Memoria Recuperacion de Oro Desde Relaves

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Claudio Cofre Cid Manuel Aguirre Cortés Ing. Civil Metalúrgicos

PONTIFICIA UNIVERSIDAD CATÓLICA DE VALPARAÍSOFACULTAD DE INGENIERÍA

ESCUELA DE INGENIERÍA QUÍMICA

PROYECTO PARA OPTAR AL TÍTULO DE INGENIERO CIVIL EN METALURGIA EXTRACTIVA

Manuel Aguirre CortésClaudio Cofre Cid

Profesor Guía:Horacio Aros Meneses

AÑO 2011

AGRADECIMIENTOS

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RESUMEN

Se realizo una comparación entre dos métodos de cianuración de oro, estudiando los procesos carbón en lixiviación (CIL) y lixiviación en pilas de aglomerados. El objetivo es evaluar la factibilidad técnica y económica para la recuperación de oro desde relaves presentes en Compañía Minera Dayton, comparando los procesos.

Se realizaron ensayos de laboratorio y se construyeron plantas piloto. La capacidad de la planta piloto de agitación CIL es 35 toneladas por día y la de lixiviación en pilas de relaves aglomerados es de 200 toneladas diarias.

Ambos procesos, son técnicamente factibles para recuperar el oro contenido en el relave Aguilera. 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%.

El consumo de reactivos comunes es similar en ambas plantas. El consumo energético de la planta CIL es mayor por tonelada procesada, el 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 gran 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. Al procesar un relave de mayor ley por lixiviación en pilas las utilidades aumentan de manera notable.

CONTENIDO

ÍNDICE DE FIGURAS

ÍNDICE DE TABLAS

ÍNDICE DE FOTOS

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1. INTRODUCCIÓNEl gran aumento del precio mundial del oro de los últimos años provoca interés en procesar antiguos relaves que poseen bajo contenidos de metal. En la Compañía Minera Dayton existe un relave con bajo contenido de oro, que es posible tratar con las tecnologías de cianuración actuales. Las técnicas más usadas en la actualidad para procesar minerales de oro son la cianuración por agitación con carbón en lixiviación y la lixiviación en pilas. En la presente memoria de titulo se estudia la posibilidad de recuperar el oro contenido en el relave Aguilera revisando la teoría de la cianuración, realizando ensayos de laboratorio y construyendo plantas piloto para obtener datos operacionales. El objetivo general es evaluar la factibilidad técnica y económica para la recuperación de oro desde relaves presentes en la Compañía comparando estos procesos.

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.

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• 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.

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.

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Figura 2.1: Ubicación CMD.

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 Minera 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.

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.

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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.

2.3 Visión

Ser una Compañía altamente rentable en la producción de oro, que se destaque por la preocupación por la vida y salud de las personas, el cuidado y protección del medio ambiente y la calidad de su producto.

2.4 Misión

Producir oro rentablemente, desarrollando actividades de explotación sin accidentes, cuidando el medio ambiente, que permita el crecimiento de la compañía.

Las políticas de Seguridad y Protección del Medio Ambiente de la Compañía, se proyectan a todo el personal que labora en la faena, sean estos de contratistas permanentes o eventuales, como al propio personal.

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2.5 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.

2.6 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

Figura 2.2: Sección típica de la Geología del Distrito.

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.

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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

2.7 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.

2.8 Explotación Minera

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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 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.

2.9 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 cinco chancadores; 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

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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.

Figura 2.4: Diagrama de Flujo Proceso Productivo.5

2.10 Relaves

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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 plantea la posibilidad de reprocesar estos materiales, con tratamientos más eficientes y económicos en la recuperación de oro.

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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.S MacArthur 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

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

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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.

Figura 3.1: Diagramas de Pourbaix(Au-H2O-CN-)7

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.

Mineral % de extracción de cobre

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

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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

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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 oxigeno puro a los reactores, debido a una mayor demanda de oxigeno 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 oxigeno 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 oxigeno 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 oxigeno 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 oxigeno en la solución.

Figura 3.3: Curva de velocidad de disolución del oro en función de la temperatura.11

En la siguiente tabla se puede observar el efecto de la concentración de oxigeno disuelto en agua a diferentes temperaturas y altitudes.

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Tabla 3.2: Presión - temperatura y concentración de oxigeno12

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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.

Figura 3.4: 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.

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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-

Figura 3.5: 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 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:

Son los coeficientes de difusión

Son las presiones parciales de O2 en el seno de la solución.

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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:

= 1,83 x10-5 cm2 /s

= 2,76 x 10-5 cm2 /s

Se mantiene la relación: = 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.

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 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

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

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

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• 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

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.

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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.

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

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.

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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.

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 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.

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 oxigeno 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 esta 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

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.

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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 carbon 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.

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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 carbonato calcico 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 complejo de Au y Ag.

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Figura 3.7: Esquema estructura interna de una partícula de carbón26

Mecanismos asociados al carbón activo.

• Adsorción de oro:

Bloqueo del carbón:

Lavado Acido:

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

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:

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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.

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:

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

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.

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La solución es agotada durante 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.

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

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Figura 3.10: Diagrama del proceso de electroobtención de oro.

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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 el oro 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.

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 oro en 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.

4. ENSAYOS EXPERIMENTALES

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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.

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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.

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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].

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.

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Tabla 4.3: Resumen resultados test de botellas.

Tabla 4.4: Resumen resultados test de botellas.

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

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.

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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.

• Peso muestra 1000 grs. base seca.

• 28 RPM agitación del Roller Test.

N° Test % Rec. AuTiempo

Lix.

% S-R min.

Prueba: 1 87,6 360

Prueba: 2 89,8 540

Prueba: 3 90,3 540

Los resultados obtenidos son:

Tabla 4.6: Recuperación de oro en el tiempo.

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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.

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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.

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.

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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 %

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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.

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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

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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.

Para escalar una prueba de columna a días de lixiviación en pila se puede determinar según la siguiente relación:

DiasLix.Pila=R.L.× s×HTasaLix.

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.

4.15.1 Curado 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 encontrar 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.

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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 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]

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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.

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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.

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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:

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%

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.

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

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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

Test- 2 0,72 0,650 0,656 0,071

Promedio 0,73 0,650 0,666 0,077

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

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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.

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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.

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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 importante lo 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.

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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, ya que es casi impermeable al paso de soluciones, la dosis de cemento se determino 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.

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 plg la 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 estanques agitados, 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.

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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.

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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.

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5.1.2 Layout de plata CIL.

Figura 5.2: Layout de plata CIL.

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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.

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5.1.3 Molienda M-1

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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.

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Calculo de Capacidad de molino Valor Unidades

Velocidad Crítica (Vc) 52.5 rpm

% de velocidad Crítica 0.69 c

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.

5.1.4 Estanques de lixiviación agitada CIL

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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 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.

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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.

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.

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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.

5.1.5 Bombas de planta CIL.

Potencia Calculada

Potencia InstaladaDescripción 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

1.3Bomba 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

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Tabla 5.11: Selección de bombas

5.1.6 Estimación de Consumo Energético Planta CIL.

Nº de Equipos

Potencia Tiempo de

OperaciónConsumo

DiarioEquipo

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

1Correa 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

1Bomba 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

Energía Requerida para La Planta Piloto CIL.

Tabla 5.12: Consumo energía Equipos instalados en planta CIL.

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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 pobre que 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.

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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.

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:

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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

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

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.

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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 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.

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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.

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5.2.5 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.

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5.2.5.1 Capacidad 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.

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5.2.5.2 Vistas planas de Alimentación de solución Cianurada al aglomerador.

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

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5.2.5.3 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 de manera 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.

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5.2.6 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.

5.2.7 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.

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

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Figura 5.12: Diagrama de Pila de lixiviación 2.

5.2.7.1 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.

5.2.7.2 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.

5.2.7.3 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.

5.2.7.4 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 que este parámetro se cumpla, se realizan mediciones de caudal de manera

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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.

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5.2.7.5 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).

5.2.8 Estimación de consumo Energía en planta de Aglomeración.

Energía Requerida para Aglomeración:

Nº de Equipos

Tiempo de Operación

Consumo DiarioEquipo Potencia

HP KW horas/dia Kw-h

1Correa 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

1Bomba 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.

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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 en toneladas por día, la planta CIL tiene una capacidad 6 veces menor que la planta de aglomeración - lixiviación en pilas.

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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

6.1.1 Lixiviación por Estanque en planta CIL.

La siguiente tabla muestra los resultados de los balances realizados para el Au en el relave y ripios, como el de las soluciones para cada etapa o equipo:

Análisis de Au en Muestras SólidosAnálisis de Au en

Soluciones

Equipos Entrada Salida % LixiviaciónSalida 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.

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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.

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.

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

Figura 6.7: Porcentaje de sólidos en planta.

Parámetros de operación de Molienda de Bolas M-1:

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

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

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Figura 6.8: Distribución de tamaños en molino de bolas, datos de alimentación de molino, descarga de molino y descarga de planta.

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

Figura 6.10: Mediciones de pH en planta CIL.

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

6.1.3 Balance a la solución en CIL.

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

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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.

6.1.5 Balance de carbón en CIL.

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

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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.

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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-10ago-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.

Considerando las toneladas secas de reactivos se pueden determinar los siguientes índices de consumo de reactivo, indicado en la siguiente tabla:

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Reactivosjul-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.

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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%

LixiviaciónSolución 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.

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].

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.

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

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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.

6.2.3 Datos de operación planta aglomerados.

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Figura 6.22: Toneladas de relave procesadas por día

Figura 6.23: Toneladas de relave procesadas por hora de operación

6.2.4 Consumo de reactivo operacionales planta aglomerados

Figura 6.24: Consumo de Cal y cemento.

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

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Figura 6.26: Consumo NaCN, g/toneladas procesadas.

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6.2.5 Comportamiento de soluciones de lixiviación.

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

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

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Figura 6.29: pH de solución efluente de pila.

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

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.

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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.

7.1.2. Costo de los equipos.

EQUIPO Cantidad Característica.Precio US$ Total US$

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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 136" * 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 4D=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 1D= 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

Tabla 7.2: Costo de los equipos de planta CIL.

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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

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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.

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

Insumos ConsumoCosto 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 ConsumoCosto

Dayton Total MesTotal 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.

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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.

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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.

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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

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

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-193611

VAN -1763251

TIR

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

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 de 29 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.

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

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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..

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EQUIPO Cantidad DimensionesPrecio US$

Total US$

Aglomerador 1 1.7x3.7m 35000 35000

Correa relave 136" * 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.

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

Piping, Fitting y Válvulas Total US$ Porcentaje

Cañerías 24.130

Válvulas 9.652

Fitting 14.478

Total 48.260 40%

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.

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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

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


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.


Capital de Trabajo 74.959 20%

Costo total de la inversión 449.752

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

7.2.7 Determinación del Costo Total del Producto o Costos Operacionales.

Insumos ConsumoCosto

Dayton Total mesTotal 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.

Utilities ConsumoCosto

Dayton Total mesTotal 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

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.

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Laboratorio Total mesTotal 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 MesTotal 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.

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

Ingresos por venta Base cálculos

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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.

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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$.

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.

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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.

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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

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

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

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

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, -1578 605.4 -361%

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Precio de venta( 1300 US$/Onza)

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

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.

CONCLUSIONES

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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.

ANEXOS

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[22] Sylvie C. Bouffard, 2005, “Review of agglomeration practice and fundamentals in heap leaching”, Placer Dome Research Centre, Vancouver, British Columbia, Canada. Mineral Processing & Extractive Metall.

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[23] Sylvie C. Bou ard, “Agglomeration for heap leaching: Equipment design, agglomerate quality control, and impact on the heap leach process”, Barrick Technology Centre, 323 Alexander Street, Vancouver, British Columbia, Canada.

[24] Luís Vega. 2007, “Apuntes del curso de Ingeniería Económica”, Pontificia Universidad Católica de Valparaíso.

[25] Peter and Timmerhaus, 2003, “Plant design and economics for chemical engineers”. 3ª Edición.

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1� Fuente, Depto. Geología CMD.

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2� Fuente, Depto. Geología CMD

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3� Fuente, Depto. Geología CMD.

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4� Fuente, Depto Ingeniería CMD.

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5� Fuente, Superintendencia Planta CMD.

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6� Referencia [1].

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7� Referencia [2]

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8� Referencia [1]

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9� Referencia [3] y [4]

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10� Referencia [1]

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33� Referencia [2],[10] y [14]

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34� Referencia [4], [10] y [14]

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35� Referencia [2], [4], [10] y [14]

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38� Referencia [21],[22] y [23]

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