 20 mallas (-850 µm) forma masas compactas y origina segregación de partículas

durante la formación de la pila. Éste fenómeno es perjudicial, porque no deja que las

soluciones de cianuro lleguen en forma uniforme a todas las partículas. Para controlar

este problema se recomienda aglomerar, generalmente cuando la fracción de partículas

finas - #200 Ty aumenta a valores mayores a 5- 7%.

Cuando la solución lixiviante no percola de manera uniforme a través de la pila (a causa

de la acción impermeabilizante de los finos o de partículas arcillosas), se acumula

solución en algunos puntos de la superficie de la pila, contribuyendo a la formación de

canales, pozas y charcos que impiden a la solución actuar de manera homogénea a

través del lecho, obteniendo como resultado una pila complicada de operar a tasas

normales de lixiviación, afectando el tiempo en recuperar el oro. Eventualmente también

puede afectar la recuperación global de la pila debido a que sectores impermeabilizados

no tendrían contacto con la solución lixiviante.

17

Referencia [5]


28

3.4.2 Influencia de la Altura de la pila de lixiviación.

Mientras más altura posea la pila de lixiviación, más material se podrá cargar en una

menor área, esto sugiere aumentar la altura de las pilas si el espacio para apilamiento es

el limitante en una operación. Al aumentar la altura de la pila, el trayecto vertical que debe

recorrer la solución lixiviante hasta la base es mayor.

Al aumentar la altura de la pila, disminuye la aireación de las partes bajas del lecho,

perjudicando de esta forma la concentración de oxígeno disponible para las reacciones de

cianuración. La aireación y la seguridad del talud es un factor que limita la altura de las

pilas de lixiviación.

Cuando se trata de pilas formadas con aglomerados, un aumento de la altura de la pila

puede provocar la compactación del lecho en las partes inferiores por la excesiva presión

que deben soportar. Esto supondría una disminución en la permeabilidad de la pila. El

arrastre de finos desde la parte superior de la pila supone una acumulación de partículas

finas proporcional a la cantidad de material apilado.

3.4.3 Proceso de Aglomeración.

El proceso de Aglomeración es pretratamiento de la mena antes de formar lapila de

lixiviación y consiste en la formación de glómeros de material. En esencia, la

aglomeración es la adhesión de partículas finas con las de mayor tamaño, aunque

también se puede producir entre finos.18La aglomeración se debe a la tendencia de un

sistema, compuesto principalmente por partículas, y en menor proporción por líquido, a

disminuir su energía libre superficial mediante la reducción del área interfacial agua-aire,

por fuerzas de adhesión originadas debido a cualquiera de los siguientes mecanismos:19

El mecanismo principal por el cual se aglomera con cemento Portland es la hidratación y

coagulación de sus componentes, silicatos e ilumino silicatos. Las uniones sólido liquidas

se forman durante el fraguado; el resultado son puentes sólidos entre las partículas

aglomeradas. Las partículas más finas se unen en torno a las más gruesas, esto se

logra con una rotación de las partículas húmedas, lo que permite a las fuerzas

18

Referencia [5] 19



29

cohesivas de tensión superficial mantener a las partículas unidas entre sí. Los

principales mecanismo de aglomeración se detallan a continuación:

Fuerzas de adhesión del tipo Van Der Waals que aparecen por dipolos

permanentes o instantáneos originados en las moléculas. Estas fuerzas son

similares a las que se presentan entre capas de silicatos de estructuras laminar,

tales como la pirofilita, talco o sulfuros como la molibdenita.

Fuerzas atractivas electrostáticas que aparecen como consecuencia de

potenciales de contacto o de interfase.

En adición a la fuerza de Van der Waals los materiales diferentes en contacto,

desarrollan un contacto potencial, el cual, de vez en cuando, da vida a la atracción

electrostática; igual es el caso de materiales parecidos.

El estado de la energía local de la superficie y las funciones de trabajo de

electrones, que depende de los materiales, son factores decisivos que desarrollan

el contacto potencial.

Exceso de carga en las partículas, que para el caso específico de materiales no

conductores, produce fuerzas de tipo coulómbico.

Fuerzas de atracción magnética, originados por las características ferromagnéticas

de las sustancias.

Uniones líquidas o puentes líquidos entre partículas denominados pendular y

funicular. Aparecen debido a fenómenos de tensión superficial. Es decir, los

sólidos, al tener una energía libre por unidad de área (tensión superficial) debido a

los enlaces desbalanceados de su superficie (proceso de mojado), forman los

puentes o uniones líquidas que pueden ser de forma tal que el líquido cubra

parcialmente o totalmente a las partículas, envolviéndolas o no.

Presión capilar en espacios porosos llenos de líquidos: La fuerza y la propiedad de

formación de la aglomeración son dependientes en la tensión interfacial; sin

embargo, la formación de enlaces líquidos, tanto por drenaje o inhibición es de

decisiva importancia.


30

Todos los mecanismos citados tendrán diferentes grados de importancia de acuerdo con

los procesos para los cuales son empleados.

En el caso de la aglomeración de minerales de oro, plata y cobre, son varios mecanismos

los que intervienen; pero los más importantes son las uniones líquidas y sólidas debidas al

crecimiento de ligantes inorgánicos tales como cal, cemento, carbonatos y sulfatos20.

Figura 3.6:Esquema del fenómeno de aglomeración.

En la aglomeración el cemento Portland es mezclado con agua y relave, se obtiene un

producto de características plásticas con propiedades adherentes que solidifica algunas

horas después y endurece progresivamente durante un período de varios días hasta

adquirir su resistencia característica.

El endurecimiento del inicial del cemento es producido por la reacción del agua, yeso y

aluminato tricálcico, formando una estructura cristalina de calcio-aluminio-hidrato,

estringita y monosulfato.

20

Referencia [6]


31

El sucesivo endurecimiento y el desarrollo de fuerzas internas de tensión derivan de la

reacción más lenta del agua con el silicato tricálcico formando una estructura amorfa

llamada calcio-silicato-hidrato. En ambos casos, las estructuras que se forman envuelven

y fijan los granos de los materiales presentes en la mezcla. Una última reacción produce

el gel de silicio (SiO2).

La composición del cemento comercial es aproximadamente: 64% óxido de calcio, 21%

óxido de silicio, 5,5% óxido de aluminio, 4,5% óxido de hierro, 2,4% óxido de magnesio,

1,6% sulfatos, 1% otros materiales entre los cuales principalmente agua.21

Las reacciones que forman parte del proceso de fraguado se describen a continuación:

2(3CaOSiO2) + (x+3)H2O → 3CaO2SiO2xH2O + 3Ca(0H)2

2(2CaOSiO2)+ (x+1)H2O → 3CaO2SiO2xH2O + Ca(0H)2

2(3CaOAl2O3)+ (x+8)H2O → 4CaOAl2O3xH2O + 2CaOAl2O38H2O

3CaOAl2O3 + 12H2O + Ca(0H)2 → 4CaOAl2O313H2O

4CaOAl2O3Fe2O3 + 7H2O → 3CaOAl2O36H2O + CaOFe2O3H2O

Estas reacciones son exotérmicas. La más exotérmica es la hidratación de 3CaOAl2O3,

seguida de la de 3CaOSiO2, y luego 4CaOAl2O3Fe2O3 y finalmente 2CaOSiO2.22

3.4.4 Importancia de la aglomeración de partículas finas.

La aglomeración reúne las partículas pequeñas formando otras más grandes, reduciendo

de esta forma el porcentaje de partículas finas liberadas dentro de la pila, es decir, la

aglomeración reduce el porcentaje de partículas finas en la pila y aumenta la porosidad

del lecho mineral, con esto se consigue mayor permeabilidad líquida y gaseosa. El

mecanismo por el cual se aglomera con cemento Portland es la hidratación y coagulación

de sus componentes, silicatos y ilumino silicatos. Las uniones sólido líquidas se forman

durante el fraguado; como resultado se forman puentes sólidos entre las partículas

aglomeradas.

21

Referencia [7] 22

Referencia [7]


32

En un buen aglomerado las partículas más finas se unen en torno a las más gruesas,

esto se logra con una rotación de las partículas húmedas, lo que permite a las fuerzas

cohesivas de tensión superficial mantener a las partículas unidas entre sí.

3.4.5 Proceso de Curado

El curado es un pretratamiento del mineral antes de la lixiviación. Consiste en adicionar

una fracción del total de reactivo que se utiliza para tratar el mineral durante el

aglomerado.

El objetivo del curado es disolver gran parte del oro presente antes de la lixiviación en

pila, en un ambiente más favorable a la disposición de oxígeno y así obtener la

recuperación deseada en un menor tiempo.

Las soluciones lixiviantes para minerales curados son diluidas, porque parte del reactivo

se adiciona antes de la lixiviación, de esta manera se mantiene la cantidad total de

reactivo utilizado por cada tonelada tratada.

3.4.6 Razón de lixiviación en una pila.

La razón de lixiviación es un indicador que permite medir el volumen de solución lixiviante

que riega una cantidad determinada de toneladas de material. Normalmente se expresa

en metros cúbicos por toneladas de mineral lixiviado, Razón de lixiviación (R. L.): m3 / ton.

A valores más grandes de R. L. mayor será la recuperación, debido a que más solución

lixiviante entra en contacto con el mineral. Es decir, a mayor R.L. mayor es la

recuperación, igualmente se ve afectado el consumo de reactivo debido a que más del

99% del mineral es ganga y está siempre reacciona con el NaCN. Hacia el final del ciclo

de lixiviación, la curva de recuperación vs R. L. permanece casi horizontal, es decir, la

ganancia entre el Au en solución que entra y sale del sistema es marginal.23

23

Referencia [4]


33

3.4.7 Tasa de riego de la pila.

La tasa de riego es el caudal que riega una cierta área de superficie de pila durante un

período de tiempo determinado.

Esta influye directamente en la cinética de lixiviación. Al incrementar la taza de riego

aumenta la velocidad de disolución del oro, debido al mayor ingreso de solución en un

determinado tiempo y con ello más iones de CN entrarán en contacto con el oro. En la

operación se debe encontrar el equilibrio entre una alta tasa de riego y una buena

operación sin producir inundaciones en la superficie de la pila.

Se cuantifica en litros por hora por metro cuadrado. Tasa de riego:(lt/(hr*m2)).

3.5 Lixiviación agitada.

La lixiviación agitada es un proceso que logra una rápida disolución de oro en minerales

finamente molidos dentro de una pulpa. Consiste en agitar una pulpa que contiene

reactivos de lixiviación en solución. El oro se disuelve y luego se recupera desde la

solución.

La mena es molida y es agitada en una pulpa con solución cianurada por tiempos que van

desde las 6 hasta las 120 horas. El proceso de carbón in leaching (CIL) es un tipo de

lixiviación agitada. Se aplica a minerales de leyes más bien altas, estas leyes justifican

elevados gastos en molienda, energía para la agitación y elevación de pulpas. La

agitación favorece la disolución de oro, acortando el tiempo de lixiviación y aumentando la

recuperación.


34

3.5.1 Influencia de la agitación en la Lixiviación.

La agitación permite disminuir el espesor de la capa límite de difusión al mismo tiempo

que se maximiza el área de la interface gas-liquido. La región de la capa límite o capa de

difusión de Nernst, ejerce una resistencia al proceso de disolución y la difusión de las

moléculas del soluto desde esta capa es proporcional a la movilidad de las moléculas a

través de ésta e inversamente a su espesor. El espesor de esta capa es susceptible de

variar bajo la influencia de factores como la agitación, la viscosidad, la adsorción, etc.Uno

de los métodos empleados con mayor frecuencia para acelerar la velocidad de disolución

de una substancia sólida en un líquido consiste en agitar mediante algún dispositivo

adecuado. La agitación puede realizarse por medios mecánicos o con aire. La agitación

aumenta la velocidad de disolución y la recuperación del oro hasta cierto punto. 24

3.5.2 Adsorción de metales en carbón activo.

El carbón activo posee la capacidad de adsorber metales preciosos, debido a su gran

área superficial de 500-1500 m2/gr y por su gran porosidad debido a su estructura

carbonosa que pone a disposición del sistema una superficie enorme para adsorber

diversas especies. El oro unido a dos cianuros en el complejo en presencia de carbón,

forma otra unión química. Un electrón del carbón es compartido por el oro que lo acomoda

en un nivel bajo de energía, lo que requiere que el carbón disponga de un electrón con

alto nivel energético. Los átomos de carbón están situados en los bordes de los planos

basales, tipo grafito, que deben ser grandes para tener electrones de alta energía. El

tamaño de los planos basales depende de la materia prima utilizada para obtener el

carbón. En el carbón activo los bordes con electrones apropiados se encuentran en las

paredes de los mesoporos (2 – 50 nm). Al estar los iones aurocianuro cargados

negativamente, se precisan cationes, como el Ca+, que son coadsorbidos asegurando así

la neutralidad. La presencia de calcio tiene un efecto adverso, ya que el cianuro se oxida

a carbonato sobre la superficie del carbón, con lo que se produce la precipitación del

24

Referencia [2]


35

carbonato cálcico que bloquea al carbón activo al tapizarlo. Para evitar esto, de vez en

cuando, se lava el carbón con ácido (HCL), que no afecta al oro.25

El método de lixiviación en pila y adsorción en carbón activado CIC, es más apropiado

para minerales que sólo tienen oro y bajo contenido de plata; esto se debe al eventual

aumento de la concentración de iones de plata y con ello aumento el tamaño de planta

para adsorber eficientemente los complejos de Au y Ag.

Figura3.7: Esquema estructura interna de una partícula de carbón26

Mecanismos asociados al carbón activo.

Adsorción de oro:

22

2

2 ])([)(])([2 CNAuCCacarbonCCaCNAu

25

Referencia [8] 26

Referencia [4]


36

Bloqueo del carbón:

3

2

222 22222 NHCOOHOHOCN

3

2

2

2 CaCOCOCa

Lavado Acido:

22

2

3 22 COOHCLCaHCLCaCO

HCNAuCNCn

CaHCNAuCCa n 2][2

2])([ 2

22

3.5.3 Sistemas de carbón activado

El carbón activo posee varias aplicaciones en los proceso de recuperación de oro desde

soluciones, las principales se describen a continuación:

Carbón en Pulpa (Carbon-in-Pulp, CIP): El carbón activado se mezcla directamente con la

pulpa lixiviada y se adsorbe el oro de la solución.

Carbón en lixiviación (Carbon-In-Leach, CIL): El carbón activado se añade a la pulpa de la

mena en los estanques de lixiviación y adsorbe el oro de la solución a medida que el

proceso de cianuración toma lugar.

Carbón en columnas (Carbon-In-Column, CIC): Las columnas se rellenan con carbón

activado granular y se adsorbe oro desde soluciones clarificadas a medida que esta

percola a través de la columna. Se emplea para adsorber oro desde soluciones efluentes

de pilas de lixiviación. 27

27

Referencia [2]


37

3.5.4 Proceso de lixiviación agitada CIL

La lixiviación “carbón in leaching”(CIL) o “carbón en lixiviación”, consiste en adsorber el

oro en carbón activado al mismo tiempo que se disuelve el oro desde el mineral mediante

la aplicación de iones de CN, llevándose a cabo la lixiviación y absorción de los iones de

oro al mismo tiempo, dentro los mismos estanques agitados. El carbón se mueve en

contra corriente a la pulpa de mineral que avanza en una serie de estanques agitados.

Una vez terminado el ciclo de cianuración la pulpa es descartada. El carbón cargado con

oro y plata se extrae desde los primeros estanques, se lava de restos de pulpa y se envía

al proceso de elusión.

El proceso de carbón en pulpa (CIL) posee importantes ventajas comparativas sobre el de

lixiviación agitada y cementación de oro con zinc(proceso Merrill Crowe), dentro de las

cuales se pueden destacar:

La facilidad que posee el carbón activado para adsorber el complejo aurocianuro

([Au(CN)2]-)no se ve tan seriamente afectada por la presencia de algunos elementos en

disolución, como complejos de cobre y níquel, los cuales desfavorecen la precipitación de

oro con zinc. Las partículas de carbón se agregan directamente a la pulpa de lixiviación, lo

que evita los procesos de filtración y clarificación que se requieren con la cementación.28

Las pérdidas de oro son significativamente menores que en una planta tradicional de

cementación, por lo que el proceso CIL ofrece ventajas económicas, tanto por lograr

mayores recuperaciones como en términos comparativos de costos de capital y

operación.

Como desventaja se puede indicar que una alta concentración de plata en el relave o

mineral a tratar por CIL tendrá efectos negativos en la adsorción de oro, es decir, se

necesitarían muchas etapas de adsorción para alcanzar la conversión deseada, lo que lo

hace muchas veces económicamente inviable. Otro inconveniente del proceso CIL es el

elevado grado de molienda que se requiere para que la reacción de disolución de oro se

logre rápidamente.

28

Referencia [2]


38

3.6 Proceso de Elusión (Desorción):

Consiste en extraer el oro y la plata del carbón lavando con cianuro a alta temperatura y

presión, ayudado por la adición de álcalis que regenera la superficie carbonosa y evita la

emisión de ácido cianhídrico al elevarse el pH.

Reacciones del proceso de Elusión (Reextracción o Desorción)29:

CCNAunnNanNaCNAuCNC n ])([][ 2

OHOCOHOHC 2

29

Referencia [8]


39

Figura 3.8: Diagrama del circuito de elución de Minera Dayton.


40

3.7 Proceso de Electroobtención (EW)

Este proceso consiste en recuperar el metal desde una solución rica debidamente

acondicionada (solución electrolito), y depositarlo en un cátodo, utilizando un proceso de

electrólisis. El proceso de electroobtención en Cía. Minera Dayton se lleva a cabo

haciendo fluir una solución cianurada concentrada en oro, obtenida en el proceso de

elusión, por un circuito cerrado, que consta de 2 estanques de acumulación y 3

celdas de electroobtención conectadas en serie.

La solución rica obtenida en la etapa de elución (desorción del oro desde el carbón), es

una solución concentrada de oro. Este valor puede variar pero concentraciones típicas de

cabeza son entre 60-120 ppm de oro. Se almacena en 2 estanques acumuladores que en

su totalidad suman 40 m3, agitando constantemente para tener una cabeza uniforme.

La solución es agotadadurante 8 horas a través de tres celdas de electro-depositación de

1 m3 cada una, que operan en serie con un potencia de 2,8 – 3 volts y entre 820-850

amperes de intensidad de corriente. La solución fluye por las celdas en un circuito cerrado

por 8 horas y los 40 m3 se procesan en forma batch hasta agotar la solución alcanzando

al final una concentración < 1 ppm de Au.

Figura3.9: Gráfico de porcentaje de metal electrodepositado en el tiempo.


41

Figura 3.10: Diagrama del proceso de electroobtención de oro.


42

3.8 Metal doré.

El oro, la plata y otros elementos metálicos en menor grado son depositados en los

cátodos como un barro poroso, el cual una vez en la semana es removido desde los

cátodos con agua a alta presión, los sólidos depositados en el fondo de la celda son

filtrados a través de un filtro prensa. El precipitado obtenido es secado en un horno de

retorta para eliminar el mercurio, si es que existiera Hg.

El barro catódico seco se mezcla con fundentes apropiados (borax, sílice, nitrato de

potasio y carbonato de sodio) y se funde para obtener el metal doré que es el producto

final del proceso.

3.9 Justificación de comparación de proceso CIL y Lixiviación de

aglomerado en pilas.

El proceso CIL es ampliamente aceptado como uno de los procesos de agitación más

recomendables para tratar minerales de oro, y la lixiviación en pilas es uno de los

procesos más económico para lixiviar minerales de oro.

La lixiviación agitada CIL recupera en un menor tiempo y en una mayor cantidad eloro

comparado con una planta de procesos de lixiviación en pilas con adsorción en columnas

CIC. La lixiviación en pilas no logra recuperar el oro grueso contenido en los minerales.

Si se dispone de un mineral o relave de baja ley que se encuentra finamente molido y

disponible para procesar, es necesario establecer que método es más apropiado a utilizar.

Suponiendo que el método más económico y de mayor recuperación dentro de la

lixiviación agitada es el CIL, entonces este proceso debería compararse con la lixiviación

en pilas, incluyendo la adsorción. De esta manera se contrastaría el proceso de dilución

de oro desde una mena y su adsorción en carbón activo.

Para realizar una comparación entre los procesos CIL y lixiviación en pilas, incluyendo

adsorción, es necesario reunir datos de laboratorio y operacionales de plantas piloto.


43

3.10 Ensayos que son necesarios para obtener datos.

Los ensayos de laboratorio necesarios para obtener estos datos se pueden resumir en:

granulometrías, pH natural, humedad, densidad aparente, de pulpa y aglomerados,

ángulo de reposo, leyes de Au – Ag – Cu – Hg, permeabilidad, pruebas de cianuración

agitada, adsorción de oroen carbón, consumo de reactivos. Adicionalmente se requiere

realizar pruebas de aglomeración para formar columnas de aglomerados y medir

permeabilidad de los aglomerados.

3.11 Conclusión del capítulo.

Se debe llevar un estudio acabado de todas las variables involucradas en cada proceso

antes de diseñar las plantas piloto. Para esto se debe trabajar en laboratorio con una

muestra representativa del relave.

La lixiviación agitada requiere un alto grado de molienda para que la reacción de

lixiviación ocurra rápidamente y se logre una rápida recuperación de oro. Se debe

determinar la granulometría del relave.

Se deberá determinar las recuperaciones máximas para cada proceso y respectivo

consumo de reactivos asociados.

Antes de construir una pila piloto se debe determinar la permeabilidad del relave y la

cantidad de cemento necesaria para que se aglomere correctamente.

Es necesario conocer la velocidad de adsorción de oro en el carbón activo que se usa en

la compañía, para esto se debe realizar una prueba de laboratorio.


44

0%10%20%30%40%50%60%70%80%90%100%

9,6

0

6,3

5

1,7

0,7

1

0,6

0,4

25

0,3

0,2

5

0,2

12

0,1

8

0,1

5

0,1

25

0,1

06

0,0

9

0,0

75

0,0

53

0,0

45

0,0

38

% P

asante

acum

ulado

Abertura de malla en mm

Granulometría del relave

4. ENSAYOS EXPERIMENTALES

4.1 Toma de muestras de relave Aguilera

El relave Aguilera está cubicado con un total de 38.700 m3 equivalente a

aproximadamente 45.600 toneladas. Se encuentra ubicado al interior de la faena Dayton,

en el sector antiguo de Churrumata. A esto se suma la posibilidad de tratar otros relaves,

95.000 toneladas de un relave adjunto dentro del territorio de la faena y además los

tranques de relaves que están dentro del pueblo de Andacollo, los que son un problema

ambiental para la comunidad.

En esta etapa se trabaja solo con el Relave de Aguilera, para su caracterización se tomó

una muestra representativa mediante la técnica de calicatas con una retroexcavadora en

varios puntos de muestreo en la torta del relave. Información previa indicaba que este

relave es de oro y de comportamiento uniforme a través de toda la torta. Así que se

considera una sola muestra inicial de 400 kg., con esta muestra se realizaron todos los

ensayos de laboratorio.

4.2 Granulometría

Figura 4.1: Granulometría de relave aguilera en milímetros.


45

Clasificación de suelos según granulometría:

Tabla 4.1: Clasificación de suelos según la granulometría.

Según la tabla el relave Aguilera estaría compuesto principalmente por arenas. Esto se

ratifica en las pruebas de permeabilidad donde se establece que corresponde a un tipo de

suelo limo arenoso, con algo de contenido de arcillas.

4.3 Humedad

La humedad del relave varía de acuerdo a su ubicación dentro del tranque, normalmente

se encuentra en valores alrededor de 8,7%. El relave posee la capacidad de retener

humedad por un largo período de tiempo, así que a medida que varié en profundidad este

valor puede aumentar.

4.4 Densidad aparente

La densidad aparente del relave Aguilera varía dependiendo del contenido de humedad,

el valor típico es de 1,18 g/cm3 con 8,7 % de humedad hasta 1,17 g/cm3 con 12% de

humedad.


46

4.5 Angulo de reposo

El ángulo de reposo es aproximadamente 40º, este valor varía cuando el relave se

encuentra con un contenido de humedad superior a 12%, aumentando drásticamente el

ángulo de reposo, esto se debe principalmente al contenido de limo y arcilla.

Figura 4.2: Esquema de Cono natural que forma el relave Aguilera al ser dispuesto sobre

una superficie.

4.6 pH Natural

El pH natural del relave Aguilera se encuentra en torno pH= 4.4.

Para aumentar el pH a valores de 10.5 se deberá agregar cal en torno a 6 y 7 Kg por

tonelada de relave.

4.7 Ley de Au, Ag, Cu, Hg.

La ley media según análisis de laboratorio para el relave Aguilera es:

Au: 0.66 [g/ton] ; Ag 0.41 [g/ton]; Cu: 491 [g/ton]; Hg: 3 [g/ton].


47

4.8 Permeabilidad natural.

La permeabilidad natural de relave Aguilera es 0.05 [metros/día]. El tipo de suelo que

posee esta permeabilidad es la Arena Fina y Arena arcillosa.

Tabla de clasificación de los suelos según su grado de permeabilidad:

anexo

Tabla 4.2: Clasificación de los suelos según su permeabilidad.30

4.9 Test Botella

Los resultados de un test de botellas pueden determinar el comportamiento preliminar de

una muestra a la lixiviación por cianuración agitada en un tiempo determinado,

permitiendo obtener como información los consumos de reactivos como cianuro de sodio

y cal, además de la cinética de lixiviación de los metales de interés como el Au y la Ag,

también estimar el comportamiento de algunos cianicidas como el Cu.

Los principales resultados del test de botellas realizados a relave Aguilera se muestran a

continuación, el detalle de los resultados se pueden analizar en el Anexo.

Tabla 4.3: Resumen resultados test de botellas.

30

Referencia [12]


48

Tabla 4.4: Resumen resultados test de botellas.

Figura 4.3: Recuperación de oro versus el tiempo de lixiviación en botella.

0

20

40

60

80

100

0 24 48 72

% R

ec A

u -

R, pct

HORAS

Recuperación Au; S-R.-

Aguilera 1

Aguilera 2


49

Figura 4.4: Recuperación de plata versus el tiempo de lixiviación en botella.

Figura 4.5: Recuperación de Cobre versus el tiempo de lixiviación en botella.

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 24 48 72

Re

c A

g s

-r, p

ct

HORAS

Recuperación Ag; S-R.-

1

2

0

10

20

30

40

50

0 24 48 72

Re

c C

u s

-r, p

ct

HORAS

Recuperación Cu; S-R.-

1

2


50

4.10 Consumo de Cianuro y Cal.

De las pruebas de botella se puede obtener el consumo de reactivos que tendrá la

lixiviación de los relaves a procesar en planta piloto:

Tiempo de lix.

Cianuro de Sodio

Cal

Horas Kg/ton mineral.

0 0,00 4,48

2 0,36 5,48

6 0,47 5,98

24 0,66 6,48

48 0,82 6,48

Tabla 4.5: Consumo reactivo Test de Botella

De esta tabla se puede deducir que el consumo de Cianuro de Sodio estará en torno de

los 0,82 kgs. por tonelada de relave tratado. En cambio el consumo de Cal necesario para

mantener el pH en un valor superior a 10.5 durante la lixiviación es 6.5 kgs/ton.

4.11 Cinética de lixiviación por cianuración agitada del relave.

De acuerdo a los resultados obtenidos de los test de botellas, nos indican que para

recuperar el 90% del oro presente en el relave se necesitan entre las 2 y las 24 horas de

lixiviación. Para determinar con más precisión el tiempo de lixiviación en que se encuentra

el limite económico viable, se realizan 3 pruebas de lixiviación agitada en botellas en

condiciones similares con las que se operará en la planta piloto- industrial Anexo A.

Las pruebas se realizan en las siguientes condiciones:

50% Sólidos.

Concentración de cianuro de la solución lixiviante de 0.5 gpl.

Temperatura ambiente, 26°C.

Dosis de Cianuro y Cal según determinado en test de botella.


51

Peso muestra 1000 grs. base seca.

28 RPM agitación del Roller Test.

Los resultados obtenidos son:

Tabla 4.6: Recuperación de oro en el tiempo.

Figura 4.6: Curva grado Lixiviación vs Tiempo

Este ensayo nos indica que en 6 horas de lixiviación se alcanza una recuperación de

87,6%. Para 9 horas de lixiviación se puede esperar un 90,5% de recuperación del oro.

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 60 120 180 240 300 360 420 480 540 600

% R

ec. A

u

Minutos

% Recuperación de Au en diferentes tiempos (min)

Prueba: 1

Prueba: 2

Prueba: 3

N° Test % Rec. Au Tiempo

Lix.

% S-R min.

Prueba: 1 87,6 360

Prueba: 2 89,8 540

Prueba: 3 90,3 540


52

4.12 Ensayo de adsorción de oro en carbón activo.

Se estudia el comportamiento de la adsorción del oro en carbón activado de la solución

lixiviada del relave Aguilera.

Prueba de adsorción de oro en carbón activo: En 1 litro de solución filtrada obtenida

desde un test de botella, se añaden 15 grs de carbón activo nuevo, la solución se agita

por 120 minutos.

Condiciones: 15 gramos/litro de carbón activo. Temperatura ambiente 28 ˚C.

Tiempo Adsorción Concentración de Au Conversión

t( min) Ca Au; [grs/m3] X

0 0,356 0

15 0,120 0,66

30 0,060 0,81

45 0,041 0,88

60 0,022 0,94

90 0,005 0,986

120 0,005 0,986

Tabla 4.7: Datos experimentales de adsorción de oro en carbón activo en solución

cianurada a temperatura ambiente.


53

Figura 4.7: Concentración de oro en el tiempo durante adsorción, 15 g/litro de carbón

activo

La adsorción de las soluciones resultantes de la lixiviación del relave Aguilera tienen un

buen comportamiento en la adsorción de oro en carbón alcanzando, en 90 min., una

adsorción del 99% del oro disponible en solución. Valores similares a los resultados

obtenidos para soluciones del circuito normal para Dayton frente al carbón virgen.


54

4.13 Lixiviación Extrema

La lixiviación extrema es una segunda lixiviación, se aplica a los ripios de una cianuración

agitada. Este método entrega seguridad a los resultados obtenidos en las lixiviaciones de

laboratorio. Consiste en lixiviar los ripios pulverizados a 100% - #200Tyler de un test de

cianuración agitada para recuperar la totalidad del oro cianurable que no fue recuperado

en la primera lixiviación. Los ripios residuales lavados de la lixiviación extrema son

analizados para comprobar su contenido de oro.

En la lixiviación extrema se utiliza una alta concentración de cianuro, 10 gramos de NaCN

por kilo de ripio pulverizado. El tiempo de lixiviación es de 24 horas, después del cual se

analiza el líquido y el ripio residual. En esta prueba no existe control ni ajuste de pH y

cianuro. Se obtiene una solución final que se analiza por oro, plata y cobre.

Para calcular la ley de cabeza se suma el oro disuelto en la primera lixiviación, el oro

retirado en el lavado del ripio, el oro disuelto en la lixiviación extrema y el oro presente en

el ripio residual de la lixiviación extrema. .31

Resultados de Prueba de cianuración extrema:

Recuperación máxima: Au: 97,8 %; Ag: 88,1 %; Cu: 51,1 %

31

Referencia [13]


55

4.14 Aglomeración en laboratorio

Las pruebas de aglomeración se realizaron en un tambor aglomerador de laboratorio,

fabricado de plástico resistente al ácido, de dimensiones: 86 cm de largo y 56 cm de

ancho. Con tres lifters de goma de 4 cm de alto cada uno.

4.14.1 Parámetros de aglomeración

La aglomeración se realizó manteniendo un contenido de humedad uniforme en cada

prueba, la humedad ideal para formar aglomerados con relave Aguilera en el laboratorio

es de 20%. La dosis de cemento varió desde 0 hasta 20 kg/ton. Las revoluciones del

tambor aglomerador fueron 24 en cada ensayo.

4.14.2 Granulometría de aglomerados

La granulometría de los aglomerados es variable dependiendo de la cantidad de humedad

con que se realice la prueba, el tiempo de residencia y la velocidad de rotación del tambor

aglomerador. Para las pruebas de laboratorio más del 50 % de los aglomerados quedó

sobre la malla de abertura ¼ de pulgada, llegando a tamaños de partículas aglomeradas

superiores a 1 ½ de pulgada en los glómeros de mayor diámetro. La mayoría de los

aglomerados presenta forma esférica y gran consistencia al tacto.


56

0,04

0,14

0,27

0,40

0,46

0,000,050,100,150,200,250,300,350,400,450,50

0 5 10 15 20Perm

eab

ilid

ad

[m

etr

os/d

ia]

Dosis Cemento Kg/Ton

Permeabilidad relave a diferentes dosis de cemento

0,40

2,1

0,00

0,50

1,00

1,50

2,00

2,50

15 kg Cal/ton relave Mineral 3/8"

Perm

eab

ilid

ad

[m

etr

os/d

ia]

Dosis Cemento Kg/Ton

Comparación Permeabilidad Mineral Pila vs Relave

4.14.3 Pruebas de permeabilidad en relave aglomerado

Los ensayos de permeabilidad se realizaron con un permeámetro de laboratorio de 21 cm

de diámetro por 29 cm de alto. A temperatura ambiente, con agua industrial.

Figura 4.8: Grafico de influencia de dosis de cemento aglomerante en la permeabilidad.

Figura 4.9: Grafico comparativo permeabilidad mineral con respecto al relave

aglomerado.32

32

Referencia [12]


57

4.15 Pruebas de lixiviación en Columnas.

Con el fin de obtener el comportamiento del relave a la cianuración en pilas y buscando

los rangos operacionales en que trabajara la planta piloto industrial de aglomerados, se

realizan varios test de lixiviación del relave en pruebas columnares buscando el mejor

punto de operación, variables estudiadas:

Dosis de Curado.

Beneficio curado previo a la lixiviación v/s relave sin curar.

Tiempo de reposo de los aglomerados previo a la lixiviación

Tiempo de lixiviación, para obtener un beneficio económico operable

razonablemente, medido según la razón de lixiviación para que sea correctamente

escalable a una pila.

Beneficio probable de Au y Ag.

% Recuperación de Cu.

Consumo de Cianuro de Sodio.

Tiempo lavado con Agua.

Tasa de Lixiviación.


58

Para escalar una prueba de columna a días de lixiviación en pila se puede determinar

según la siguiente relación:

Donde:

R.L.: Razón de lixiviación, m3/ton.

s: Densidad del sólido, ton/m3.

H.: Altura pila, metro.

Tasa lix.: tasa de lixiviación en lts/h/m2

Se debe considerar que en pruebas de laboratorio se realizan ensayos en condiciones

ideales, teniendo un mayor control sobre las variables más importantes del proceso.

4.15.1Curado alcalino con NaCN.

Con el fin de obtener cinéticas de lixiviaciones más rápidas se agrega cianuro en la etapa

de aglomeración y se deja reposar, considerando que el aglomerado necesita un tiempo

de fragua para lograr una consistencia adecuada, también se puede ocupar este tiempo

para que el cianuro reaccione con el oro en condiciones favorables de oxigenación. El

consumo de cianuro total que se obtuvo para este relave es 0.8 kg de NaCN por tonelada.

4.15.2 Lixiviación de aglomerados curados.

La Lixiviación de aglomerados curados es el proceso que retira el oro ya lixiviado y

continúa con la disolución de la diferencia del oro que no fue disuelto por el cianuro en la

etapa de curado. La cantidad de cianuro que se agrega en la lixiviación debe ser

coherente con la cantidad que se incorpora en el curado para mantener la cantidad de

cianuro específica para cada tonelada constante. En las pruebas de columna, tal como en


59

una planta industrial, se trata de mantener la cantidad de cianuro específico para cada

tonelada constante con valores cercanos a 0.8 kg [NaCN/tonelada]. La cantidad de

cianuro que se agrega en el curado en cada estudio corresponde a 30%, 50% y 70% del

cianuro total que requiere el relave para ser lixiviado. El resto del cianuro se agrega en la

solución de riego. La tasa de riego utilizada en las pruebas de lixiviación es 8 [litros/hora-

m2]


60

4.15.3 Dosis de NaCN y pruebas de columnas en relave curado.

Se realizan 3 pruebas de curado de relave aglomerado a diferentes dosis de cianuro de

sodio con el fin de encontrar la dosis adecuada. Las dosis empleadas son 30%, 40%, y

70% del consumo de cianuro determinado. Estas pruebas se realizan en columnas

pequeñas de 20 kgs. para así obtener resultados preliminares más rápidos.

Con la variación de la dosis de cianuro en la etapa de curado se busca el mayor beneficio

con respecto al tiempo de lixiviación y recuperación de oro en las pilas pilotos.

Tabla 4.8: Dosis de cianuro de sodio usada en pruebas de curado.

Tabla 4.9: Concentración de cianuro en la solución de lixiviación.


61

Figura 4.10: Resultados de pruebas en columnas con material aglomerado con 70%, 50%

y 30% del NaCN total que se consume por tonelada de relave lixiviada.

4.15.4 Dosis de Cemento y Tiempo de reposo en curado.

El tiempo de reposo influye positivamente en la recuperación pues entrega el tiempo

necesario para que la reacciones de disolución de oro ocurran en el aglomerado. Con un

día de reposo del aglomerado se obtiene buenos resultados de contextura de los

glómeros y de recuperación al lixiviar.


62

0,0%10,0%20,0%30,0%40,0%50,0%60,0%70,0%80,0%90,0%

100,0%

0,00 1,00 2,00 3,00 4,00 5,00 6,00

% R

ecu

pe

raci

on

A

u

Razon de Lixiviacion [m3/ton]

Recuperacion de oro v/s Razon de Lixiviacion

Aglomerado Curado(50% NaCN Total) Aglomerado sin Curar

4.15.5 Comparación lixiviación entre relave curado y sin curar. Se realizan 2 columnas para determinar el beneficio de la recuperación de oro curando

previamente con cianuro de sodio. Los resultados son:

Tabla 4.10: Comparación Recuperación de Au a diferentes razones de lixiviación.

Se puede ver un beneficio importante en la recuperación de oro para tasas de lixiviación

bajas, pero en el tiempo estas recuperaciones se igualan. Para pilas dinámicas y de

cinética de lixiviación rápida este beneficio es muy importante para alcanzar buenas

recuperaciones de oro, en menor tiempo, esto define una operación eficiente de carga y

descarga de la pila de lixiviación, un área más pequeña de lixiviación y con ello un ahorro

en carpeta de HDPE que impermeabiliza el piso.

Figura 4.11: Comparación de recuperaciones entre aglomerados curados y sin curar en

columnas de lixiviación.

Razón de Lix.

% Recuperación de Oro en columnas.

m3/ton Sin aglomerar Aglomerado

0,32 63% 77%

0,55 81% 87%

0,94 87% 88,2%

1,20 88% 89%


63

4.16 Recuperación de Oro y Plata según Pruebas de Columnas.

Según el estudio preliminar realizado en columnas pequeñas (15- 20 kgs), es necesario

realizar test de columnas de 40-60 kgs., de manera que los resultados sean escalables a

la operación de la pila piloto - industrial.

Este estudio se realiza en pruebas por duplicado en columnas de 6” de diámetro y 2

metros de altura. Se riegan a una tasa de 5 a 6 lts/h/m2, con bombas peristálticas con

regulación de velocidad. De acuerdo al estudio de pruebas anteriores los parámetros

encontrados para lixiviar el relave son:

Parámetros Unidades

Dosis Cemento, kg/ton 12

Dosis de Cal, Kg/ton 7

% Humedad Aglomeración 18%

Dosis de curado NaCN 50%

Días reposo 1

Solución regadío Barren

Concentración NaCN, gpl. 0,4- 0,5

Razón de lixiviación, lts/h/m2 5-6

Tabla 4.11: Parámetros operacionales para lixiviación de relave determinados en

laboratorio.

Prueba de columna:

Ley Au Cabeza Ley Au

Consumo

Rx analizada Calculada ripio

NaCN k/t g Au/mt g Au/mt g Au/mt

Test- 1 0,75 0,650 0,677 0,083


64

Tabla 4.12: Datos operacionales para lixiviación relave aguilera determinados en

columnas.

Test- 2 0,72 0,650 0,656 0,071

Promedio 0,73 0,650 0,666 0,077


65

Balance y recuperación de Oro:

% Recuperación ORO

Au s-r % Au c-s % Au c-r %

Test- 1 87,7% 91,3% 87,2%

Test- 2 87,1% 87,8% 87,0%

Promedio 87,4% 89,6% 87,1%

Tabla 4.13: Datos de recuperación del relave lixiviado en columnas.

Figura 4.12 Comparación de recuperaciones entre aglomerados curados y sin curar en

columnas de lixiviación.

0,0

10,0

20,0

30,0

40,0

50,0

60,0

70,0

80,0

90,0

100,0

0,00 0,50 1,00 1,50 2,00 2,50 3,00 3,50 4,00

% R

ecu

pe

raci

ón

de

Au

, s-r

Razón de Lix., m3/h

Prueba lixiviación en Columnas Recuperación de Au vs Razón de lixiviación

Mineral: Relave Aglomerado

Columna C-262Aglomerado #1

Columna C-263Aglomerado # 2


66

Balance y recuperación de Plata:

% Recuperación PLATA

Ag s-r % Ag c-s % Ag c-r %

Test- 1 57,2% 101,1% 24,3%

Test- 2 61,4% 120,6% 24,3%

Promedio 59,3% 110,9% 24,3%

Tabla 4.14: Datos de recuperación de Plata del relave lixiviado en columnas.

Figura 4.13: Comparación de recuperaciones de plata entre aglomerados curados y sin

curar en columnas de lixiviación.

0,0

10,0

20,0

30,0

40,0

50,0

60,0

70,0

0,00 0,50 1,00 1,50 2,00 2,50 3,00 3,50 4,00

% R

ecu

pe

raci

ón

de

Ag,

s-r


Prueba lixiviación en Columnas Recuperación de Ag vs Razón de lixiviación





67

Balance y recuperación de Cobre:

% Recuperación COBRE

Cu s-r % Cu c-s % Cu c-r %

Test- 1 82,3% 52,8% 88,6%

Test- 2 82,1% 52,2% 88,6%

Promedio 82,2% 52,5% 88,6%

Tabla 4.15: Datos de recuperación de Plata del relave lixiviado en columnas.

Figura 4.14: Comparación de recuperaciones de cobre entre aglomerados curados y sin

curar en columnas de lixiviación.

0,0

10,0

20,0

30,0

40,0

50,0

60,0

70,0

80,0

90,0

0,00 0,50 1,00 1,50 2,00 2,50 3,00

% R

ecu

pe

raci

ón

de

Cu

, s-r


Prueba lixiviación en Columnas Recuperación de Cu vs Razón de lixiviación


Columna C-262 Aglomerado #1

Columna C-263 Aglomerado # 2


68

4.17 Análisis de datos obtenidos en el capitulo.

La recuperación de oro es buena, tanto en lixiviación agitada como en lixiviación de

aglomerados en columnas. La recuperación en agitación es más rápida que en lixiviación

de aglomerados, alcanzando ambas valores de cercanos a 90% al final del ensayo.

La lixiviación de cobre es importante con recuperaciones mayores a un 40%, esto nos

indica que es un cianicida importantelo que nos producirá un gran consumo de cianuro.

En la agitación y la lixiviación de aglomerados se consume una cantidad similar de

reactivos.

4.18 Datos operacionales necesarios para analizar y comparar los

procesos.

Para realizar una comparación profunda entre los procesos CIL y Aglomeración-

Lixiviación-Adsorción es necesario obtener datos operacionales. Estos deben ser

obtenidos en planta a escala piloto de cada proceso. Entre los datos más destacables que

se pueden obtener en una planta piloto está la recuperación de oro a nivel industrial, que

será la más cercana aproximación a una gran planta industrial. Otros datos necesarios,

como los consumos de reactivos, tiempos que involucran a cada proceso, problemas

operacionales, costos indirectos y recursos humanos necesarios para operar el proceso,

también se pueden obtener a nivel de planta piloto.

Los costos operacionales y la cantidad de operarios necesarios para el proceso se

visualizan directamente con una planta piloto.


69

4.19 Conclusiones del capítulo

De acuerdo a los diferentes ensayos de laboratorio se puede determinar que ambos

proceso son preliminarmente factibles a la cianuración del relave.

En botellas de agitación y en columnas se logra una buena recuperación de oro.El relave

es de cinética de lixiviación rápida, y presenta una buena adsorción en carbón activado.

Para realizar una buena comparación de los procesos es necesario implementar una

planta piloto de cianuración CIL y una de aglomeración-lixiviación-adsorción.

En el proceso CIL, es necesario una remolienda con el fin limpiar las superficies

pasivadas con el uso de reactivo en procesos anteriores, también liberar el oro que aún

no ha podido reaccionar. los consumos de reactivos son 7 kgs de Cal por tonelada. y 0.8

kgs de NaCN por tonelada de relave , los consumos de reactivo son similares en ambos

procesos.

Para lixiviación en pilas, es necesario aglomerar, yaque es casi impermeable al paso de

soluciones, la dosis de cemento se determinó en 12 kgs/ton. El curado disminuye el

tiempo de lixiviación en la pila, y ayuda a que el glomero tome consistencia, y no se

rompa fácilmente.


70

5. DISEÑO DE PLANTAS PILOTO

5.1 Diseño de planta CIL.

En las plantas piloto construidas de Minera Dayton se utilizaron principalmente materiales

reutilizables disponibles en la faena y algunos equipos adquiridos en remates. La planta

piloto se ubica dentro de la compañía, sobre una vieja pila que está compuesta de ripio

lavado de granulometría 100% bajo -3/4”.

La planta CIL consiste en lixiviar el relave en reactores agitados, para esto es necesario

convertir el relave en una pulpa de fina granulometría, para esto se considera un molino

de bolas previo a los estanques de agitación, con fin de producir una remolienda del

relave, liberar las superficies pasivadas con reactivos de procesos anteriores.

Para alimentar la planta se emplea un minicargador, este alimenta una tolva de vibratoria

3.7 m3 de capacidad, la tolva descarga sobre una correa de 36 plgla cual tiene velocidad

variable. Para alimentar el molino se emplea un sistema de repulpeo (Ver anexo B),

donde se adiciona agua y cianuro de sodio en solución, formando una pulpa de 47%

sólidos.

Las colas lixiviadas de relaves se envían a un pozo o tranque de relaves. El agua y los

reactivos residuales contenidos en la pulpa de cola no se recuperan y percolan al sistema

de soluciones efluente de pilas de lixiviación.

Se adiciona carbón activo (calgón 6X12 mesh) en concentración de 15 gramos de carbón

por litro de pulpa en lixiviación. El carbón activo se adiciona en los estanquesagitados, a

medida que el carbón se carga de oro es retirado de los estanques. El carbón cargado se

retira desde el primer estanque, luego se mueve el carbón del segundo estanque al

primero a través de un sistema de bombas Air-lift, luego del tercero al segundo, de esta

forma el carbón se mueve en contra corriente a la pulpa. Antes de salir del circuito CIL se

clasifica por un harnero vibratorio ubicado sobre el primer estanque de lixiviación. La

elusión de los carbones se realiza en la planta ADR de la compañía, junto a otros

carbones del CIC.


71

Parámetros de diseño generales Cantidad

Toneladas Relave, TMS/h. 1,5

Ley de oro, g/ton. 0,62

Ley de oro en colas, g/ton. 0,07

Horas Operación CIL 24

Densidad Relave, ton/m3. 1,18

Densidad de Pulpa, ton/m3. 1,35

% solidos Pulpa 47% Humedad Relave, %. 8,5% pH de la Pulpa 11

Carbón Activo en CIL, gpl. 15

Dosis de Cal, Kg/ton 7,0

Dosis Cianuro, Kg/ton 0,8

Agua Industrial, m3/ton. 1,0

Bolas de acero, kg/ton. 1,06

Petróleo Minicargador, Lts/ton. 0,77

Tabla 5.1: Parámetros de diseño de planta CIL33.

33

Referencia [2],[10] y [14]


72

5.1.1 Flow sheet de proceso CIL.

Figura 5.1: Flow Sheet del Proceso CIL.

Equipos Principales Capacidad Unidades

Buzón Alimentación 3,7 M3

Correa Transportadora 1000 Ton/hora

Molino de Bolas 1,5 Ton/hora

4 Reactores en serie 41,6 m3

Volumen por reactor 10,4 m3

Bomba de pulpa B1 15 m3/hora

Bomba de pulpa B2 15 m3/hora

Tabla 5.2: Parámetros de diseño equipos de planta CIL34.

34

Referencia [4], [10] y [14]


73

5.1.2 Layout de plata CIL.

Figura 5.2: Layout de plata CIL.

Operación Unidades

Recuperación Lixiviación 90 %

Recuperación Adsorción 92 %

Tiempo residencia 18 horas

Tiempo residencia por TK 4,5 horas

Concentración de CN 3,5 Gpl

Sólidos en pulpa 50 %

% - 200#Tyler 50 %

Tabla 5.3: Parámetros de diseño para operación de planta CIL35.

35

Referencia [2], [4], [10] y [14]


74

5.1.3 Molienda M-1

Parámetros de diseño de molino Valor Unidades

Largo, L 1,2 M

Diámetro, D 0,69 M

Razón L/D 1,74 M

Volumen molino 0,45 m3

Carga bolas 0,8 Ton

Tamaño bolas promedio 41,5 Mm

Densidad de bolas 7,9 t/m3

Velocidad de Operación, V 36 Rpm

Fracción llenado bolas (Jb) 0,45 fracción

Work Index 7,7 kWh/t

F80 0,18 Mm

F80 180 micrones

P80 0,075 Mm

P80 75 micrones

Cf 1

Tabla 5.5: Parámetros para el cálculo del molino36.

36

Referencia [15]


75

Calculo de Capacidad de molino Valor Unidades

Velocidad Crítica (Vc) 52.5 rpm

% de velocidad Crítica 0.69 фc

Capacidad Q 1.27 [ton/hora]4.0

Potencia Necesaria 12 kW

Tabla 5.6: Parámetros de diseño de molino de planta CIL.

Figura 5.3: Dibujo de molino de bolas de planta CIL.


76

5.1.4 Estanques de lixiviación agitada CIL

Figura 5.4: Diagrama de estanques de lixiviación CIL

En la planta CIL la pulpa de relave avanza desde el sumidero S1 hacia los estanques de

lixiviación agitada con carbón. Los reactores están conectados en serie. La pulpa avanza

de estanque en estanque hasta el TK4. La descarga del TK4 desciende hasta el sumidero

donde es impulsada hacia el tranque de relaves. El carbón se mueve en sentido contrario

a la pulpa desde el TK4 hacia el TK3, luego al TK2 y hasta el TK1 para después ser

clasificado y retirado del sistema. Los Air lifts impulsan el carbón de un estanque a otro y

lo clasifican en un harnero vibratorio para separar las partículas finas. Las partículas finas

deberían ser, en su mayoría, de relave y las gruesas deberían ser de carbón activo. Para

que el carbón no avance junto con la pulpa, se instalan mallas 20Ty a la salida de cada

estanque, de manera que logre retener todo el carbón cargado con oro y no impida el

paso de la pulpa. En la descarga del estanque TK-4 y en el ingreso del Sum-2 se instala


77

un filtro para detectar una posible rotura de esta malla, evitando que el carbón termine en

el tranque de relave.

El compresor se encarga se abastecer de aire a los estanque agitados, para airear la

pulpa y para hacer funcionar los sistemas Air lift.

Bajo cada TK se cuenta con un sistema de tuberías de emergencia para vaciar cada

estanque por separado.

5.1.4.1 Diseño de Reactor Adsorción de oro CSTR

Se diseña el reactor según datos de cinética de adsorción experimental. Se obtiene un

valor de k= 0,045 min-1 = 2.7 hr-1 y podemos asegurar que la reacción es de primer

orden. Además se puede calcular la conversión de un TK de CIL perfectamente agitado

(CSTR) con 15 g/l de carbón, de 10.4 m3 de volumen37.

K K Q0 Ca0 Fa0 volumen X Densidad tau

Min-1 Hr-1 m3/h mol/m3 mol/h m3 parcial por TK

pulpa ton/m3

horas

0.045 2.7 3 0.356 1.068 10.4 0.93 1.35 4.5

Tabla 5.7: Cálculo de la conversión por estanque de la reacción de adsorción.

La conversión de la reacción de adsorción de Au en carbón es 93% por estanque.

37

Referencia [16]


78

5.1.4.2 Características de los estanques agitados.

Altura Total TK Hi 2.9 m

Diámetro Interno TK T 2.3 m

Nivel pulpa Hp 2.5 m

Altura Agitador

0.8 m

Área transversal. TK At 4.15 m2

Volumen pulpa Vp 10.4 m3

Potencia Instalada P 10 HP

Tabla 5.8: Datos técnicos de los reactores agitados de lixiviación.

Figura 5.5: Diagrama de agitación de reactor CIL.

2.3m

2.9

m

2.5

m

0.8

m


79

5.1.4.3 Cálculo de Agitadores de Reactores ClL.

Velocidad sedimentación de la pulpa(Vt) 2 cm/seg

Velocidad de sedimentación Corregido 3.52 cm/seg

Velocidad de Agitación(N) 85 rpm

Concentración sólidos en peso: 47 %

Gravedad específica sólido 1.18 t/m3

Gravedad específica pulpa [Sp]: 1.35 t/m3

Tamaño característico partículas [d50]: 90 micrones

Potencia motor necesaria (HP) 4.5 HP

Potencia motor instalada (HP) 10 HP

Tabla 5.9: Parámetros de diseño de Agitadores CIL.

La potencia necesaria para la agitación de los estanques CIL es 4.5 HP. La potencia

instalada en la agitación de cada estanque es 10 HP.


80

5.1.5 Bombas de planta CIL.

Potencia Calculada

Potencia Instalada Descripción Tag

HP HP

1.1 Bomba pulpa alimentación TK lixiviación BBA-01 1 3

1.2 Bomba descarga pulpa hacia pozo de relave BBA-02 1 3

1.3 Bomba agua abastecimiento equipos planta CIL BBA-03 1 1

1.4 Bomba alimentación NaCN BBA-04 1 1

1.5 Bomba llenado estanques de agua planta BBA-05 20 30

Tabla 5.10: Selección de bombas

Diámetro bomba Diámetro piping

HDPE

Tag Succión Descarga Succión Descarga

plg plg Mm mm

BBA-01 2 2 63 63

BBA-02 2 2 63 63

BBA-03 2 2 63 63

BBA-04 2 2 63 63

BBA-05 3 3,5 90 90

Tabla 5.11: Selección de bombas


81

5.1.6 Estimación de Consumo Energético Planta CIL.

Energía Requerida para La Planta Piloto CIL.

Tabla 5.12: Consumo energía Equipos instalados en planta CIL.

Nº de Equipos

Potencia Tiempo de Operación

Consumo Diario Equipo

HP KW horas/dia Kw-h

1 Molino de Bolas 25 18,8 24 450

2 Bomba de Pulpa 5,5 4,1 24 198

4 Agitador de Pulpa 10 7,5 24 720

1 Compresor 50 37,5 24 900

1 Correa Transportadora CV-01 30 22,5 24 540

1 Bomba para Agua Industrial 1,5 1,1 24 27

1 Alimentador de Relave 4 3 24 72

1 Tornillo alimentación de Cal 1 0,8 24 18

1 Agitación Repulpeo 2 1,5 24 36

1 Bomba para solución Cianuro 3 2,3 24 54

1 Harnero vibratorio Carbón 10 7,5 4 30

1 Iluminación Planta 2,7 2 12 24

TOTAL 144,7 108,5 3069


82

5.2 Diseño de Aglomeración y Pilas de lixiviación.

La planta de aglomeración se diseña y construye adyacente a la planta CIL, con el fin de

aprovechar algunos equipos ya instalados. El diseño permite ocupar la planta CIL o planta

aglomerado de acuerdo sea el requerimiento. La separación de cada circuito está en la

descarga de la CV-01 donde se puede alimentar al repulpeo (plana CIL) o al tambor

aglomerador, a través de un chute pantalón con compuerta respectiva para cada caso. Se

construyen 2 canchas de lixiviación, impermeabilizadas con HDPE de 1 mm, que en su

totalidad suman 6000 m2 de pila.

El tambor aglomerador se dispone al final de la correa de alimentación (CV-01), la

descarga del tambor cae a una correa Stacker (CV-02) y ésta a su vez descarga

generando un cono de bolitas en la caída libre.

En la operación se ocupan dos equipos de levante y carguío, el minicargador Case que

alimenta la tolva de alimentación y una retroexcavadora retira los glomeros del stock y

forma la pila de lixiviación. La misma máquina retira los ripios lixiviados al final del ciclo.

Las pilas se riegan con solución cianurada pobreque se obtiene del circuito de la

compañía, el efluente rico en oro se une a los efluentes de las otras pilas de la compañía.

La solución rica mezclada entra al circuito de columnas de carbón (CIC), donde se extrae

el oro. El agua que se pierde del sistema es la humedad que llevan los aglomerados al ser

retirados como ripios lixiviados, a esto se suma una pequeña fracción que se evapora en

el proceso.


83

5.2.1 Flow Sheet del proceso de Aglomeración, lixiviación en pilas

y Adsorción.

Figura 5.6: Flow Sheet de la planta Piloto de aglomeración y lixiviación en pilas.


84

El flujo efluente que drena de la pila se integra al circuito de solución rica de la compañía

para entrar al circuito de adsorción donde se extrae el oro recuperado. El circuito de

adsorción está instalado y operativo desde antes. Desde el sumidero 3 se desvía parte

del flujo de solución Barren (solución Cianurada pobre) para regar las pilas de lixiviación

de la planta piloto.

Los parámetros considerados para diseñar la planta son:

Parámetros de diseño

Toneladas Húmedas 40 Ton/hora

Horas de Operación Aglomeración 10 horas

Densidad Relave 1,35 Ton/m3

Densidad Aglomerado 1,3 Ton/m3

Humedad Aglomerado 18%

Humedad del relave 8,2%

Tabla 5.13: Especificaciones de diseño de planta de aglomeración y lixiviación en pilas.38

Estos datos se obtuvieron a partir de las pruebas realizadas a niveles de ensayos de

laboratorio y validados a nivel de planta piloto, donde los consumos de reactivos, están

dado en la siguiente tabla:

Tabla 5.14: Consumo de reactivos en planta de aglomeración y lixiviación en pilas.

38

Referencia [21],[22] y [23]

Consumo Reactivo

Dosis de Cal 7 kg/Ton

Dosis Cemento 10 kg/Ton

Dosis Cianuro 0,8 kg/Ton

Dosis NaCN en Curado 0,4 kg/Ton

% Curado con NaCN 50% del consumo

Tiempo Curado 2 Días


85

Para la pila de lixiviación se considera:

Diseño Pilas Lixiviación Valor Unidad

Área pila 1 2000 m2

Área pila 2 4000 m2 Altura de pila 1,5 Metros

Capa Percolación 0,4 metros

Razón de Lixiviación 1,5 m3/ton

Tasa riego 5,0 lts/h/m2

Tabla 5.15: Especificaciones de diseño de planta de aglomeración y lixiviación en pilas.


86

5.2.2 Layout de Aglomeración Lixiviación.

Figura 5.7: Layout de planta de aglomeración y lixiviación.

S1, S2, S3: Corresponden a los sumideros de las pilas de aglomerado. Sólo los

sumideros S1 y S4 se encuentran en funcionamiento. S2 Y S3 estaban construídos desde


87

antes de iniciar el proyecto de aglomeración. Las soluciones efluentes se unen al circuito

de solución rica de la compañía para entrar al circuito de adsorción.

5.2.3 Alimentación de relave

La alimentación de relave al sistema se realiza por un mini cargador y una

retroexcavadora, dependiendo de la disponibilidad de cada una y las condiciones de

operación. La elección de la maquinaria que alimenta al sistema depende de diversos

factores operacionales, principalmente se considera la continuidad en la alimentación al

sistema de aglomerado, y la distancia entre el Stacker de aglomeración y la pila en

formación. La correa transportadora que alimenta al aglomerador es la que se utiliza en la

planta CIL. Se describe en la sección 5.1.6.


88

5.2.4 Tambor Aglomerador de Relaves

Este es el equipo que normalmente se utiliza para aglomerar mineral. Consiste en un

cilindro inclinado girando a baja velocidad, ocasionando el deslice (cascada) y la

aglomeración del material previamente mojado con agua y/o adherentes.

Aglomerador Valor Unidad

Angulo de Inclinación 5 grados

Numero de Lifters 4

Revoluciones 15 rpm

% Velocidad Critica 0,46 % Altura Stacker (stock pale Aglomerados) 2 m

Tabla 5.16: Especificaciones de diseño de planta de aglomeración y lixiviación en pilas.

Figura 5.8: Tambor Aglomerador de relaves.


89

5.2.4.1Capacidad del tambor aglomerador.

Velocidad de operación de tambor: 15 rpm, 46.3% de la velocidad crítica. El tiempo de

residencia promedio operacional es 90 segundos. La capacidad máxima del tambor

aglomerador es 47 toneladas por hora. En la práctica se aglomeran unas 35 toneladas por

hora. La alimentación de relave es el cuello de botella del proceso de aglomeración.

Datos técnicos del aglomerador en operación:

Datos técnicos del aglomerador

Diámetro [m] 1.7

Largo útil [m] 3.7

Capacidad Ton/hora 47

Potencia HP 30

Tabla 5.17: Especificaciones del aglomerador de relave.


90

5.2.4.2 Vistas planas de Alimentación de solución Cianurada al

aglomerador.

NaCN

3.5 gpl

H2O

NaCN

3.5 gpl H2O

H2ONaCN

3.5 gpl

3.8 m

1.7 m

1.7 m

3.1 m

1.8 m

Figura 5.9: Vistas del aglomerador de relaves y alimentación de soluciones.


91

5.2.4.3 Aglomeración y Curado

La aglomeración de relave opera de forma continua mientras exista carga en la correa de

alimentación al aglomerador. La cantidad de relave que entre al aglomerador depende de

la cantidad de carga que entrega la correa de alimentación, la cual normalmente es 35

toneladas por hora. El relave entrante es mezclado en la primera parte del aglomerador

para homogeneizar la mezcla de cal y cemento. Luego se añade solución cianurada de

concentración 3.5 gpl y caudal 4 m3/h demanera que cada tonelada de relave se cure con

0.4 kilos de NaCN. El aglomerador cuenta con un sistema de aspersión de agua para

aumentar la humedad de los aglomerados si fuera necesario.

Se realiza el curado alcalino al relave para que las reacciones de disolución ocurran

desde antes de formar la pila. De esta forma se logra recuperar gran parte del oro con

solo lavar la pila. El proceso se compone principalmente de dos partes: una donde se

adiciona reactivo y otra de reposo para que las reacciones de disolución de oro ocurran.

El tiempo de reposo ideal es de 2 días, pero si el curado se acorta a un día el proceso no

se ve afectado gravemente.

La descarga de los aglomerador se realiza de manera continua sobre la correa Stacker.

El curado se realiza dentro del tambor aglomerador, al adicionar una cantidad de solución

cianurada equivalente al 50% del consumo total de cianuro calculado para recuperar oro

desde el relave. La cantidad de cianuro que se adiciona en el curado es 0.4 gramos de

NaCN por tonelada seca de relave. El cianuro restante se añade en la solución de

lixiviación.

La adición de solución cianurada y control de humedad se realiza de forma manual por un

operador ubicado en la salida del aglomerador utilizando una válvula para solución

cianurada y otra para regular la cantidad de agua. La cantidad de agua añadida al relave

aglomerado debe ser cuidadosamente controlada, un aglomerado con humedad menor

que 16% no se humecta lo suficiente para que las partículas se adhieran el cemento

fragüe, y una humedad mayor que 22% produce barro de relave y no aglomerados.


92

5.2.5 Stacker

Figura 5.10: Diagrama de la correa Stacker de aglomerados a la salida del tambor.

El Stacker recibe la descarga del tambor de relave aglomerado, y lo descarga formando

un cono de aglomerados. El cono que se forma con aglomerados posee una capacidad

aproximada de 13.5 toneladas de aglomerados. Este debe ser retirado por la

retroexcavadora antes de 20 minutos para que el sistema de Stacker no colapse por

altura del cono.

Alto (h) del Stock

m

Angulo de talud

Radio del cono formado

m

Área Base Cono m2

Volumen del cono m3

2 37° 2.7 22.1 14.8

Tabla 5.18: Características de la correa Stacker.

5.2.6 Pila de lixiviación

La pila acoge a los aglomerados para ser lixiviados. La formación de la pila se realiza

utilizando el mini cargador y la retroexcavadora. Las maquinarias toman el aglomerado

desde el stock y los acomodan en la pila, cuidando que la superficie de la pila formada

quede plana y sin resaltos ni surcos. Las crestas de los surcos en la superficie de la pila

producen una demora en la saturación. Los lugares que se demoran en saturar retrasan la

recuperación de oro.


93

El regadío de la pila se efectúa con goteros espaciados por 60 cm. Cada gotero entrega

un volumen de 30 a 40 ml por minuto; con esto se obtiene una tasa de riego de 5 a 6

litros/hora/m2. La concentración en la solución de regadío es 0.35 a 0.4 gpl de NaCN (50%

del NaCN total al completar 1.5 de razón de lixiviación). Las líneas de goteros se instalan

a medida que se arma la pila, de esta manera la pila se puede estar regando en un lugar y

al mismo tiempo armando unos metros más adelante.

Que la pila se arme y al mismo tiempo se riegue parcialmente, provoca variaciones en las

concertaciones de la soluciones efluentes, ya que el primer efluente de un relave que ha

sido curado es bastante más concentrado que un efluente de un relave que lleva días de

regadío. Al poner en servicio nuevas líneas de regadío en relaves frescos se produce un

efluente concentrado, estos se mezcla con soluciones que provienen de partes de la pila

ya regadas que tienen menor concentración en oro.

Figura 5.11: Diagrama de Pila 1


94

Figura 5.12: Diagrama de Pila de lixiviación 2.

5.2.6.1 Carpeta de la pila.

La carpeta de lixiviación es una geomembrana de polietileno de alta densidad, que es un

polímero termoplástico conformado por unidades repetitivas de etileno. Se designa como

HDPE (por sus siglas en inglés, High Density Polyethylene) o PEAD (polietileno de alta

densidad).

El HDPE se dispone como carpeta base para la pila de lixiviación, la carpeta se construye

de bandas de HDPE unidas con termo-soldadura. En los bordes de la carpeta se deja un

relieve de material para formar un borde revestido de HDPE para que contenga los

aumentos de nivel del líquido, de esta forma el líquido solo escurrirá fuera de la pila por el

lugar que se desea y no se perderá solución.


95

5.2.6.2 Capa de percolación.

El material poroso que se dispone sobre la carpeta de HDPE y antes de la carga de

aglomerados en la pila, se llama capa de percolación. Este material es ripio estéril de

mayor permeabilidad que los relaves aglomerados y se convierte el piso de la pila de

lixiviación.

El objetivo de la capa de percolación es drenar el líquido rápidamente del área de

lixiviación para evitar la inundación de la pila. Se instala una capa de percolación de

aproximadamente 50 cm sobre la carpeta para drenar las soluciones efluentes hacia el

sumidero.

5.2.6.3 Carguío de pila.

El carguío de la pila de lixiviación idealmente se realiza con correas transportadoras y un

Stacker móvil que da forma a la pila. Actualmente no se cuenta con un Stacker móvil para

el apilamiento y en sustituto se utiliza una retroexcavadora que toma el aglomerado desde

el Stock PILE y lo carga ordenadamente en la pila de manera que no queden

prominencias sobresalientes en la pila.

El carguío con retroexcavadora tiene un costo más elevado que un Stacker móvil y crea

problemas de compactación en el lecho poroso o capa de percolación, que es el piso de

la pila. Además de ese problema, en cada viaje de carga de material aglomerado, algo del

contenido del balde de la retroexcavadora cae al piso de la pila y posteriormente es

compactado por las ruedas de la misma retroexcavadora durante el resto de los viajes

que se realicen por ese lugar.

5.2.6.4 Riego de pila.

El riego de la pila debe ser cuidadoso y de bajo flujo para no romper las esferas de

aglomerados durante la lixiviación. Se seleccionan cañerías de HDPE de ½ pulgada para

regar la pila con aberturas o goteros cada 80 cm. Se regula el flujo de la pila manualmente

para lograr que la tasa de riego se mantenga en torno a 5 litro/m2/hora. Para monitorear


96

que este parámetro se cumpla, se realizan mediciones de caudal de manera periódica a

algunos goteros al azar. Con el caudal que entregan en promedio los goteros medidos se

puede calcular la tasa de riego en la medición y realizar algún cambio si corresponde.

Figura 5.13: Diagrama de cañerías en pilas de lixiviación de relaves

La solución de cianuro se obtiene de la cañería que lleva la solución barren(solución

pobre) desde el sumidero III a las pilas de la fase IV. La potencia necesaria requerida

para regar las dos pilas de lixiviación de aglomerados al mismo tiempo es de 2.5 HP39. La

potencia que requiere la impulsión de la planta de aglomerados la proveen las bombas del

sumidero III que ya se encuentran instaladas. El flujo se regula con una válvula manual de

manera que coincida con la tasa de riego de 5 litros/metro2/hora.

39

Referencia [20]


97

5.2.6.5 Recolección de soluciones efluentes.

La solución efluente de la pila que está cargada con oro atraviesa la capa de percolación

hasta la carpeta de HDPE y es recolectada por cañerías de drenaje con perforaciones.

Estas cañerías conducen el efluente de la pila 1 hacia el sumidero S1, y el efluente de la

pila 2 al sumidero S4. El objetivo de los sumideros es recolectar las soluciones y liberarlas

de partículas en suspensión indeseables en el circuito de solución pregnant (solución

rica).

Ambos sumideros van a un destino en común que es el circuito de adsorción en la planta

ADR de la compañía, donde el oro es adsorbido de la solución por el carbón activo en

columnas (CIC).

5.2.7 Estimación de consumo Energía en planta de Aglomeración.

Energía Requerida para Aglomeración:

Nº de Equipos

Tiempo de Operación

Consumo Diario Equipo Potencia

HP KW horas/dia Kw-h

1 Correa Transportadora CV-01 30 22,5 24 540

1 Correa Stacker CV-02 30 22,5 24 540

1 Bomba para Agua Industrial 1,5 1,1 24 27

1 Bomba para solución Cianuro 3 2,3 24 54

1 Tambor Aglomerador 10 7,5 4 30

TOTAL 74,5 55,9 1191

Tabla 5.19: Consumo energético en planta de aglomeración.


98

5.3 Conclusiones del capitulo

La cantidad de equipos requeridos para operar la planta de agitación CIL es mayor que

los requeridos para la lixiviación en pilas, en cuanto a capacidad de tratamiento en

toneladas por día, la planta CIL tiene una capacidad 6 veces menor que la planta de

aglomeración - lixiviación en pilas. La planta de lixiviación de relaves aglomerados utiliza

parte de las instalaciones de la actual operación de su circuito de lixiviación de minerales

en pila, además es un proceso que personal de CMD está mucho más familiarizado en su

operación. Los aglomerados formados a partir de mezcla de relave, cemento, cal y agua

son muy consistentes, permitiendo formar una pila de 1,6 mts de altura, con una

compactación de 12,5%, permitiendo buenas tasas de lixiviación sin tener inundaciones o

derrumbes de sus taludes (wash Out)

En cambio la planta CIL en una operación normal debería considerar la disposición final

de sus relaves en un tranque, condición que en la actualidad CMD no cuenta con el

estudio ni los permisos para tal efecto.

Ambos procesos la recuperación de Au global de sus etapas es de 81%, pero el proceso

CIL en un tiempo de lixiviación de 9-14 horas para 4 tms, en cambio en proceso de

lixiviación en pilas en ciclos de carga y descarga de pila de 19 días para 2500 tms,


99

6. BALANCES DE MASA DE PLANTAS PILOTO

6.1 Balances de Masa Proceso CIL.

Se realizaron tomas de muestras en cada descarga de reactor de lixiviación y se

determinó el porcentaje de lixiviación acumulada.

Para obtener una muestra representativa se realizaron 4 rondas de muestras en días

distintos. Cada ronda fue llamada perfil de lixiviación.

Figura 6.1: Masa de oro presente en cada fase dentro de los equipos de planta CIL. mg

de oro

0100200300400500600700800900

Molino TK1 TK2 TK3 TK4

Au

[m

g]/h

ora

Equipos

mg de Au Presentes en cada fase

Balance al sólido Balance en líquido Balance adsorción Carbón acumulado


100

6.1.1 Lixiviación por Estanque en planta CIL.

La siguiente tabla muestra los resultados de los balances realizados para el Au en estado

sólido, relave de cabeza y ripios finales, como el balance de soluciones para cada etapa o

equipo:

Análisis de Au en Muestras Sólidos Análisis de Au en Soluciones

Equipos Entrada Salida % Lixiviación Salida Equipo % Adsorción

[g/ton] [g/ton] Parcial Acumulado [Au] mg/l [Au]

Molino 0,63 0,42 33,3% 33,3% 0,14 0,00%

TK1 0,42 0,14 65,5% 77,0% 0,18 47,40%

TK2 0,11 0,08 30,4% 87,3% 0,09 76,80%

TK3 0,08 0,06 18,8% 89,7% 0,04 89,00%

TK4 0,06 0,06 7,7% 90,5% 0,03 92,60%

Tabla 6.1: Lixiviación y adsorción de oro en cada equipos de del sistema CIL.


101

Figura 6.2: Porcentaje de lixiviación de Au Acumulada por estanque.

Se realizaron varias tomas de muestras a la salida de los equipos para realizar este

balance de lixiviación. Con estos datos se construyeron perfiles de lixiviación.

Figura 6.3: Lixiviación acumulada por equipos en planta CIL.

0,00%

20,00%

40,00%

60,00%

80,00%

100,00%

Molino TK1 TK2 TK3 TK4

% d

e lix

ivia

ció

n.

Lixiviación acumulada de Au.

Au

0%

10%

20%

30%

40%

50%

60%

70%

80%

90%

100%

Molino TK 1 TK2 TK 3 TK 4

% L

ixiv

iaci

ón

Reactores

% Lixiviación Global Acumulada

Perfil1 Perfil2 Perfil3 perfil4


102

6.1.2 Datos de Operación de planta CIL.

Figura 6.4: Toneladas métricas secas alimentadas por día a planta CIL.

Figura 6.5: Onzas de oro presentes en relave de alimentación a planta CIL.

0

5

10

15

20

25

30

35

40

45

50

21-jul 10-ago 30-ago 19-sep 09-oct 29-oct 18-nov

TMS

po

r d

ía

Fecha

TMS Planta CIL

0,00

0,20

0,40

0,60

0,80

1,00

1,20

1,40

1,60

1,80

2,00


Oz

Au

día

Fecha

Ley de Au entrada y salida planta CIL

Relave Alim.

Salida Planta

Lineal (Relave Alim.)


103

Figura 6.6: Eficiencia de lixiviación y adsorción de planta CIL.

Figura 6.7: Porcentaje de sólidos en planta.

50,0%

55,0%

60,0%

65,0%

70,0%

75,0%

80,0%

85,0%

90,0%

95,0%

100,0%


% Eficiencia Planta CIL

% Eficiencia Adsorción % Eficiencia Lixiviación

0

10

20

30

40

50


% S

ólid

os

Pla

nta

Fecha

% Sólidos Planta CIL

Alim. TK Descarga Planta

Polinómica (Alim. TK) Polinómica (Descarga Planta)


104

Parámetros de operación de Molienda de Bolas M-1:

Tabla 6.2: Parámetros de operación de molino de bolas de planta CIL.

Parámetros Reales de Operación

Velocidad Crítica, L 51 rpm

Velocidad Operación, D 32 rpm

% Velocidad Crítica, Vc 63 %

Volumen molino 0,45 m3

Volumen interno de bolas 45 %

Potencia 25 HP

F80 180 Micrones

P80 150 Micrones


105

Figura 6.8: Distribución de tamaños en molino de bolas, datos de alimentación de molino,

descarga de molino y descarga de planta.

0%

10%

20%

30%

40%

50%

60%

70%

80%

90%

100%

% P

asan

te A

cum

ula

do

Tamaño Partículas [mm]

Distribución de tamaños en Balance de Molino

% Pasante Acumulado Relave Alimentacion% Pasante Acumulado Descarga molino% Pasante Acumulado Descarga TK4


106

Figura 6.9: Muestras de Granulometría de descarga de molino en planta CIL.

Figura 6.10: Mediciones de pH en planta CIL.

0%

10%

20%

30%

40%

50%

60%

70%

80%

90%

100%


% -

20

0 t

yle

r

Fecha

Granulometría de descarga de molino, % -200 Tyler

0,00

2,00

4,00

6,00

8,00

10,00

12,00

14,00

21-jul 31-jul 10-ago 20-ago 30-ago 09-sep 19-sep 29-sep 09-oct 19-oct

pH

pH Planta



107

Figura 6.11: Mediciones de concentraciones de NaCN en solución de planta CIL.

0,00

0,20

0,40

0,60

0,80

1,00

1,20

1,40

21-jul 10-ago 30-ago 19-sep 09-oct 29-oct

g/lt

s d

e N

aCN

Fecha

Concentración NaCN, g/lts.



108

6.1.3 Balance a la solución en CIL.

Figura 6.12: Concentración de oro en cada solución de descarga.


perfil 1 0,185 0,206 0,112 0,056 0,035

perfil 2 0,132 0,191 0,11 0,036 0,027

perfil 3 0,126 0,126 0,058 0,042 0,023

perfil 4 0,115 0,173 0,059 0,03 0,029

0

0,05

0,1

0,15

0,2

0,25

[A

u] e

n S

olu

ció

n m

g/l

Concentración de Au en soluciones de Descargas de Reactor mg/l


109

6.1.4 Balance de sólidos en CIL.

Figura 6.13: Ley de oro alimentada a planta durante meses de operación.

Figura 6.14: Ley de oro en las colas sólidas de relave de planta CIL.

0,00

0,10

0,20

0,30

0,40

0,50

0,60

0,70

0,80

jul-10 jul-10 ago-10 ago-10 sep-10 oct-10

Ley

Au

[g/

Ton

]

Ley de oro en relave alimentado a planta CIL. g/ton

Ley Au alim. Prom.…

0,064

0,066

0,068

0,070

0,072

0,074

0,076

0,078

jul-10 jul-10 ago-10 ago-10 sep-10 oct-10

Ley

Au

Rip

ios

[g/T

on

]

Colas sólidas Au g/ton

Colas sólidas Au g/ton


110

6.1.5 Balance de carbón en CIL.

Figura 6.15: Adsorción de elementos en carbón activo para planta CIL

Adsorción Balance Onzas de Au.

Au en solución Oz Au

Alimentadas en relave.

Onzas Au en Absorbidas

Carbón

Au Entrada Au Salida Eficiencia

ppm ppm %

0,133 0,008 94,0% 4,7 4

0,193 0,013 93,3% 17,9 15,2

0,247 0,023 90,7% 19,9 15,1

0,212 0,02 90,6% 16,8 13,3

Tabla 6.3: Adsorción de oro, datos de varias muestras de carbón tomadas en planta CIL.

El oro que no se adsorbe en los reactores CIL queda contenido en la fase liquida de la

pulpa de cola. Las colas de la planta CIL se depositan en el tranque de relaves.

0,00%

20,00%

40,00%

60,00%

80,00%

100,00%

TK1 TK2 TK3 TK4

% a

dso

rció

n

Adsorción Acumulada en TK

Au Ag Cu


111

6.1.6 Resultados operacionales y consumo de reactivos en CIL.

La planta piloto CIL operó alrededor de 3 meses con un total de 1676 horas trabajadas, la

normalidad en la operación se alcanzó en los últimos 2 meses de operación en turnos de

24 horas, alcanzando una disponibilidad de planta de 83%.

La siguiente tabla muestra el resumen de la operación:

Resumen Operación Planta CIL jul-10 ago-10 sep-10 oct-10 Total

Tiempo de Operación, Hrs. 120 378 577,35 600,50 1676

TMS de Relaves 203 732 878 837 2651

Ley Au alim., g/ton 0,72 0,76 0,698 0,62 0,69

Colas sólidas Au, g/ton 0,06 0,07 0,075 0,08 0,07

Solución Barren Au, ppm 0,008 0,01 0,033 0,02 0,02

Onzas Au adsorbidas 4,0 16,2 15,110 13,3 48,7

Recuperación Au Lix., % 91,0% 90,8% 89,1% 87,7% 89,7%

Eficiencia Adsorción., % 93,8% 94,4% 85,4% 90,3% 91,0%

Tabla 6.4: Resumen de operación de planta CIL

Donde los consumos de reactivos para cada mes fueron:

Reactivos jul-10 ago-10 sep-10 oct-10 Total, ton.

Aceros, kgs 600 61 60 18 0,7

Carbón, kgs 540 150 330 - 1

Cianuro, kgs 226 621 570 509 1,4

Soda, kgs 54 109 99 107 0,3

Cal, kgs 1.900 7.680 7.237 6.980 16,8

Petroleo(lts) 156 579 765 541 1.500

Tabla 6.5: Consumo de reactivos en planta CIL.


112

Considerando las toneladas secas de reactivos se pueden determinar los siguientes

índices de consumo de reactivo, indicado en la siguiente tabla:

Reactivos jul-10 ago-10 sep-10 oct-10 Promedio

Consumo NaCN, K/t 1,12 0,85 0,65 0,61 0,81

Consumo CaO, k/t 9,36 10,49 8,24 8,34 9,11

Bolas de Acero, k/t 3,45 0,35 0,34 0,11 1,06

Consumo NaOH, k/t 0,26 0,15 0,11 0,13 0,16

Petróleo, Lts/ton 0,77 0,79 0,87 0,65 0,77

Tabla 6.6: Consumo especifico de reactivos en planta CIL

6.1.7 Consumo de Energía en CIL

El total de potencia instalada en planta CIL es 108.5 kW.

Jul-10 Ago-10 Sep-10 Oct-10 Promedio

Energía kWh/TMS 64 56 71 78 69 Total consumo Energía kWh 13023 41013 62642 65154 45500

Tabla 6.7: Consumos de Energía en planta CIL.


113

6.1.8 Lixiviación de mineral de ley 2 [g/ton] en CIL.

Con el fin de evaluar si la planta CIL es capaz de lixiviar relaves de mayor ley de Au, se

lixivia un concentrado de oro adquirido a pirquineros de la zona.

El concentrado contiene una ley de 35 g/ton de Au, se mezcla con relave Aguilera de tal

manera de obtener una ley de 2,02 g/ton de Au para alimentar planta CIL.

Equipo Entra Sale % Lixiviación % Lixiviación Solución Descarga % Adsorción

Au [g/ton] Au [g/ton] Parcial Acumulado [Au] mg/l [Au]

Molino 2,02 1,74 14,10% 14,10% 0,18

TK 1 1,74 1,23 29,30% 39,20% 0,289 42,30%

TK 2 1,23 0,32 74,30% 84,40% 0,345 67,98%

TK 3 0,32 0,23 27,00% 88,60% 0,103 90,89%

TK 4 0,23 0,11 54,30% 94,80% 0,04 96,69%

Tabla 6.8: Lixiviación y adsorción de oro en cada equipo del sistema CIL, con relave de

alimentación con ley de 2[g/ton].

Figura 6.16: Concentración de oro en cada solución de descarga, lixiviando un relave con

ley de 2 [g/ton] de Au.

0,18

0,289

0,345

0,103

0,04 0,00

0,05

0,10

0,15

0,20

0,25

0,30

0,35

0,40

Mo

lino

TK

1

TK

2

TK

3

TK

4

[Au

] e

n S

olu

ció

n m

g/l

Concentración de Au en soluciones por equipos, ppm.


114

Figura 6.17: Lixiviación acumulada por equipos en planta CIL, con ley de relave de

alimentación de 2 [g/ton].

Figura 6.18: Eficiencia acumulada de adsorción de Au en carbón activado por equipos en

planta CIL, para ley de relave de alimentación de 2 [g/ton].

14,1%

39,2%

84,4% 88,6%

94,8%

0%

10%

20%

30%

40%

50%

60%

70%

80%

90%

100%


% L

ixiv

iaci

ón

Reactores

% Lixiviación Global Acumulada

42,3%

68,0%

90,9% 96,7%

0%

10%

20%

30%

40%

50%

60%

70%

80%

90%

100%

TK 1 TK 2 TK 3 TK 4

Ad

sorc

ión

de

Au

% Adsorción acumulada de Au por Estanque


115

6.2 Balance de Masa para Planta de Aglomeración y Lixiviación

en Pilas.

6.2.1 Balance de soluciones

Las soluciones efluentes de las pilas de lixiviación son las que retiran el oro de la pila, por

otro lado, la solución barren con que se riega la pila también posee cierta cantidad de oro

cercana a 0.05 ppm. El caudal de riego se cuantifica por medio de un flujómetro digital.

Figura 6.19: Grafico de recuperación de oro en la pila de lixiviación.

0%10%20%30%40%50%60%70%80%90%

100%

0,00 0,50 1,00 1,50 2,00

% R

ecu

per

acio

n d

e o

ro

Razon de Lixiviacion, m3 de solucion por tonelada

% Recuperación de oro en Lixiviación Pila.

% Rec. Au


116

Figura 6.20: Grafico de recuperación de Plata en la pila de lixiviación

Figura 6.21: Datos de Consumo de NaCN v/s R.L

0,0%

10,0%

20,0%

30,0%

40,0%

50,0%

60,0%

70,0%

0 1 2% R

ecu

per

acio

n d

e A

g

Razon de Lixiviacion, m3 de solucion por tonelada

% Recuperación de Plata en Lixiviación Pila.

% Rec Ag

0,0

0,1

0,2

0,3

0,4

0,5

0,6

0,7

0,00 0,50 1,00 1,50 2,00Co

nsu

mo

NaC

N,

g /

To

n

R. L., m3/ton

Consumo NaCN, g/ton


117

6.2.2 Resumen de operación de planta de aglomeración y

lixiviación en pilas.

Resumen Operación Planta Aglomerados Unidades

TMS Aglomeradas de Relaves, mensual 6000

Tiempo Operación Aglomeración mensual, Hrs. 170

Tiempo Operación Aglomeración diaria, Hrs. 5,7

TMS procesadas Aglomeración por hora 35

TMS procesadas Aglomeración por día 200

Porcentaje de humedad del Aglomerado 18

Tiempo de reposo en Curado, días 1

Tiempo de riego lixiviación por pila, Hrs. 360

Tasa de riego lixiviación, lts/h/m2 5

Razón de lixiviación, m3/Ton 1,5

Ley Au alimentada Promedio g/ton 0,66

Colas sólidas Au g/ton 0,08

Solución Barren Au ppm 0,03

Recuperación Au Lix % 88%

Eficiencia Adsorción % 94%

Oro en carbón Elusión, Onzas mensuales 105

Tabla 6.9: Resumen de operación de la planta de lixiviación de aglomerados.

Consumo de Reactivo

Consumo CaO, k/t 6,52

Consumo Cemento, k/t 9,31

Consumo NaCN, k/t 0,41

Consumo NaOH, k/t 0,06

Agua industrial, m3/ton 0,23

Petróleo, Lts/ton 0,34

Consumo de energía, kw/ton 0,20

Tabla 6.10: Resumen de operación de la planta de lixiviación de aglomerados.


118

6.2.3 Datos de operación planta aglomerados.

Figura 6.22: Toneladas de relave procesadas por día

Figura 6.23: Toneladas de relave procesadas por hora de operación

0

50

100

150

200

250

18-dic 23-dic 28-dic 02-ene 07-ene 12-ene

TMS

Toneladas procesadas por planta

0,0

5,0

10,0

15,0

20,0

25,0

30,0

35,0


TMS/

h

Tratamiento de la planta aglomerados


119

6.2.4 Consumo de reactivo operacionales planta aglomerados

Figura 6.24: Consumo de Cal y cemento.

Figura 6.25: Dosis de NaCN en la etapa de curado del relave aglomerado.

0,00

0,20

0,40

0,60

0,80


Kg

NaC

N/t

on

re

lave

Dosis Curado NaCN.

kg/ton, en curado

0,00

5,00

10,00

15,00

20,00

25,00

30,00


Tkg/

ton

Indice consumo cemento y cal

Cal, Kg/ton

Cemento, Kg/ton


120

Figura 6.26: Consumo NaCN, g/toneladas procesadas.

0,00

0,20

0,40

0,60

0,80

1,00

18-dic 28-dic 07-ene 17-ene 27-ene

g N

aCN

/ T

on

Consumo NaCN.

Consumo NaCN Consumo NaCN, Kg/ton


121

6.2.5Comportamiento desoluciones de lixiviación.

Figura 6.27: Concentración de Au ppm, en solución efluente.

Figura 6.28: Concentración de Ag ppm, en solución efluente.

0,00

0,20

0,40

0,60

0,80

1,00

1,20

22-dic 27-dic 01-ene 06-ene 11-ene 16-ene 21-ene 26-ene

pp

m d

e A

u

Concentración de Au solución

0,00

0,50

1,00

1,50

2,00

2,50

3,00

3,50

4,00

4,50

22-dic 27-dic 01-ene 06-ene 11-ene 16-ene 21-ene

pp

m d

e A

g

Concentracion de Ag en solución


122

Figura 6.29:pH de solución efluente de pila.

Figura 6.30:Recuperación de oro respecto a razón de lixiviación en pila.

8,80

8,90

9,00

9,10

9,20

9,30

9,40

9,50

18-dic 23-dic 28-dic 02-ene 07-ene 12-ene 17-ene 22-ene 27-ene

pH

pH sln efluente

0

0,1

0,2

0,3

0,4

0,5

0,6

0,7

0,8

0,9

1

21-dic 26-dic 31-dic 05-ene 10-ene 15-ene 20-ene 25-ene

% R

ec.

Au

% Recuperación de Au

0%10%20%30%40%50%60%70%80%90%

100%

0,00 0,25 0,50 0,75 1,00 1,25 1,50 1,75 2,00

% R

ec.

De

Au

Razón de lixiviación, m3/ton.

% Recuperación de Oro,

según Razón de Lixiviación. m3/ton


123

6.3 Conclusiones del capítulo

La recuperación de oro es alta en ambas plantas, llegando a 90% en la lixiviación y 91%

en la adsorción para el caso de la planta CIL, y a 88% en la lixiviación en pilas con una

adsorción de 93% en el CIC. Se puede decir que ambos procesos tienen una

recuperación global cercana a 81% del oro contenido en el relave.

El oro que no se recupera en la adsorción (CIC) en la planta ADR se recircula en la

solución pobre y no se pierde dentro del sistema, eso es un punto a considerar para la

planta de lixiviación en pilas.

El consumo de energía específico para procesar cada tonelada es mayor en la planta CIL.

Con un consumo promedio de 69 kw por tonelada métrica seca, mientras que la

aglomeración consume 0.2 kw por tonelada métrica seca. La planta de aglomeración es

más enérgicamente eficiente.

La planta de agitación CIL consume 1.02 m3 de agua industrial por tonelada de relave

procesada mientras que la aglomeración y lixiviación en pilas consume 0.23 m3 en su

operación.


124

7. EVALUACIÓN ECONÓMICA.

7.1. Determinación del Capital Total de Inversión planta CIL

7.1.1 Capital Fijo

Capital Fijo US$

Total capital fijo Directo 205,874

Total Capital Fijo Indirecto 328,286

Total Capital Fijo 381,146

Tabla 7.1: Capital fijo de inversión en planta CIL.


125

7.1.2. Costo de los equipos.

EQUIPO Cantidad Característica. Precio US$ Total US$

Agitador repulpeo 1 2 HP. 350 350

Agitadores 4 70 rpm, 10 HP. 4.500 18.000

Air-lift 4 4”. 1.680 6.720

Compresor 1 216 cfm -100 psig; 50 HP. 3.500 3.500

Bomba descarga sumidero 1 1 5,5 HP. 7.500 7.500

Bomba descarga sumidero 2 1 5,5 HP. 7.500 7.500

Bomba TK agua 1 100-600 l/h; 3 - 13 m; 1,5 HP. 800 800

Bomba TK Solución Cianuro 1 200-900 l/h; 7- 20 m, 3 HP. 1.300 1.300

Correa relave 1 36" * 14 m; 30 HP; 1000 ton/h. 7.000 7.000

Estanque agua 2 22,2 m3. 1.100 2.200

Estanque repulpeo 1 0,1 m3. 190 190

Estanque Solución Cianuro 1 19,6 m3. 1.100 1.100

Estanques 4 D=2m x H=3,85m; V= 10,6 m3. 1.800 7.200

Harnero carbón cargado 1 36 plg; 0,5 mm. 1.900 1.900

Mallas traspaso 4 20 mesh. 350 1.400

Mini cargador 1 0,7 m3. 41.000 41.000

Molino 1 D= 0,69m x H=1,22m; 25 HP. 14.500 14.500

Carga inicial Bolas Acero 0,8 Toneladas; 2" y 3". 1.391 1.113

Sumidero 1 1,1 m3. 650 650

Sumidero Relave 1 1 m3. 650 650

Tolva cal 1 0,27m3, 1 HP. 2.800 2.800

Tolva relave 1 3,9 m3, 1 HP. 5.600 5.600

Costo total de los Equipos US$ 132.973

Tabla7.2: Costo de los equipos de planta CIL.


126

7.1.3 Capital Fijo Directo.

Piping, Fitting y Válvulas Total US$ %

Cañerías 21.169 50%

Válvulas 8.468 20%

Fitting 12.701 30%

Total US$ 42.338

Tabla 7.3: Costo Piping, Fitting y Válvulas.

Preparación de terreno Total US$ %

Rampa alimentación 1.420 31%

Compactación de terreno 2.000 43% Tranque de relaves sobre pila antigua 1.200 26%

Total Preparación de terreno US$ 4.620

Tabla 7.4: Costos Preparación de terreno.

Inversión de Capital Fijo Directo Costo US$ Porcentajes

Costo total de los Equipos 132.973 100%

Instalación de los equipos 46.540 35%

Total costos Piping, Fitting y Válvulas 42.338 31%

Instrumentación y control 10.638 8%

Instalación eléctrica 13.297 10%

Preparación de terreno 4.498 3%

Servicios de planta 26.595 20%

Terreno - 0%

Edificios de la Planta 1.330 1%

Total capital fijo Directo US$ 278.208

Tabla 7.5: Inversión de Capital Fijo Directo


127

7.1.4 Capital Fijo indirecto de planta CIL.

Inversión de capital Fijo Indirecto Costo US$ Porcentajes

Ingeniería y Supervisión 13.910 5%

Construcción y Contratista 41.731 15%

Contingencia 27.821 10%

Puesta en marcha 19.475 7%

Total Capital Fijo Indirecto US$ 102.937

Tabla 7.6: Capital total de trabajo.

7.1.5 Capital de Trabajo de planta CIL.

Capital de Trabajo Costo US$ Porcentajes

Total capital fijo Directo 205.874

Total Capital Fijo Indirecto 328.286

Total Capital Fijo 381.146 100%

Capital de Trabajo US$ 76.229 20%

Tabla 7.7: Capital de trabajo de planta CIL.

7.1.6. Capital de Inversión Total.

Capital de Inversión Total. US$

Total Capital Fijo US$

381.146

Capital de Trabajo US$ 76.229

Costo total de la inversión US$ 457.375

Tabla 7.8: Costo total de la inversión en planta CIL40.

40

Referencia [24]


128

7.1.7 Determinación del Costo Total del Producto o Costos

Operacionales de planta CIL.

Insumos Consumo Costo Dayton Total Mes Total Anual

mes año US$/ton US$ US$

NaCN, ton. 0,49 5,82 1850 897,3 10.767,0

NaOH, ton. 0,09 1,116 570 53,0 636,1

Cal, ton. 5,95 71,4 173 1.029,4 12.352,2

Carbón Activo, ton. 0,26 3,12 2250 585,0 7.020,0

Bolas de Acero 2" y 3", ton. 0,17 2,016 550 92,4 1.108,8

Total US$ 2.657,0 31.884,1

Tabla 7.9: Gastos en insumos para planta CIL.

Utilities Consumo Costo Dayton Total Mes Total Anual

mes año US$/Unidad US$ US$

Agua Industrial (m3) 960 11.520 0 192 2.304

Energía eléctrica kW 65.760 789.120 0 13.810 165.715

Petróleo, lts 541 6.492 1 342 4.103

Costo transporte relave 2.772 33.264

Total US$ 17.116 205.386

Tabla 7.10: Gastos en Utilities.

Recursos Humanos Costo Operadores Total Mes Total Anual

Detalle US$/Trabajador Unidades US$ US$

Operador 1.500 4 6.000 72.000

Ayudante 1.000 4 4.000 48.000

Supervisor 2.000 1 2.000 24.000

Total HH US$ 12.000 144.000

Tabla 7.11: Gastos en personal de operación.


129

Resumen Costos asociados al proceso: Total Mes Total Año

US$ US$ %

Insumos 2.657 31.884 6%

Utilities 17.116 205.392 40%

Recursos Humanos 12.000 144.000 28%

Laboratorio 2.073 24.876 5%

Mantención y Reparación 7.623 91.476 18%

Costo Elusión, Electro obtención y fundición , US$ Anual 1.000 12.000 2%

Total Costos Producto US$ 42.468 509.616 100%

Costo por Onza Au producida, US$/OZ 2.878 2.878

Costo por tonelada Procesada, US$/Ton 51 51

Tabla 7.12: Resumen de costos asociados al proceso de producción41.

41

Referencia [25]


130

7.1.8 Determinación de los Ingresos de planta CIL..

Parámetros de la operación

Precio de venta US$/Onza 1.300

Total toneladas Proyectadas. 96.000

TMS efectivas por Hora 1,50

TMS efectivas por día 35

Meses operación 114

Años operación 9,52

Ley Au alimentada. Promedio. g/ton 0,66



Tabla 7.13: Parámetros de la operación planta CIL, para realizar los cálculos económicos.

mes año

Tiempo de Operación, Hrs. 600 7200

TMS de Relaves 875 10500

Recuperación Au Lix % 90% 90%

Eficiencia Adsorción % 92% 92%

Oro en carbón Elusion,Onzas 15,4 184,5

Tabla 7.14: Parámetros metalúrgicos del proceso para realizar los cálculos.

Determinación de Ingresos por venta US$ US$ US$

mes año TMS

Ingresos por venta US$ 19.986 239.827 22.8

Tabla 7.15: Ingresos por venta de oro en planta CIL.


131

7.1.9 Flujo de Caja de planta CIL.

Parametros Considerados en el FCN

Inversión Inicial, capital propio 457.375

Tipo Depreciación Lineal

Valor depreciable 411.637

90% depreciación 90%

Años del proyecto 10

Valor depreciación 41.164

Tasa para cálculo de van 13.3%

Tabla 7.16: Base para el cálculo del flujo de caja en planta CIL


132

Flujo de Caja Neto Planta CIL, US$.

año 0 año 1 año 2 año 3 año 4 año 5 año 6 año 7 año 8 año 9 año 10

Ingreso por ventas + 119913 239827 239827 239827 239827 239827 239827 239827 239827 239827

Costo total producto - 254833 509667 509667 509667 509667 509667 509667 509667 509667 509667

Ingreso operacional = -134920 -269840 -269840 -269840 -269840 -269840 -269840 -269840 -269840 -269840

Intereses - 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0

Depreciación - 41164 41164 41164 41164 41164 41164 41164 41164 41164 41164

Venta activo +

PEA - 176084 487087 798091 1109094 1420098 1731101 2042105 2353108 2664112

Utilidades antes de impuestos = -176084 -487087 -798091 -1109094 -1420098 -1731101 -2042105 -2353108 -2664112 -2975115

Impuestos - 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0

Depreciación + 41164 41164 41164 41164 41164 41164 41164 41164 41164 41164

Amortización - 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0

PEA + 176084 487087 798091 1109094 1420098 1731101 2042105 2353108 2664112

Valor de libro +

Capital de trabajo + 76229,12

Inversión capital propio - 457375

Préstamo +

FCN = -457375 -134920 -269840 -269840 -269840 -269840 -269840 -269840 -269840 -269840 -193611

VAN -1763251

TIR

Tabla 7.17:Flujo de caja de planta de agitación CIL, US$


131

7.1.10 Conclusiones de la evaluación económica del proceso CIL.

Para el relave Aguilera la aplicación del proceso de agitación CIL no es económicamente

viable en las condiciones actuales. La planta CIL que tiene un costo de operación por

tonelada procesada más elevado que los ingresos por producción, la diferencia es 28 US$

de perdida por tonelada procesada. El proceso CIL es inviable para recuperar oro desde el

relave Aguilera, porque el costo de producción de cada onza es de 2878 US$ y el precio

esperado de venta es de 1300 US$, considerando un precio conservador en el año 2010

Para que la planta CIL sea económicamente viable los costos de producción por tonelada

procesada deben disminuir más de29 US$.

Para recuperar oro desde el relave Aguilera con el proceso CIL, el precio de venta tendrá

que estar sobre 3000 US$ la Onza, para que la operación sea rentable. Triplicando las

toneladas de tratamiento por día en la planta CIL se puede lograr utilidades, el inconveniente

es la capacidad de los equipos que limitan el tonelaje de proceso a 35 toneladas diarias.

Con un relave de ley superior a 1.8 [g/ton] de Au se vuelve económicamente conveniente el

proceso CIL.


132

7.2. Determinación del capital total de Inversión planta de

aglomeración y pilas de lixiviación.

7.2.1 Capital Fijo en aglomeración y pilas de lixiviación.

Capital Fijo US$ US$

Total capital fijo Directo US$ 273.572

Total Capital Fijo Indirecto US$ 101.222

Total US$ 374.794

Tabla 7.18: Capital fijo de inversión en planta de aglomeración y de lixiviación en pilas.

7.2.2 Costo de los equipos en aglomeración y pilas de lixiviación..

EQUIPO Cantidad Dimensiones Precio US$ Total US$

Aglomerador 1 1.7x3.7m 35000 35000

Correa relave 1 36" * 14 m; 30 HP; 1000 ton/h 7000 7000

Carpeta de HDPE P1 1 3760 m 13000 13000

Carpeta de HDPE P2 1 2000 m 7000 7000

Correa Stacker Aglomeración 1 24*10.5 m; 50 ton/h 4000 4000

Estanque agua 2 22.2 m3 1100 2200

Estanque Solución Cianuro 1 19.6 m3 1100 1100

Mini cargador 1 0.7 m3 41000 41000

Sumidero S1 1 42m3 1300 1300

Sumidero S4 1 4 m3 650 650

Tolva cal y cemento 1 0.27m3, 1 HP 2800 2800

Tolva relave 1 3.9 m3, 1 HP 5600 5600

Costo total de los Equipos 120.650

Tabla 7.19: Costo de los Equipos en planta de aglomeración y de lixiviación en pilas.


133

7.2.3 Capital Fijo Directo en aglomeración y pilas de lixiviación..

Tabla 7.20: Costos de Piping, Fitting y Válvulas.

Preparación de terreno Total US$ Porcentaje

Rampa alimentación relave 1.420 Compactación de terreno 12.000 Anclaje para carpeta 8.000 Tranque relaves sup pila 1.200 Total 22.620 19%

Tabla 7.21: Costos de preparación de terreno para instalación de planta de aglomeración y

de lixiviación en pilas.

Inversión de Capital Fijo Directo Costo US$ Porcentajes

Costo total de los Equipos 120.650 100%

Instalación de los equipos 30.163 25%

Instrumentación y control 14.478 12%

Total costos Piping, Fitting y Válvulas 48.260 40%

Instalación eléctrica 12.065 10%

Preparación de terreno 22.620 19%

Servicio de planta 24.130 20%

Terreno - 0%

Edificios de la Planta 1.207 1%

Total capital fijo Directo, US$ 273.572

Tabla 7.22: Inversión de capital fijo directo en planta de aglomeración y de lixiviación en

pilas.42

42

Referencia [25]

Piping, Fitting y Válvulas Total US$ Porcentaje

Cañerías 24.130 Válvulas 9.652 Fitting 14.478 Total 48.260 40%


134

7.2.4 Capital Fijo indirecto en aglomeración y pilas de lixiviación.

Inversión de capital Fijo Indirecto Costo US$ Porcentajes

Ingeniería y Supervisión 13.679 5%

Construcción y Contratista 41.036 15%

Contingencia 27.357 10%

Puesta en marcha 19.150 7%

Total Capital Fijo Indirecto, US$ 101.222

Tabla 7.23: Costos en capital fijo indirecto de lixiviación en pilas.

7.2.5 Capital de Trabajo en aglomeración y pilas de lixiviación.

Capital Fijo US$

Total capital fijo Directo 273.572 Total Capital Fijo Indirecto 101.222 Total Capital Fijo 374.794 100%

Capital de Trabajo 74.959 20%

Tabla 7.24: Costo Capital de Trabajo43.

7.2.6 Capital de Inversión Total en aglomeración y pilas de

lixiviación.

Total Capital Fijo 374.794 80%

Capital de Trabajo 74.959 20%

Costo total de la inversión 449.752

Tabla 7.25: Costo total de la inversión de lixiviación en pilas.

43

Referencia [24]


135

7.2.7 Determinación del Costo Total del Producto o Costos

Operacionales.

Insumos Consumo Costo Dayton Total mes Total Anual

mes año US$ US$ US$

NaCN (ton) 3,61 43,3 1.850 6.679 80.147

NaOH (ton) 0,49 5,9 570 282 3.382

Cal (ton) 47,68 572,2 173 8.249 98.992

Cemento(ton) 73,03 876,4 150 10.955 131.454

Total 26.165 313.975

Tabla 7.26: Costo total de insumos de producción de lixiviación en pilas.

Tabla 7.27: Costos de Utilities en planta de aglomeración y de lixiviación en pilas.

Recursos Humanos Total Mes Total Año

HH. US$/pers Uni. US$ US$

Operador 1.500 2 3.000 36.000

Ayudante 1.000 4 4.000 48.000

Supervisor 2.000 1 2.000 24.000

Total HH. 9.000 108.000

Tabla 7.28: Costo de personal de operación de aglomeración y de lixiviación en pilas.

Utilities Consumo Costo Dayton Total mes Total Anual

mes año US$ US$ US$

Agua Industrial, m3. 600 7.200 0,20 120 1.440

Energía eléctrica, kW. 7.616 91.392 0,21 1.599 19.192

Costo transporte relave, ton. 6.000 72.000 3,30 19.800 237.600

Arriendo Retroexcavadora, uni. 1 12 11.250 11.250 135.000

Petróleo, Lts. 2.915 34.982 0,632 1.842 22.109

Total 34612 415.341


136

Laboratorio Total mes Total Anual

US$ US$

Muestras solidas 984 11.808

Muestras liquidas 295 3.542

Total 1.279 15.350

Tabla 7.29: Costos de laboratorio de aglomeración y de lixiviación en pilas.

Costos de Proceso Oz/mes US$/oz Total mes Total Anual

US$ US$

Adsorción (CIC) 105 3,38 356 4.272

Elusión 105 3,9 411 4.929

EW 105 3,3 348 4.171

Fundición 105 3,4 358 4.297

Total 13,98 1.472 17.668

Tabla 7.30: Costos de procesos de producción de lixiviación en pilas.

Resumen Costos asociados al proceso: Total Mes Total Anual

US$ US$ %

Insumos 26.165 313.975 36%

Utilities 34.612 415.341 47%

Recursos Humanos 9.000 108.000 12%

Laboratorio 1.279 15.350 2%

Mantención y Reparación 625 7.496 1%

Adsorción, Elusión, EW y Fundición , US$ Anual 1.472 17.668 2%

Total Costos Producto 73.152 877.830 100%

Costo por Onza Au producida, US$/OZ 694,6 694,6

Costo por tonelada Procesada, US$/Ton 12,2 12,2

Tabla 7.31: Resumen de costos de producción de lixiviación en pilas.44.

44

Referencia [25]


137

7.2.8 Determinación de los Ingresos en aglomeración y pilas de

lixiviación..

Ingresos por venta Base cálculos

Precio de venta US$/Onza 1.300

Total toneladas Proyecto 96.000

TMS procesadas por Hora 35

TMS procesadas por día 200

Meses operación 16

Años operación 1,33

Ley Au alim. Prom. g/ton 0,66



Tabla 7.32: Parámetros de operación para realizar los cálculos de ingresos por ventas en

planta de aglomeración y de lixiviación en pilas.

Detalles de Operación US$ US$

mes año

Tiempo Operación Aglomeración, Hrs. 170 2.040

Tiempo de lixiviación, Hrs. 720 8.640

TMS de Relaves 6.000 72.000

Recuperación Au Lix % 88,0% 88,0%

Eficiencia Adsorción % 94,0% 94,0%

Oro en carbón Elusión, Onzas 105,3 1.263,8

Tabla 7.33: Parámetros del proceso para realizar los cálculos de ingresos por ventas en

planta de aglomeración y de lixiviación en pilas.

Resumen de ingresos por ventas US$ US$ US$

mes año TMS

Ingresos por venta 136.911 1.642.938 23

Tabla 7.34: Ingresos por ventas mensuales, anuales y por tonelada procesada.


138

7.2.9 Flujo de Caja en aglomeración y pilas de lixiviación..

Inversión Inicial 449752

Capital propio 449752

Valor préstamo 0

Tasa para cálculo del van 13.3

Tabla 7.35: Base para el cálculo del flujo de caja planta de lixiviación en pilas.

año 0 año 1 año 2

Ingreso por ventas + 542169 1642938

Costo total producto - 289684 877830

Ingreso operacional = 252485 765108

Intereses - 0 0

Depreciación - 40478 40478

Venta activo + 36880

PEA - 0

Utilidades antes de impuestos = 212008 761510

Impuestos - 36041 129457

Depreciación + 40478 40478

Amortización - 0 0

PEA + 0

Valor de libro + 368797

Capital de trabajo + 74959

Inversión capital propio - 449752

Préstamo +

FCN = -449752 216444 1116286

VAN 610876

TIR 83.43%

Tabla 7.36: Flujo de caja neto para planta de aglomeración y lixiviación, en US$.


139

7.2.10 Conclusiones de la evaluación económica del proceso de

lixiviación en pilas.

Para el relave Aguilera la aplicación del proceso de Aglomeración – Lixiviación en pilas,

poseen buena factibilidad económica. Con un costo de 12 US$/tonelada procesada y un

costo de aproximadamente de 700 US$/Onza producida. Es una buena opción para procesar

el relave de la compañía y otros relaves que presentes buenas recuperaciones metalúrgicas

en condiciones de operación similares.

La utilidad del proyecto se estima en más de 600 US$/Oz producida en las condiciones de

mercado actuales, en base a 1300 US$/Oz para el año 2010.


140

7.3 Análisis de Sensibilidad

7.3.1 Sensibilidad ante cambios en las toneladas procesadas por día

Figura 7.1: Sensibilidad del VAN ante cambios en las toneladas procesadas

Figura 7.2: Sensibilidad del IVAN ante cambios en las toneladas procesadas

-1200000-1000000

-800000-600000-400000-200000

0200000400000600000800000

0 50 100 150 200 250

VA

N U

S$

Toneladas por día

VAN vs Tonelaje

Aglomerado

CIL

-2,00

-1,50

-1,00

-0,50

-

0,50

1,00

1,50

2,00

2,50

0 50 100 150 200 250 300

IVA

N

Toneladas por día

Sensibilidad del IVAN v/s toneladas procesadas


141

Figura 7.3: Sensibilidad de TIR ante cambios en las toneladas procesadas

7.3.2 Sensibilidad ante cambios en la ley del relave alimentado

Figura 7.4: Sensibilidad del VAN ante cambios en la ley del relave

-20%

0%

20%

40%

60%

80%

100%

120%

0 50 100 150 200 250 300

TIR

Toneladas por día

TIR vs Tonelaje

Aglomerado

CIL

-3000000

-2000000

-1000000

0

1000000

2000000

3000000

4000000

5000000

- 0,50 1,00 1,50 2,00 2,50 3,00VA

N U

S$

Ley de Au [g/Ton]

VAN vs Ley de oro

Aglomerado

CIL


142

Figura 7.5: Sensibilidad del IVAN ante cambios en la ley del relave

Figura 7.6: Sensibilidad de TIR ante cambios en la ley del relave

-6,00

-4,00

-2,00

-

2,00

4,00

6,00

8,00

10,00

12,00

- 0,50 1,00 1,50 2,00 2,50 3,00

IVA

N

Ley de Au [g/Ton]

IVAN vs Ley de oro

Aglomerado

CIL

-50%0%

50%100%150%200%250%300%350%400%450%

- 0,50 1,00 1,50 2,00 2,50 3,00

TIR

Ley de Au [g/Ton]

TIR vs Ley

Aglomerado

CIL


143

7.3.3 Sensibilidad ante cambios en el precio de venta del oro

Figura 7.7: Sensibilidad del VAN ante cambios en el precio de venta del oro

Figura 7.8: Sensibilidad del IVAN ante cambios en el precio de venta del oro

-3000000

-2000000

-1000000

0

1000000

2000000

3000000

4000000

- 1.000 2.000 3.000 4.000

VA

N

Precio US$/Oz

VAN vs Precio de Venta

Aglomerado

CIL

-6,00

-4,00

-2,00

-

2,00

4,00

6,00

8,00

- 1.000 2.000 3.000 4.000

IVA

N

Precio US$/Oz

IVAN vs Precio de Venta

Aglomerado

CIL


144

Figura 7.9: Sensibilidad de TIR ante cambios en el precio de venta del oro

7.4 Comparación general de Utilidades de las plantas piloto.

Costos y utilidades. Planta Agitación CIL

Planta Aglomeración

% Diferencia

Costos Tonelada procesada. US$/tonelada. 51 12 318%

Utilidad Tonelada procesada. US$/tonelada. -28.2 10.6 -366%

Costo por onza producida, US$/Oz. 2878 695 314%

Utilidad por onza producida, Precio de venta( 1300 US$/Onza)

-1578 605.4 -361%

Tabla 7.37: Resumen de utilidades y costos por procesar el relave en cada planta.

-50%

0%

50%

100%

150%

200%

250%

300%

350%

- 1.000 2.000 3.000 4.000

TIR

Precio US$/Oz

TIR vs Precio de Venta

Aglomerado

CIL


145

7.5 Conclusiones del capítulo.

El proceso de aglomeración presenta una buena factibilidad económica en las condiciones

actuales de diseño, con un van de 610000 US$, IVAN de 1.5 y un TIR de 83%.

Considerando que es un proyecto que tiene una duración de dos años, representa una gran

oportunidad de negocio.

La ley de alimentación del relave puede bajar hasta 0.5 [g/ton] de oro, y el balance de la

planta de lixiviación en pilas sigue siendo rentable. Al bajar el tonelaje procesado o el precio

de venta el proceso se vuelve económicamente inviable.


146

CONCLUSIONES

Con todos los antecedentes entregados para describir la operación de las plantas piloto se

puede decir que ambos procesos, el Carbón en Lixiviación (CIL) y la Aglomeración-lixiviación

en pilas-adsorción, son técnicamente factibles para recuperar el oro contenido en el relave

Aguilera. Porque en el primero recupera cerca del 90% del oro en lixiviación y se adsorbe

cerca del 91% en el carbón activo, con una recuperación global de 81% del oro que ingresa

al sistema y en el segundo se recupera más del 88% del oro de la pila lixiviación y cerca del

93% en la adsorción en el carbón en columnas (CIC), lo cual entrega una recuperación

global cercana al 81%. Es necesario mencionar que el oro que no se adsorbe el sistema CIC

se recircula en la solución pobre, de esta forma no se pierde.

El consumo de reactivos comunes es similar en ambas plantas, en cuanto a consumo

energético, la planta CIL consume más energía por tonelada, con un consumo promedio de

69 kw por tonelada métrica seca, mientras que la aglomeración consume 0.2 kw por tonelada

métrica seca. La planta de aglomeración es más enérgicamente eficiente.

La planta de agitación CIL consume más agua industrial por tonelada tratada que la

aglomeración y lixiviación en pilas. Con valores específicos de 1.02 m3/Ton para la primera y

0.23 m3/Ton para la segunda.

Económicamente la planta de carbón en lixiviación (CIL) no es rentable para procesar el

relave Aguilera; si se contara con un relave de mayor ley o un mineral concentrado de oro,

entonces sería una buena opción procesarlo por este sistema.

La planta de lixiviación en pilas presenta buena factibilidad económica para procesar el

relave Aguilera en las condiciones de diseño, es susceptible a bajas en la ley de

alimentación, tonelaje alimentado por día y el precio de venta del oro. También es bastante

sensible a cambios al alza en estas tres variables presentadas, las utilidades aumentan de

manera notable al amplificar alguna de estas.


147

ANEXOS

A.1 Caracterización de la Muestra, Granulometría y Leyes.

Granulometría y ley de Au del composito de laboratorio del relave Aguilera

Granulometría Au por malla

Malla (Ty) mm Peso(g) Parcial Acum Pass Acum g/ton

3/8 9,600 31 1,4% 1,4% 98,6% 0,64

1/4 6,350 43 2,0% 3,4% 96,6% 0,73

10 1,700 172 7,9% 11,3% 88,7% 0,70

25 0,710 87 4,0% 15,3% 84,7% 0,72

30 0,600 16 0,7% 16,0% 84,0% 0,63

40 0,425 5 0,2% 16,2% 83,8% 0,49

50 0,300 10 0,4% 16,7% 83,3% 0,48

60 0,250 19 0,9% 17,6% 82,4% 0,50

70 0,212 31 1,4% 19,0% 81,0% 0,40

80 0,180 44 2,0% 21,0% 79,0% 0,33

100 0,150 64 3,0% 24,0% 76,0% 0,32

120 0,125 148 6,8% 30,7% 69,3% 0,37

140 0,106 148 6,8% 37,5% 62,5% 0,38

170 0,090 181 8,3% 45,8% 54,2% 0,41

200 0,075 104 4,8% 50,6% 49,4% 0,42

270 0,053 220 10,1% 60,7% 39,3% 0,46

325 0,045 95 4,4% 65,0% 35,0% 0,52

400 0,038 105 4,8% 69,9% 30,1% 0,52

-400 657 30,1% 100,0% 0,0% 1,06

2180 0,66

Tabla A.1: Ley de oro por mallas [g/ton].

Ley Analizada del composito general y que se toma como referencia para los cálculos es:

Au: 0.66 [g/ton]; Ag 0.41 [g/ton]; Cu: 491 [g/ton]; Hg: 3 [g/ton].


148

FiguraA.1: Granulometría de relave aguilera en mallas Tyler.

0%

10%

20%

30%

40%

50%

60%

70%

80%

90%

100%

3/8

1/4

+10

+25

+30

+40

+50

+60

+70

+80

+10

0

+12

0

+14

0

+17

0

+20

0

+27

0

+32

5

+40

0

-40

0

% P

asa

nte

a

cu

mu

la

do

# Mallas Tyler

Granulometría del relave


149

A.2 Test de Cianuración en Botellas.

Se realiza una lixiviación cianurada en botella con el fin determinar la cinética de lixiviación,

consumos de reactivos y recuperación esperada para este relave.

Se efectúan en un cilindro plástico o botella de 10 litros de capacidad que rota a una

velocidad constante de 28 rpm. La botella con aireación natural contiene 2,3 lts. de solución

lixiviante (500 ppm cianuro de sodio y pH:10-11) , para 1 Kg de mineral con granulometría

original del relave. Tiempo de cianuración: 48 h.

Se realiza una lixiviación controlada a pH y cianuro constante, para esto se extrae muestra

de solución (75 ml) cada 2, 6, 24 y 48 hrs. Según los resultados de los análisis de cianuro y

pH, se agrega el delta consumido por la reacción y así mantener la concentración de 0,5 gpl

de NaCN y pH= 10,5.

Con el fin de mantener constante el % de sólidos, se reponen los 75 cc que se retiran para

análisis químico con solución fresca. Se analizan las soluciones por oro, plata, cobre, pH y

cianuro.

Al final de la prueba se realiza balance de masa en las soluciones y los ripios finales.

Resultado test de botellas:

Tabla A.2: Resumen resultados test de botellas en duplicado.


150

Se puede observar que la recuperación de oro obtenida es de 94% y 68% de plata. El

consumo de cal es de 6,5 kgs de cal por tonelada de relave procesado. El cianuro de sodio

necesario es de 0,78 kgs por ton. de relave, este elevado consumo está influenciado por la

cantidad de Cobre soluble presente29,3% y su presencia es de 467 g/ton.

A.2.1 Detalle Información Test de botellas:

Tabla A.3: Detalle resultados test de botellas.


151

A.2.2 Balance al Oro Lixiviado y Recuperación obtenida

Figura A.2: Recuperación de Oro en test de botella.

A.2.3 Balance a la Lixiviación de Plata.

Figura A.3: Recuperación de Plata en test de botella.

A.2.4 Balance a la Lixiviación de Cobre.

Figura A.4: Recuperación de Cobre en test de botella.


152

A.3 Cinética de lixiviación.

Es un test realizado en de botellas agitadas simulando las condiciones de lixiviación en

planta piloto, con el fin de encontrar con más precisión el tiempo necesario para la lixiviación

de oro en el relave.

La prueba se controla a diferentes tiempos para obtener más información y se realizan 3

pruebas en paralelo:

A.3.1 Información general del Test.

Tabla A.4: Datos test cinética de lixiviación.


153

A.3.2 Resultados, balance y recuperación de Au en prueba 1.

Tabla A.5: Resultados prueba 1, cinética lixiviación.




154



Figura A.5: Grafico pruebas de cinética de lixiviación.


155

A.4. Pruebas de lixiviación en columnas.

Con el fin de simular una lixiviación en pila, se realiza test de lixiviación en columnas a la

muestra de relave previamente aglomerado, este test se realiza en duplicado.

Figura A.6: Grafico recuperación de oro en prueba de comuna relave aglomerado

0,0

10,0

20,0

30,0

40,0

50,0

60,0

70,0

80,0

90,0

100,0

0,00 0,50 1,00 1,50 2,00 2,50 3,00 3,50 4,00

% R

ecu

pe

raci

ón

de

Au


Prueba lixiviación en Columnas Recuperación de Au vs Razón de lixiviación





156

A.4.1. Detalle columna aglomerado-1.

Tabla A.8: Tabla condiciones iniciales columnas de relave aglomerado-1.

Tabla A.9: Resultado lixiviación extrema columna aglomerado-1.


157

Hoja de control columna Aglomerado-1.

Hoja

Tabla A.10: Planilla de control columna aglomerado-1


158

A.4.2. Detalle columna aglomerado-2.

Tabla A.11: Tabla condiciones columnas de relave aglomerado-2.

Tabla A.12: Resultado lixiviación extrema columna aglomerado-2.


159

Hoja de control columna Aglomerado-1.

Tabla A.13: Planilla de control columna aglomerado-2.


160

A.5. Balance de masa en planta CIL.

Para realizar el balance se toma como base de cálculo una hora de operación. Cada reactor

CIL se puede describir por tres fases, una de sólidos que forman la pulpa, una de líquido que

también es parte de la pulpa, y una de carbón activo que se encuentra mezclado con la

pulpa. Es por esto que se realiza un balance al oro presente en cada fase y este debe

coincidir con el oro entrante al sistema y el que sale del circuito. Los balances se realizan a

la descarga de cada equipo.

% humedad del relave 8.75

TMH/hora 1.53

TMS/hora 1.39

Au[g/ton] 0.65

Ag[g/ton] 0.7

Cu[g/ton] 545

Hg[g/ton] 6

Volumen TK m3 10.4

Volumen TK litros 10400

Tabla B.1: Datos iniciales de referencia para realizar el balance a la planta CIL.

Correa Repulpeo Molino TK1 TK2 TK3 TK4

Balance Pulpa

TMH/hora 1.53 2.957 2.957 2.957 2.957 2.957 2.957

Balance al sólido

TMS/hora 1.39 1.39 1.39 1.39 1.39 1.39 1.39

Au[mg] /hora 903.5 904 778 292 195 111 97

Ag[mg] /hora 973 973 695 417 348 348 348

Cu[mg] /hora 757550 757550 676930 642180 632450 624110 617160

Hg[mg] /hora 8340 8340 6950 5560 4170 4170 3475

CaO[mg] /hora 12510000

Leyes en sólido

Au [g/ton] 0.65 0.65 0.56 0.21 0.14 0.08 0.07

Ag[g/ton] 0.7 0.7 0.5 0.3 0.25 0.25 0.25

Cu[g/ton] 545 545 487 462 455 449 444

Hg[g/ton] 6 6 5 4 3 3 2.5

% sólidos 90.8 47 47 47 47 47 47

pH

12.5 12.5 10.49 10.34 10.18 9.97

H2O(m3) 0.140 1.567 1.567 1.567 1.567 1.567 1.567

Tabla B.2: Balance de masa a los sólidos en la planta CIL.


161

Balance en líquido


H2O(litros) 140 1567.4 1567.4 1567.4 1567.4 1567.4 1567.4

Au [mg/l] 0.149 0.261 0.107 0.044 0.024

Ag[mg/l] 0.451 0.134 0.112 0.076 0.05

Cu[mg/l] 95.85 44 42 42.6 42.8

Ca[mg/l] 5703.3 5703.3 5703.3 5703.3 5703.3 5703.3

CN[g/l] 3.5 0.45 0.27 0.20 0.16 0.16

Au [mg]/ /hora 233.5 409.1 167.1 69.0 37.9

Ag[mg] /hora 706.9 210.0 175.6 119.1 78.4

Cu[mg] /hora 150239 68967 65832 66773 67086

CN-[mg] /hora 1112000 705351 423210 313489 250791 250791

Ca[mg] /hora 8939646 8939646 8939646 8939646 8939646 8939646

Balance al líquido

calculado sin

adsorción


H2O(m3) 0.140 1.567 1.567 1.567 1.567 1.567 1.567

H2O(litros) 140.0 1567.4 1567 1567 1567 1567 1567

Au[mg] /hora 0 125 612 709 792 806

Ag[mg] /hora 0 278 556 626 626 626

Cu[mg] /hora 0 80620 115370 125100 133440 140390

Hg[mg] /hora 0 1390 2780 4170 4170 4865

CaO[mg] /hora 8939646 8939646 8939646 8939646 8939646

CN-[mg] /hora 1112000 705351 423211 313489 250791 250791

Calculado en

Liquido antes

adsorción.


Au [mg/l] 0 0.08 0.39 0.45 0.51 0.51

Ag[mg/l] 0 0.18 0.35 0.40 0.40 0.40

Cu[mg/l] 0 51.43 73.60 79.81 85.13 89.57

Hg[mg/l] 0 0.89 1.77 2.66 2.66 3.10

TablaB.3: Balance de masa al líquido en planta CIL.


162

Balance adsorción Carbón

acumulado

TK1 TK2 TK3 TK4

Tonelada de carbón por estanque 0.1227 0.0572 0.2277 0.1237

Carbón en pulpa g/litros 11.8 5.5 21.9 11.9

Au [mg] parcial 202 339 182 45

Au [mg] acumulado 202 542 723 768

Ag [mg] 346 450 506 547

Cu [mg] 46402 59267 66667 73303

Hg[mg] 2780 4170 4170 4865

Tabla B.4: Balance al carbón activo en los reactores CIL.

El consumo de agua real por tonelada tratada de relave es 1.02 m3/Ton. Idealmente el

consumo de agua tendría que ser menor a 1 m3/Ton con una pulpa al 50% de sólidos,

porque el relave ya cuanta con cierta humedad natural.


163

B.1 Detalle equipos planta piloto CIL.

Layout general planta CIL.

Detalle equipos principales planta CIL:

Tabla B.1: Equipos principales planta CIL.

Equipos Capacidad

Buzón Alimentación, m3. 3,7

Correa Transportadora, ton/h. 1000

Molino (0,69*1,2 mts), ton/h. 1,3

4 Reactores en serie, m3 41,6

Volumen por reactor, m3 10,4

Bomba de pulpa B1, m3/h 15

Bomba de pulpa B2, m3/h 15


164


165

B.2 Detalle equipos en general Planta CIL y Planta Aglomerados.

B.2.1 Buzón de alimentación de relaves.

Buzón de alimentación planta de acero de carbono con capacidad máxima de 3,7 m3.

.

Esquema Isométrico

Figura B.1: Esquema Isométrico del buzón de relaves.

Figura B.2: Esquema plano de buzón de alimentación de relaves.


166

B.2.1 Buzón de cal:

Volumen del Buzón 0.27 m3

Volumen útil 0.25 m3

Figura B.3: Dibujo de buzón de alimentación de cal y cemento.


167

B.2.2 Correa transportadora

Capacidad: 1000 tph

Ancho Correa: 36”.

Potencia: 30 hp.

Largo: 14.5 metros.

Figura B.4: Dibujo de correa transportadora de planta CIL.


168

B.2.3 Ampliación buzón para dosificar cal y cemento (planta

aglomerados).

Figura B.5: Buzón de cal y cemento de planta de aglomeración.

Buzón con capacidad máxima de 0,67 m3., se considera volumen útil operacional 0,6 m3.


169

B.2.4 Estanques Almacenadores de agua. TK Agua.

Tabla B.2: Dimensiones de estanque de agua y solución cianurada.

Diagrama de Tk de agua industrial:

Figura B.6: Dibujo de estanque de agua industrial en planta CIL.

Diagrama de Tk de preparacion de solución de NaCN:

Figura B.7: Dibujo de estanque de preparación de solución cianurada en planta CIL.

Dimensiones TK Agua y TK NaCN

Diámetro TK, m. 3,3

Área del cilindro TK, m2 8,55

Volumen del estanque, m3 21,4


170

B.2.5 Repulpeo (planta CIL).

El relave es repulpeado en un estanque para alimentar el molino con 50% de sólidos. En

esta operación se mezcla agua industrial y la solución cianurada, de manera de adicionar

todo el cianuro que consumirá el proceso. El relave es alimentado al repulpeo por la correa

transportadora CV -01.

Figura B.8: Esquema de repulpeo de planta CIL.

Potencia 2 HP.

Operación a 50% de sólidos.


171

B.3 Calculo de equipos principales Planta CIL

B.3.1 Cálculos relacionado al molino de bola:

Característica del molino

L 1,2 m

D 0,69 m

L/D 1,74 Volumen interno 0,45 m3

Tabla B.3: Características del molino de bola.

Tabla B.4: Características del mineral.

Calculo Velocidad Crítica

La velocidad de rotación estará determinado por la siguiente ecuación

Donde:

Vc: Es la velocidad critica

D: Diámetro del molino

Velocidad de rotación molino

Vel. Critica 51 rpm

% Operación de la Vel. Critica 70% Operación 36 rpm

Tabla B.5: Calculo velocidad de rotación (RPM) molino de bolas.

Para un diámetro interno de 0,69 mts., la velocidad crítica nos queda en 50,8 rpm.

Características del mineral

Wi 7,7 kwh/ton

Alimentación 0,18 mm F80%

Alimentación 180 micrones F80%

Producto 75 Micrones P80%

Densidad Solido 1,3 ton/m3

DVc

2.42


172

Diámetro de Bolas en molino

Se determina según la siguiente ecuación:

Donde:

B: Diámetro máximo de alimentación de bolas

F80: Tamaño en que se encuentra el 80% pasante de la alimentación, µm

Wi: Work Index propio del mineral, KWatt-h/ton. Corta.

ρs: Densidad especifica del sólido, g/cc.

% Cs: % Velocidad critica del molino.

D: Diámetro interno del molino

Carga de Bolas Molino

% Llenado Molino 45%

Carga Bolas 0,8 ton

Densidad Bolas 7,9 ton/m3

Tamaño Bolas, calculado 36,9 mm

Diámetro Utilizado 50 mm

Tabla B.6: Determinación diámetro de alimentación bolas de acero al molino.

Factor K- Molinos de Bolas

Molienda Húmeda, Circuito abierto o cerrado,

descarga por rebalse 350

Molienda Húmeda, Circuito abierto o cerrado,

descarga por diafragma 330

Molienda Seca, Circuito abierto o cerrado,

descarga por diafragma 335

Tabla B.7: Factor K para diferentes molinos de bola.

34,0

5,0

5,0

80

281,3%*4,25

DC

Wi

K

FB

s


173

B.3.2 Diseño de Reactor Adsorción de oro CSTR

Se diseña el reactor según datos de cinética de adsorción experimental. Condiciones

experimentales: 15 gramos /litro de carbón activo. Temperatura ambiente 28 ˚C.

Para determinar el orden de reacción se ocupa el método integral, se supone un orden de la

reacción de 1 e integramos la ecuación diferencial que usamos para modelar el sistema por

lotes. Si el orden que supusimos es correcto, la gráfica apropiada de los datos

concentración-tiempo (determinada a partir de la integración) será lineal. Para la reacción

que se da en este caso:

La reacción fue efectuada en un reactor por lotes de volumen constante, el balance de moles

es:

Xr

FV

xCk

XFV

CQF

tkC

C

CtinicialesCscondicioneCkdt

dC

xCkr

Ckr

rdt

dC

A

ACSTR

A

ACSTR

AA

A

A

AAAA

AA

AA

AA

*

)1(**

*

*

*ln

)0(;*

)1(**

*

0

0

0

000

0

0

0

oductosA Pr


174

En la siguiente tabla obtenida desde los datos experimentales de un ensayo de adsorción en

carbón activo, se muestra la concentración del complejo cianuro Au[CN]-2 en el tiempo y se

calcula el volumen del reactor necesario para lograr la conversión deseada para un caudal

de 3 m3/hora.45

t( min) Ca Au X Cao/Ca ln(Cao/Ca) .-ra Fao Fao/-ra Volumen

(mol/m3) k/ca CSTR m3

0 0,356 0,000 1,0 0,0 1,41 1,068 0,8 0,0

15 0,120 0,660 3,0 1,1 0,48 1,068 2,2 1,5

30 0,068 0,810 5,2 1,7 0,27 1,068 4,0 3,2

45 0,041 0,880 8,7 2,2 0,16 1,068 6,6 5,8

60 0,022 0,940 16,2 2,8 0,09 1,068 12,2 11,5

90 0,005 0,990 71,2 4,3 0,02 1,068 53,9 53,1

120 0,005 0,986 71,2 4,3 0,02 1,068 53,9 53,1

Tabla B.8: Calculo del volumen del reactor de adsorción de oro en función de la conversión

de la reacción.

Figura B.9: Gráfico para estimar orden de la reacción de adsorción.

Al tender a una línea recta, con R = 0,9894 se aprecia que la pendiente de una gráfica de ln

[Cao/Ca] en función del tiempo es lineal, con pendiente k.

45

Referencia [16]

y = 0,045x + 0,194 R² = 0,9894

0

1

2

3

4

5

0 20 40 60 80 100

ln(C

a0/C

a)

Minutos

ln(Cao/Ca) vs Tiempo(minutos)

Series1Lineal (Series1)


175

Por lo tanto k= 0,045 min-1 = 2.7 hr-1 y podemos asegurar que el orden de la reacción es de

primer orden. Además se puede calcular la conversión de un TK de CIL perfectamente

agitado (CSTR) con 15 g/l de carbón, de 10.4 m3 de volumen46.

K K Q0 Ca0 Fa0 volumen X Densidad tau

Min-1 Hr-1 m3/h mol/m3 mol/h m3 parcial por

TK pulpa

ton/m3 horas

0,045 2,7 3 0,356 1,068 10,4 0,93 1,35 4,5

Tabla B.9: Cálculo de la conversión por estanque de la reacción de adsorción.

La conversión de la reacción de adsorción de Au en carbón es 93% por estanque.

Figura B.10: Estimación gráfica del volumen del reactor CSTR de adsorción en función de la

conversión47.

1,1

3,3

5,8

9,6

18,0

79,1

1,0

10,0

100,0

0,00 0,10 0,20 0,30 0,40 0,50 0,60 0,70 0,80 0,90 1,00

X, Factor de conversión.

Fao/-ra

Fao/-ra

Volumen reactor Adsorción de oro = Vcstr = (Fao/-ra) * X


176

B.3.3 Volumen del reactor de lixiviación.

Resultado de prueba de cinética en botella: 89 % de recuperación.

Tiempo de agitación necesario: 540 minutos, 9 horas.

Densidad aparente del relave 1,18 Ton/m3

Densidad de pulpa: 1,35 Ton/m3

Toneladas secas de alimentación ala sistema: 1.5 ton/hora

Porcentaje de sólidos de la pulpa: 50%

Flujo de pulpa en el sistema CIL: 3 m3/hora

Volumen necesario para la agitación de un flujo de 3 m3/hora de pulpa.48

El volumen instalado en los reactores es 41,6 m3, es decir, se podría trabajar en el sistema

CIL con un reactor en estado stand-by, para efectuar reparación o mantención.

47

Referencia [16] 48

Referencia [5]


177

B.3.4 Cálculo de Agitadores de Reactores ClL.

Calculo agitador Reactor lixiviación CIL

Velocidad sedimentación(Vt) 2 cm/seg Fw(factor de corrección de sedimentación) 1,76

Velocidad de sedimentación Corregido 3,52 cm/seg

Velocidad de sedimentación Corregido 6,93 ft/min

Velocidad de Agitación(N) 85 rpm

Velocidad de Agitación 5100 rpseg

Viscosidad 0,02 kg/m s

Viscosidad 20 cp

Concentración sólidos en peso: 47 %

Gravedad específica sólido 2,8 t/m3

Gravedad específica fluido [Sl] 1 t/m3

Gravedad específica pulpa [Sp]: 1,35 t/m3

Gravedad específica pulpa 0,00877 lb/in3

Tamaño característico partículas [d50]: 90 micrones

Tamaño característico partículas 0,01 cm

Concentración sólidos en volumen [Cv]: 23 %

Tabla B.10: Parámetros de diseño de Agitadores CIL.

Parámetros de diseño. Sistema unidades

SI (m)

Inglés (ft)

Inglés (in)

Diámetro de estanque T 2,3 7,5 90,5

Ancho de baffles B 0,2 0,6 7,5

Profundidad del líquido H 2,5 8,2 98,4

Relación alto/diámetro H/T 1,09 Volumen Reactor(m3)

10,4

Profundidad del agitador 0,8 2,7 33

Diámetro agitador D 0,92 3 36

Altura impulsor Ancho de hoja W 0,31 1 12

Largo de hoja L 0,4 1,3 16

Distancia agitador-fondo Z 1,33 4,3 53

Potencia motor(HP) P 4,5

Tabla B.11: Características de agitación diseñada para planta CIL49

49

Referencia [17],[18] y[19]


178

Figura B.11: Esquema del estanque agitador de pulpas CIL. 50

Figura B.12: Esquema del agitador instalado en agitador CIL, Pitched blade agitator.

50

Referencia [19]

T

W

B

Z

H

D

L


179

Para calcular la potencia requerida para la agitación de la pulpa y evitar la sedimentación de

de los sólidos se utiliza la siguiente expresión:

51

Donde:

Pt: Potencia necesaria (HP)

Np: Numero de potencia. Depende del tipo de agitador.

N: Velocidad rotacional en rpm.

d: Diámetro del agitador en pulgadas.

Sp: Gravedad especifica con respecto al agua.

51

Referencia [19]


180

Tabla B.12: de para seleccionar el numero de potencia adecuado para cada impulsor.52

El Np seleccionado de la tabla es 1.5. Con este dato se puede calcular la potencia necesaria

para la agitación de la pulpa. Para seleccionar un agitador se recomienda utilizar la siguiente

expresión:

52

Referencia [19]


181

Para estimar la potencia requerida para el agitador se construye la siguiente tabla.

D.Imp/T Dimp[in] Dimp[m] Ф N[rpm] Re Np Pt[HP](0.92) Pmin[HP]

0.3 27.15 0.689 1.7E+11 140 2.2E+06 1.5 5.4 5.8

0.35 31.68 0.804 7.5E+10 100 2.1E+06 1.5 4.2 4.6

0.4 36.21 0.919 4.1E+10 77 2.2E+06 1.5 3.8 4.2

0. 5 40.73 1.03 6.6E+10 80 2.9E+06 1.5 7.6 8

0.5 45.26 1.149 3.0E+10 60 2.6E+06 1.5 5.4 5.9

0.6 54.31 1.379 2.5E+10 50 3.2E+06 1.5 7.8 8.5

Tabla B.13: Selección de potencia de la agitación de cada reactor.

Figura B.13: Grafico para comprobar gráficamente el resultado obtenido de Ф.

Se compara el valor de Ф en la tabla y en el gráfico. La potencia necesaria para la agitación

de los estanques CIL es 4.2 HP (4.5 HP). La potencia instalada en la agitación de cada

estanque es 10 HP.


182

B.3.5Impulsores Air lift.

El sistema de bombeo por Airlift consiste en la inyección de aire comprimido en la campana

invertida que se ubica en la parte inferior del estanque. El aire crea burbujas en la pulpa y

estas tienden a subir por el tubo ayudadas por la baja densidad de la mezcla aire pulpa, en

comparación con el resto de la pulpa. Este sistema también es llamado bomba por inyección

de aire.La única fuente de energía de un Airlift es el aire. Este alimenta al sistema por un

compresor (Blower). El aire se inyecta en parte inferior del tubo directamente en la pulpa. Por

efecto de gravitación, el aire, de densidad inferior al líquido, sube rápidamente. Por efecto de

inercia, el líquido es implicado por el aire.

Figura 5.15: Diagrama del sistema Air lift.53

Figura B.14: Dibujo y nomenclatura bomba Air Lift, interior estanque.

53

Referencia [13]


183

Diseño Air Lift planta CIL:

Nomenclatura Medida, mts.

HTK: Altura total Estanque 2,90

HPULP: Altura Nivel de Pulpa en TK 2,50

H: Altura de elevación 0,98

E : Profundidad sumergida 2,10

HV: Altura vacío o de descarga pulpa 0,40

HS: Altura que sobresale de estanque 0,58

HF: Altura disponible hasta el fondo estanque 0,40

HCI: Altura "campana invertida" 0,30

HVF: Altura vacío a fondo 0,10

Tabla B.14: Parámetros de diseño de sistema Air lift de reactor CIL.54

54

Referencia [13]


184

B.3.6 Sumidero de descarga de molino SUM – 1 y SUM –2:

Figura B.15: Dibujo de sumideros de pulpa en planta CIL.

Capacidad del los sumideros: 1.3 m3.


185

B.4. Calculo equipos principales planta Aglomerados.

B.4.1 Cálculo del tambor aglomerador de la planta de lixiviación en

pilas.

Son tres pasos los involucrados en el cálculo del tambor: La velocidad crítica del tambor, el

tiempo de residencia y la capacidad.

La velocidad crítica: La velocidad crítica de rotación del tambor se define como la velocidad

mínima a la cual las partículas son suspendidas en las paredes del aglomerador superando

la fuerza de gravedad gracias a la fuerza centrípeta que se genera en la rotación55.

Donde:

C: velocidad Crítica (RPM)

D: Diámetro del tambor (m)

g: Aceleración de gravedad (m/min2)

θ: Ángulo de inclinación del tambor con respecto a la vertical.(80/85 º)

La velocidad de rotación operacional recomendada es 40 a 50 % de la velocidad crítica.

Velocidad de operación de tambor: = 15 rpm, 46.3% de la velocidad crítica.

Tiempo de residencia del relave dentro del tambor: Se puede calcular en función del largo

del tambor, diámetro del tambor, la velocidad de rotación, el ángulo de inclinación del tambor

y el ángulo de reposo del relave56:

55

Referencia [22] 56

Referencia [22]

DD

gSENC

3.42

2 2

RPM

DD

SENm

s

m

s

s

m

C 4.327.1

3.423.42

2

º8560608.9

2

2


186

Donde:

t : Tiempo de retención (min)

: Ángulo de reposo del relave. (40° )

L: Largo del tambor (m)

Θ: Inclinación del tambor con respecto a la horizontal. 5 °

D: Diámetro del tambor. (m)

N: Velocidad normal de rotación.

334.015*7.1*5

)8.3*40(*77.1t

= 20 segundos

El tiempo de residencia teórico de las partículas dentro del tambor aglomerador es de 20

segundos. En la práctica, el tiempo de residencia promedio es 90 segundos. El tiempo de

residencia fue medido experimentalmente, arrojando objetos de colores dentro del

aglomerador mientras se encuentra en operación y anotando el tiempo que demoran en salir

del sistema. El resultado fue de 1.5 minutos ( 90 segundos)

B.4.2 Capacidad del tambor aglomerador.

La capacidad máxima del aglomerador se puede expresar en función del largo del tambor,

diámetro del tambor, ángulo de inclinación del tambor, densidad del relave, fracción del

volumen que ocupa el relave dentro del tambor y el tiempo de residencia del material.

Suponiendo que el material se mueve como un flujo pistón dentro del tambor, se puede

calcular la capacidad máxima según la siguiente ecuación57:

: Toneladas por día.

57

Referencia [22]

ND

Lt

77.1

t

fLDQ

*4

****1440

2

Q


187

: Largo del tambor m

: Largo del tambor m

: Densidad del sólido en ton/m3

: Porcentaje del volumen que ocupa el sólido dentro del tambor, típicamente 10 – 20 %.

: Tiempo de residencia del material dentro del tambor.

Hora

TonQ 209

334.0*4

1.0*35.1*7.3*7.1*1440

2

La capacidad teórica del tambor calculada es mayor que la capacidad real, esto sucede

porque el tiempo de residencia teórico es bastante más elevando que el tiempo de residencia

real. Es necesario recalcular la capacidad. Recalculando la capacidad del aglomerador con

el tiempo de residencia real(90 segundos), el tonelaje por hora se modifica según la

ecuación:

Hora

TonQ 47

5.1*4

1.0*35.1*7.3*7.1*1440

2

En la práctica se aglomeran unas 35 toneladas por hora. La alimentación de relave es el

cuello de botella del proceso de aglomeración.

L

D

f

t


188

Datos técnicos del aglomerador en operación:

Tambor aglomerador Uni.

Diámetro [m] 1,7

Largo [m] 3,7

Densidad aparente del relave [m3/Ton] 1,18

Fracción llenado 0,1

Tiempo residencia [min.] 1,5

Capacidad Ton/hora 47

Potencia HP 30

Tabla B.15: Especificaciones del aglomerador de relave.

Se puede explicar la disminución en la capacidad real, respecto a la teórica calculada, como

una consecuencia de la disminución de diámetro interno del cilindro de aglomeración; debido

a la acumulación de material en las paredes del aglomerador y por las propiedades

arcillosas del relave aguilera que modifica drásticamente su ángulo de reposo al estar

húmedo.


189

B.5 Selección de Bombas en planta CIL.

B.5.1Cuadro de Bombas Planta CIL

Tabla C.16: Descripción de bombas de planta CIL.

Layout de planta CIL

Figura B.16: Layout de planta CIL con Tag de bombas.


190

Ecuaciones cálculo de bombas:

zg

VPBB

c

2

)(

2

12

t

c

hfg

VzW

2

2

QWpotencia

**

C

fgD

VLfh

2*

* 2

**Re

VD


191

B.5.2 Bomba pulpa alimentación estanques de lixiviación en CIL

Tabla B.17: Criterios de selección de alimentación estanques de lixiviación.

Tabla B.18: Propiedades del sistema.


192

Calculo de Piping:

Tabla B.19: Calculo de cañerías de CIL.

Calculo de pérdidas de carga:

Tabla B.20: Equivalencia de largos en el sistema.

Calculo de Potencia:

Tabla B.21: Calculo de potencia y perdidas en el sistema.


193

B.5.3 Bomba agua abastecimiento equipos planta CIL:

Esta bomba debe cubrir 2 necesidades:

Caso 1: Llenar con agua el estanque de preparación de cianuro de sodio.

Caso 2: Abastecer con agua las necesidades de la planta de procesos.

Caso 1:

Tabla B.22: Propiedades del sistema de bombas CIL


194

Figura B.17: Estanques de Agua llenando el estanque de cianuro.

.

Calculo de Piping:

Tabla B.23: Calculo de cañerías en bombas alimentación de agua.


195

Calculo de pérdida de carga:

Tabla B.24: Largos equivalentes en alimentación de agua.


Tabla B.25: Calculo de potencia y perdidas en el sistema.


196

Caso 2:

Figura B.18: Esquema de alimentación de Agua al repulpeo en CIL.

Tabla B.26: Propiedades del sistema de fluidos en caso 2.


197

Calculo de Piping:

Tabla B.27: Calculo de canerias en caso 2.

Calculo de pérdida de carga:

Tabla B.28: Calculo de largos equivalentes en caso 2.


Tabla B.29: Calculo de largos equivalentes en caso 2.


198

B.5.4 Bomba alimentación Cianuro de Sodio en CIL.

Tiene 2 funciones principales:

Caso 1: Disolver el cianuro de sodio, para ello se colocara en un canastillo cianuro de

sodio y soda caustica en la parte superior del estanque, para luego recirculara un

caudal suficiente de solución para disolver los reactivos.

Caso 2: Alimentar cianuro de sodio a la etapa de repulpeo de relave que ingresa al

molino.

Caso 1:

Figura B.19: esquema de estanque de solución de cianuro en CIL

Tabla B.30: Calculo Propiedades del sistema de fluidos en bomba de solución de cianuro.


199

B.6 Diseño y cálculo de sistema de impulsión regadío pila

lixiviación de relaves aglomerados.

Figura B.20: Diagrama de cañerías para cálculos de bombas.


200

Todas las tuberías y codos de las pilas de lixiviación de la planta piloto están fabricadas con

HDPE, las válvulas son de acero comercial, sin elementos de cobre o bronce. Las tuberías

entre los puntos B1 y B2 son de diámetro interno 4,33 plg. Entre los puntos B2 y B3 al igual

que entre en los puntos B2 y B4 el diámetro interno es 2,4 plg. Entre los puntos B3 y GP1, y

el B4 y GP2 el diámetro interno es 0,75 pulgadas.

Para el regadío de las pilas de relave aglomerado se utilizaron los equipos instalados para

regar el sistema de pilas de mineral de CMD

El balance entre la alimentación B1 y los goteros de la pila 1 (GP1) y 2 (GP2) se subdividió

en los siguientes Sub-balances B1 a B2, B2 a B3, B2 a B4, B3 a GP1 y finalmente B4 a GP2.

Balance de pérdidas entre el punto B1 y B2.

Valor 1 Unidad 1 Valor 2 Unidad 2 Valor 3 Unidad 3

Flujo de operación actual Q 0,40 ft3/seg 677,5 litros/min 179,00 GPM

Viscosidad del fluido µ 0,0007 lb/ft*seg 0,001 kg/s·m 1,00 cp

Densidad del fluido ρ 62,4 lb/ft3 1,00 kg/m3

Diámetro de la tubería D1 0,36 ft 0,11 m 4,33 in

Área sección tubería A1 0,10 ft2

14,72 in2

Velocidad en punto inicial V1 3,90 ft/seg

m/seg

Velocidad en tubería inicio V1 3,90 ft/seg 1,19 m/seg

Presión en el inicio P1 18,00 psi 1,22 atm

Altura del punto inicial Z1 3,28 ft 1,00 m

Diámetro tuberías descarga D2 0,36 ft 0,11 m 4,33 in

Área tubería descarga A2 0,07 ft2

10,67 in2

Velocidad en punto descarga V2 5,38 ft/seg

m/seg

Velocidad en tubería descarga V2 5,38 ft/seg 1,64 m/seg

Presión en la descarga P2 15,10 psi 1,03 atm

Altura en la descarga Z2 3,28 ft 1,00 m

Tabla B.31: Balance de pérdidas entre el punto B1 yB2.


201


Valor 1

Unidad 1

Valor 2 Unidad 2 Valor

3 Unidad

3






14,72 in2

Velocidad en punto inicial V1 1,46 ft/seg 0,45 m/seg






5,92 in2

Velocidad en punto descarga V2 3,64 ft/seg 1,11 m/seg




Tabla B.32: Balance de pérdidas entre el punto B2 y B3.


202

Caracteristica Pila N° 1

Goteros pila 1 Uni 3900

Líneas pila 1 Uni 100

Área Pila m2 2000

Tasa de riego L/h/m2 6- 8

Altura inicial m 1,6

Altura final m 1,4

Balance de pérdidas entre el punto B3 y GP1.







4,52 in2


Velocidad en tubería en inicio V1 0,05 ft/seg 0,01 m/seg





1,85 in2





Tasa de riego en pila 7,88 lts/h/m2

Tabla B.33: Balance de pérdidas entre el punto B3 Y GP1.


203








14,72 in2







5,92 in2





Tabla B.34: Balance de pérdidas entre el punto B2 Y B4.


204

Caracteristica Pila N° 2

Goteros pila 2 Uni 6500

Líneas pila 2 Uni 80

Área Pila m2 3700

Tasa de riego L/h/m2 6- 8

Altura inicial m 1,8

Altura final m 1,4

Balance de pérdidas entre el punto B4 y GP2.







4,52 in2







1,85 in2





Tabla B.35: Balance de pérdidas entre el punto B4 Y GP2.

La presión, en la cañería que envía solución desde el sumidero 3, requerida para regar las

dos pilas de lixiviación al mismo tiempo es de 18 psi en la entrada al sistema. De esta forma

se consigue una presión manométrica de 14 psi en la cañería antes de entrar a las pilas. La

energía que requiere la impulsión de la pila de aglomerados la proveen las bombas del

sumidero 3 que ya se encuentran instaladas. El flujo se regula con unas válvulas manuales

de manera que coincida con la tasa de riego de 5 o 6 litros/metro2/hora.


205

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RECUPERACIÓN DE ORO DESDE RELAVES COMPARANDO PROCESOS CARBÓN IN LEACHING Y LIXIVIACIÓN EN...

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