Facultad de ingenierías

” Escuela profesional de ingeniería de minas”

Ciclo: “IV” - Turno: Noche

Trabajo de investigación titulado:

“Desarrollo de Pruebas Metalúrgicos”

Docente: Arquitecta Ethiel Subia

Asignatura: Diseño de la Ingenieria

Integrantes:

Velásquez Molina, Kevin Tarifa Huillca, Edwin Vera Valencia Jeefry. Fernandez Flores Jose Miguel

AREQUPA – PERU 2014

ContenidoINTRODUCCIÓN..............................................................................................................................3

UBICACIÓN.....................................................................................................................................4

ANTECEDENTES..............................................................................................................................5

Desarrollo de Pruebas Metalúrgicos..................................................................................................6

RECUPERACIÓN DE ORO Y PLATA DE MINERALES POR HEAP LEACHING.........6

DISMINUCIÓN DEL CONTENIDO DE AZUFRE EN CARBÓN MINERAL, MEDIANTE PROCESOS METALÚRGICOS PARA USO INDUSTRIAL....................................................................................6

MARCO DE REFERENCIA.................................................................................................................7

PROCESOS DE PRUEBAS METALÚRGICAS...................................................................................7

DESCRIPCIÓN GENERAL DEL PROCESO METALURGICO:.............................................................8

RECUPERACIÓN DE ORO Y PLATA DE MINERALES......................................................................9

DESCRIPCIÓN DEL PROCESO.....................................................................................................10

PRECIPITACIÓN EN CARBÓN ACTIVADO...................................................................................11

DESORCIÓN DEL ORO DEL CARBÓN ACTIVADO........................................................................11

Mineral.....................................................................................................................................12

MÉTODO DE CARGUÍO.............................................................................................................12

ALTURA DE PILA.......................................................................................................................13

Aplicación y recirculación de las soluciones.............................................................................13

Resultados de Lixiviación en montón.......................................................................................15

Prueba de Lixiviación en pila....................................................................................................15

Consumo de reactivos..............................................................................................................16

Discusión......................................................................................................................................16

FLOTACIÓN BULK:.....................................................................................................................18

REACTIVOS DE FLOTACION...........................................................................................................18

COLECTOR:...............................................................................................................................18

ESPUMANTE:............................................................................................................................19

MODIFICADORES:.....................................................................................................................19

MODIFICADORES DE PH:..........................................................................................................19

ACTIVADORES:..........................................................................................................................20

SULFATO DE COBRE (CUSO4):..................................................................................................20

DEPRESORES:........................................................................................................................20

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CIANURO DE SODIO (NACN):............................................................................................20

SULFATO DE ZINC (ZNSO4):......................................................................................................20

CELDAS DE FLOTACION:...............................................................................................................21

FUNCIONES:.............................................................................................................................21

EFICIENCIA................................................................................................................................22

CARACTERÍSTICAS:....................................................................................................................22

CELDAS DE FLOTACIÓN MECÁNICAS........................................................................................22

PROBLEMA...............................................................................................................................23

DESARROLLO EXPERIMENTAL...................................................................................................25

PRUEBAS DE FLOTACIÓN: Los resultados de las pruebas de flotación son mostrados en las siguientes figuras en las cuales se describe la relación recuperación del mineral de valor contra tiempo de flotación en función del tiempo de molienda........................27

RESULTADO DE LAS PRUEBAS METALÚRGICAS........................................................................29

Prueba de cianuración..............................................................................................................30

Resultado de la prueb gravimétrica..........................................................................................30

Análisis químico de la muestra mineral....................................................................................30

Resultados de la Prueba de 5 horas de Lixiviación Ácida..........................................................32

Análisis Químico.......................................................................................................................32

LixiviaciónÁcida5Horas.............................................................................................................32

ANEXOS........................................................................................................................................33

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INTRODUCCIÓN El presente trabajo de investigación da la trascendencia e importancia de la investigación para el desarrollo u optimización de los procesos metalúrgicos, la ejecución de diferentes pruebas a nivel Laboratorio ó de Planta Piloto como: Análisis granulométricos, Preparación de muestras y de compasitos, Determinación de Molino de Bolas Pruebas de Molienda, Pruebas de Flotación, Pruebas de Hidrometalurgia (Lixiviación Au, Cu y otros), Pruebas de Sedimentación, Pruebas de Separación Magnética (Tubo Davis, Balanza Satmagan), Pruebas Gravimétricas (Falcon, mesa gravimétrica), Pruebas a nivel de Planta Piloto.

Para las pruebas metalúrgicas efectuadas nos indican una buena recuperación metalúrgica del so concentrados obtenidos para el mineral, las pruebas metalúrgicas demuestran las bondades técnicas y económicas de los minerales.

Esto hace necesario profundizar en el conocimiento de los yacimientos del mineral y laMejora de los procesos de Molienda, Concentración y Peletizado, para obtener un producto de calidad altamente competitivo.Por lo antes descrito, se desarrollaron pruebas Standard que evaluan el comportamiento metalúrgico

El desarrollo de proyectos mineros, la explotación de nuevos depósitos de minerales y el diseño de plantas metalúrgicas sobre la base de un modelo.

la evaluación  de  ensayos  metalúrgicos  pilotos  previos ,para  poder  lograr  un mayor rendimiento a grandes escalas en los procesos metalúrgicos  de campo, en el laboratorio metalúrgico se realizan  prácticas de  muestreo, caracterizaciones, determinaciones usuales o procedimientos reconocidos a fin de ser llevados a cabo con certeza y confiabilidad.

En el Perú el concentrador centrifugo Falcon presenta también resultados satisfactorios como son los casos de la mina Marsa donde se emplea el equipo para la recuperación de oro de sus relaves, la mina de oro Sipan donde se utiliza el equipo para la misma función y en la mina Antapite de la compañía de minas Buenaventura donde se emplea en conjunto con el circuito de molienda y clasificación para la recuperación de oro fino, pero sin duda el uso del concentrador centrifugo será de gran apoyo para la pequeña minería en el Perú así como lo menciono el Ing. Gustavo Lopez Mosquera, representante de la compañía Falcon en su exposición “Tecnologías limpias, Concentrador centrifugo Falcon una alternativa para los pequeños mineros”

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UBICACIÓN

El mineral estudiado corresponde a la Mina Koricolqui S.A.C. ubicada en la provincia de Otuzco, departamento de La Libertad. La caracterización de la muestra se realizó en el microscopio óptico polarizado de la Escuela Académico - Profesional de Ingeniería Geológica. Observamos la presencia de esfalerita, calcopirita, pirita, electrum, marcasita, arsenopirita, goetita, calcosita, tetraedrita y gangas, siendo las leyes de la muestra de cabeza de 6.63 gr. de Au /TM y 11.22 oz. de Ag /TM. La primera prueba de flotación convencional de la muestra se realizó a una granulometría de 55% -200 mallas, cuyo balance metalúrgico global nos indica una recuperación de Au = 56.85% y Ag = 44.71%. En vista de que los resultados obtenidos no fueron muy satisfactorios y teniendo en cuenta el estudio microscópico de las especies mineralizadas, se realizó una etapa de pre concentración al mineral.

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ANTECEDENTES

RECUPERACIÓN DE METALES PRECIOSOS PROVENIENTES DE PRESA DE JALES

- Instituto de Metalurgia,- Ma. del Carmen Ojeda Escamilla y Juan Luis Reyes Bahena

Actualmente, el beneficio de minerales provenientes de presa de jales esta presentando una importante generación de valor económico agregado en el procesamiento de minerales. El desarrollo de nuevos proceso de beneficio de minerales provenientes de presa de jales no sólo está enfocado al beneficio de minerales sulfuros de cobre, plomo, zinc y a los no sulfuros como la fluorita, sino también al procesamiento de minerales preciosos, tales como oro y plata por elmétodo de flotación.Ya que la mayoría de los jales de diferentes minas, que han quedado como consecuencia de años de proceso, reportan en promedio valores de oro y plata del orden de 1.6 g Au/ton y 90 g Ag/ton, resultan económicamente atractivas para su procesamiento.El presente estudio esta basado en el estudio de concentración de minerales de sulfuros con altos contenidos de oro y plata por el método de flotación.En la actualidad, beneficiar minerales de presa de jales esta convirtiéndose en una necesidad y un reto para el procesamiento de minerales. El incremento del desarrollo de nuevos proceso de beneficio de minerales provenientes de presa de jales se esta observando a nivel mundial para el beneficio de minerales sulfuros de cobre, plomo, zinc que presentan altos contenidos de oro y plata (metales preciosos).El presente trabajo presenta los resultados metalúrgicos realizados para la recuperación de metales preciosos, tales como el oro y la plata de minerales provenientes de presa de jales.Los resultados muestran que es posible obtener leyes promedio de oro entre 37 y 83.5 g/ton y 2476 y 2548 g/ton de plata con recuperaciones promedio de 50.0% por el proceso de flotación.El tamaño de partícula juega un papel importante en los parámetros de la cinética de flotación, para lo cual se requiere al menos tener un 70% a menos 200 mallas para favorecer la conversión de mineral no flotable a flotable. Por otro lado, baja recuperación de plata se debe principalmente a la presencia de sulfosales que no responden fácilmente al proceso denflotación provocando una menor constante cinética de flotación.

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Desarrollo de Pruebas Metalúrgicos

RECUPERACIÓN DE ORO Y PLATA DE MINERALES POR HEAP LEACHING

- REVISTA DEL INSTITUTO DE INVESTIGACIÓN DE FACULTAD DE GEOLOGÍA, MINAS , METALURGIA Y CIENCIAS GEOGRÁFICAS

- Ing. Ángel AzañeroOrtíz

La lixiviación en montón es un proceso muy económico para tratar metalúrgicamente minerales con baja ley en metales preciosos, este método de tratamiento recibe un fuerte impulso a mediados de la década del 70 del siglo anterior, cuando el oro alcanza cotizaciones de hasta 600 US$/onza el año 1980; se implementa el rehuso del carbón activado y se beneficia minerales con fuerte contenido de finos mediante aglomeración.

El principio básico de la cianuración es aquella en que las soluciones alcalinas débiles tienen una acción directa disolvente preferencial sobre el oro y la plata contenidos en el mineral. La reacción enunciada por Elsher en su JournalPrakchen (1946), es la siguiente:

4Au+8KCN+O2 +2H2O  = 4 AuK(CN)2 + 4 KOH          

La química involucrada en la disolución de oro y plata en el proceso de cianuración en pilas es la misma aplicada en los procesos de cianuración por agitación.

El oxígeno, esencial para la disolución del oro y plata, es introducido en la solución de cianuro mediante la inyección directa de aire al tanque solución de cabeza, por irrigación en forma de lluvia y por bombeo de la solución recirculante.

La velocidad de disolución de los metales preciosos en soluciones de cianuro depende del área superficial del metal en contacto con la fase líquida, lo que hace que el proceso de disolución sea un proceso heterogéneo; la velocidad de disolución depende también de la velocidad de agitación lo que indica que el proceso sufre la presión de un fenómeno físico

DISMINUCIÓN DEL CONTENIDO DE AZUFRE EN CARBÓN MINERAL, MEDIANTE PROCESOS METALÚRGICOS PARA USO INDUSTRIAL

- Revista del Instituto de Investigaciones- Vidal Aramburú R- Pablo Núñez J- Ángel Azañero

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El carbón mineral es un combustible que incluye material inerte (rocas y humedad) con más de 50% de material carbonaceo. Fue formado de material vegetal compactado, endurecido, alterado por procesos químicos y de metamorfosis con la ayuda del calor, y altas presiones durante los períodos geológicos.

En la carbonificación existen dos grandes etapas: la diagénesis, en la que tiene lugar la descomposición de la materia orgánica por las bacterias hasta formar la turba, y el metamorfismo, en el que se continúa la carbonificación por la acción del calor y la presión.

Durante la diagénesis ocurren procesos de descomposición de la materia orgánica debido al ataque de las bacterias aeróbicas. Durante esta etapa se produce una reducción de volumen de hasta un 50%. Una vez que las bacterias consumen todo el oxígeno, esta etapa finaliza y comienza la descomposición de la materia orgánica restante por las bacterias anaeróbicas.

En esta etapa continúa la descomposición de la materia orgánica produciéndose ácidos húmicos, los cuales van acidificando el medio hasta llegar a un pH 4 en el cual mueren las bacterias anaeróbicas. De esta forma se forma la turba sobre la cual se van depositando más restos vegetales que a su vez forman más turba, lo que hace que la temperatura de las capas inferiores vaya aumentando comenzando las transformaciones por metamorfosis cuando la temperatura alcanza los 100 ºC.

Con el transcurso de miles de años, más acumulaciones de turba y sedimentos van enterrando cada vez más carbón mineral que se está formando.

Debido al aumento de la temperatura y la presión, el carbón mineral va evolucionando desde el lignito hasta la antracita, liberándose gases, sustancias volátiles y aceites, y enriqueciéndose cada vez más en carbono el carbón mineral formado.

MARCO DE REFERENCIA

PROCESOS DE PRUEBAS METALÚRGICAS

Las pruebas metalúrgicas fueron diseñadas para el desarrollo de un esquema Químico para el tratamiento de los minerales de Au provenientes de presaLos estudios metalúrgicos se realizaron en las etapas: Las opciones de procesamiento serán evaluadas justa y objetivamente, sin desviaciones ni intereses especiales para asegurar que la mejor tecnología sea usada. Muchos de nuestros gerentes de proyecto han tenido experiencia de planta, de modo que favorecen las soluciones prácticas, rechazando opciones no realistas.Pensamos que la gestión efectiva de los proyectos metalúrgicos se logra mejor alentando su participación (o la de su representante) desde el desarrollo del diagrama de flujo hasta las pruebas de planta piloto. Esto crea un flujo continuo de información e ideas, y asegura que sus requerimientos sean cumplidos a tiempo y en forma satisfactoria. A inicios de las etapas de planificación y preparación de propuesta, le alentamos a discutir sus tiempos, alcances anticipados del proyecto y requisitos financieros. Esto nos permite desarrollar el mejor programa para usted, ya sea un programa por fases con una serie de objetivos

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bancables que le ayudarán a maximizar sus opciones de financiamiento o tal vez un programa intensivo que rápidamente resuelva cuellos de botella.Las operaciones existentes también pueden ser simuladas a escala piloto para evaluar nueva tecnología, evaluar el impacto de diferentes tipos de mineral o resolver problemas sin interrumpir la producción en la planta principal.

Las pruebas metalúrgicas demuestran las bondades técnicas y económicas de los minerales la única clasificación realizada es por medio de la selección de piezas de mineral a mano una vez que el mineral está en la superficie.

DESCRIPCIÓN GENERAL DEL PROCESO METALURGICO:

El mineral extraído desde la mina se transporta en camiones descargándose directamente en la Chancadora Primaria donde se reduce a un tamaño menor de 6". De ahí pasa a una zaranda que separa las fracciones mayores de 1.5" pasándolas a la Chancadora Secundaria. Luego todo el mineral se une al descargarse en una faja transportadora que lo lleva a una Tolva de Almacenamiento. El objetivo del Chancado es reducir el tamaño del mineral para facilitar la acción de la solución química que recuperará el Oro y la Plata en la etapa de Lixiviación.Desde la tolva de Almacenamiento, el mineral se transporta vía camiones sobre un área denominada "Pad de Lixiviación", donde se esparce con un tractor de orugas. Una vez apilado el mineral, se lixivia con NaCN y a través de un proceso químico, se disuelve el Oro y la Plata. La solución cargada de Oro y Plata se bombea hacia la planta de Procesos para la recuperación de los valores metálicos.El Oro y la Plata se recuperan de la solución empleando un proceso de precipitación con polvo de Zinc denominado Merrill-Crowe; la solución rica se bombea a un tanque clarificador y se hace circular por filtros clarificadores de hojas para eliminar los sólidos en suspensión. La solución rica clarificada se bombea a una torre deaereadora a fin de eliminar el Oxígeno disuelto. Según sea

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necesario se agrega polvo de Zinc a la solución rica deaereada. La solución se bombea Filtros Prensa donde se colecta el precipitado de Oro y Plata.

RECUPERACIÓN DE ORO Y PLATA DE MINERALES

La lixiviación en montón es un proceso muy económico para tratar metalúrgicamente minerales con baja ley en metales preciosos, este método de tratamiento recibe un fuerte impulso a mediados de la década del 70 del siglo anterior, cuando el oro alcanza cotizaciones de hasta 600 US$/onza el año 1980; se implementa el rehuso del carbón activado y se beneficia minerales con fuerte contenido de finos mediante aglomeración.

El principio básico de la cianuración es aquella en que las soluciones alcalinas débiles tienen una acción directa disolvente preferencial sobre el oro y la plata contenidos en el mineral. La reacción enunciada por Elsher en su JournalPrakchen (1946), es la siguiente:

4Au+8KCN+O2 +2H2O  = 4 AuK(CN)2 + 4 KOH          

La química involucrada en la disolución de oro y plata en el proceso de cianuración en pilas es la misma aplicada en los procesos de cianuración por agitación.

El oxígeno, esencial para la disolución del oro y plata, es introducido en la solución de cianuro mediante la inyección directa de aire al tanque solución de cabeza, por irrigación en forma de lluvia y por bombeo de la solución recirculante.

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La velocidad de disolución de los metales preciosos en soluciones de cianuro depende del área superficial del metal en contacto con la fase líquida, lo que hace que el proceso de disolución sea un proceso heterogéneo; la velocidad de disolución depende también de la velocidad de agitación lo que indica que el proceso sufre la presión de un fenómeno físico.

DESCRIPCIÓN DEL PROCESO

La lixiviación en pila es una lixiviación por percolación de mineral acopiado sobre una superficie impermeable, preparada para colectar las soluciones; a escala industrial contempla el tratamiento de 1000, 10 000 hasta 50 000 ton/día o más de mineral. La adopción de la técnica está condicionada a las características del mineral, habiéndose determinado en forma práctica y a escala piloto las características favorables, por sus menores costos de capital y de operación, es también atractiva para el desarrollo de depósitos pequeños. Su gran flexibilidad operativa le permite abarcar tratamientos cortos (semanas) con mineral chancado o bastante prolongados (meses hasta años) con mineral grueso, al tamaño producido en la mina.

En líneas generales, el mineral fracturado o chancado es colocado sobre un piso impermeable formando una pila de una altura determinada, sobre la que se esparce

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solución diluida de cianuro de sodio que percola a través del lecho disolviendo los metales preciosos finamente diseminados.

La solución de lixiviación, enriquecida en oro y plata se colecta sobre el piso permeable que, dispuesto en forma ligeramente inclinada, la hace fluir hacia un pozo de almacenamiento. Desde este pozo, la solución es alimentada a una serie de estanques de clarificación, filtración, precipitación, etc. retornando el efluente estéril a la pila de mineral:

a) Trituración: Dependiendo del tamaño al cual sea adecuado triturar puede existir chancado en 1, 2 ó 3 etapas. En este tipo de lixiviación son comunes los chancados sólo hasta la etapa secundaria.

b) Cianuración: Consta de un tanque de cabeza de una capacidad instalada a una altura sobre la pila. La solución lixiviante fluye por gravedad hacia el Pad. La solución pregnant es recepcionada mediante un canal de concreto que al igual que al piso de las pilas tiene una pendiente de 1.5% pasando luego a los filtros mediante una tubería plástica.

La solución después de habérsele eliminado los finos y el oxígeno pasa un tanque de agitación herméticamente cerrado en donde se le adiciona zinc en polvo y acetato de plomo.

C) Precipitación: El principio de la precipitación de metales preciosos contenidos en soluciones de CN empleando polvo de zinc, está basado en el hecho de que el oro y la plata son electronegativos respecto al zinc, ocurriendo un reemplazo electroquímico del oro y la plata por el zinc, seguido por el desplazamiento del hidrógeno del agua por el sodio según la siguiente reacción:

        NaAu(CN)2 + 2NaCN + Zn + H2O= Na2Zn(CN)4 + Au + H + NaOH

En la práctica, ocurre un exceso en el consumo de Zn por encima de la demanda teórica debido a que tanto el CN con el alcali libre en la solución tienden a atacar al Zn disolviégggndolo.

Las reacciones son más eficientes con la adición de acetato de plomo:

Pb(CH3-COO)2- + Zn = (CH3 - COO)2

- + Pb-

PRECIPITACIÓN EN CARBÓN ACTIVADO

Se realiza generalmente cuando el mineral contiene muy poca proporción de Ag, es decir cuando el mineral está constituido principalmente por oro como metal precioso.

DESORCIÓN DEL ORO DEL CARBÓN ACTIVADO

En este caso generalmente el carbón cargado con oro es sometido al proceso de desorción en volúmenes alcalinos alcohólicos, el oro pasa a solución, formando un electrólito rico en oro el cual pasa a electrodeposición en cátodos de lana de acero que es fundido previo lavado ácido para recuperar el oro.

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En la Fig. N° 1 tenemos un FlowSheet, completo de un proceso de HeapLeaching.

Mineral

El mineral debe ser chancado al 100% de cualquiera de las mallas siguientes:

        100 % - 1"

        100 % - 3/4"

        100 % - 1/2"

        100 % - 3/8"

Los tres primeros tamaños se logran con trituración secundaria, mientras que la última sólo se obtiene con chancado terciario.

Las pruebas de laboratorio revelan la cantidad necesaria de cal que debe adicionarse al mineral para neutralizar la acción de los ácidos, siendo habitualmente dosificado en seco durante el chancado.

Algunos minerales con contenido excesivo de arcillas son difíciles de tratar debido a los problemas de porosidad y permeabilidad del lecho. En tales casos se puede aplicar una aglomeración con cal y cemento formando aglomerados que mejoran notablemente la percolación de la solución lixiviante con 5 kg de cal o cemento por TM de mineral y 8 a 10% de humedad se puede conseguir muy buenos resultados.

MÉTODO DE CARGUÍO

El método más conveniente y barato es usar una correa transportadora tipo Stacker para distribuir adecuadamente el mineral, la forma de la pila es un tronco de pirámide, se debe evitar la segregación de partículas. También puede ser depositado sobre el piso con camión, volquete o cargador frontal, en este caso el mineral permanece más o menos homogéneo.

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Una interesante técnica descrita por Chamberlin consiste en depositar el mineral por capas, según el ángulo natural de reposo, siendo vaciado en el borde inferior de la pila con el objeto de hacerlo rodar en cascada por la pendiente hasta una altura de 4 ó 5 m el mineral puede ser colocado con un cargador pero para alturas superiores se hace necesario el tránsito de vehículos sobre la pila. En tal caso a fin de disminuir la compactación del lecho, el mineral primero es cargado en un lugar especial y luego empujado hasta el borde con un nivelador equipado con orugas de mayor superficie de apoyo.

ALTURA DE PILA

Es también un factor importante la altura de la pila, ella depende de la permeabilidad del lecho del contenido de oxígeno requerido y de la concentración de solución lixiviante, normalmente la altura de la pila varía de 5 a 15 metros.

Aplicación y recirculación de las soluciones

La solución lixiviante se puede esparcir sobre la pila mediante goteo o rocío con tuberías plásticas perforadas, por aspersión con cargadores en casos especiales de baja velocidad de percolación.

El flujo de alimentación varía dentro de un rango muy amplio entre 0.1 a 1.0 l/m2/min (0.001a0.01gpm/ft2).La recirculación de las soluciones se puede hacer directamente con bomba al sistema de distribución de la solución pero para mayor flexibilidad en la operación es conveniente bombear a un tanque elevado, ubicado a una altura que permita lograr una presión de trabajo de 20 ó 60 PSI en rociadores.

En relación a las tuberías deben evitarse las cañerías de fierro galvanizado y lo más recomendable es usar cañerías plásticas de polietileno.

Reactivos an usar

Cianuro.- El solvente más comúnmente utilizado es el cianuro de sodio.

El cianuro se prepara con agua no ácida a un pH neutro cuya concentración es 10% en peso.

La concentración mínima en la solución lixiviante está entre 0.05 - 0.10 % de NaCN como máximo.

Cal.- La cal se agrega directamente con el mineral en el chancado, la función es mantener una alcalinidad de 10 a 11, su consumo variará de acuerdo a cada mineral y esta entre 0.5 a 5 kg/TM.

La ley como CaO libre debe estar entre 60 y 70% para evitar transporte de carga inútil

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Zinc.- El polvo de zinc se agrega en una proporción que varía de 0.6 a 1.5 partes por parte de oro y plata, para obtener estos consumos debe utilizarse un zinc de la más alta calidad

Carbón activado.- Es utilizado para precipitar oro y plata de las soluciones ricas, se recomienda generalmente cuando el mineral tiene solo o mayores proporciones de oro con respecto a la plata, el carbón usado en estos casos está entre mallas -6+16, -8 + 18 y -10 +20, a veces acompañado de una precipitación opcional de plata con Na2S cuando la relación plata/oro en la solución es muy alta. Los carbones mas usados son la corteza de coco debido a su dureza y mayor poder adsorbente.Las propiedades adsorbentes del carbón son muy conocidas desde el siglo pasado, pero no se usó a falta de una técnica para desorber el oro y la plata del carbón, el cual se calcinaba y fundía, perdiéndose todo el carbón, recién se puede usar el carbón con los avances que hizo zadra por los años 1950 y ahora se usa ampliamente en nuestro medio.

La cantidad de oro y plata que puede cargar los carbones está en función de la concentración de metales preciosos en la solución rica 1.5 mg pl de oro difícilmente llegaría a 6 kg de oro/TM carbón, un carguío de 12 kg de metales preciosos por TM de carbón se considera un valor aceptable en la industria.

Columnas de carbón.- Se usa 4 ó 5 columnas de carbón.

La primera columna se contacta con la solución y es retirada periódicamente del circuito una vez que el carbón se ha cargado, colocándose posteriormente en el último lugar con carbón fresco, mientras los restantes avanzan un lugar en la serie.

La alimentación puede efectuarse en sentido descendente, haciendo percolar la solución a través de un lecho fijo de carbón o ascendente pasando la solución a una velocidad apropiada para mantener las partículas en lecho fluidizado.

La adsorción en lecho fijo requiere una menor cantidad de carbón pero está limitada a operar sólo con soluciones clarificadas y a un flujo específico de no más de 2 litros/minuto por decímetro cuadrado de sección. El lecho fluidizado puede funcionar con soluciones turbias con flujos que pueden llegar a 10 lt/min/dm2.

Filtrado de la solución rica

El objeto de la filtración es lograr una solución rica cristalina con un contenido de sólidos en suspensión menor a 2 ppm.

De todos estos filtros el de más bajo costo es el filtro de arena. Así su lecho de 0.20 m de espesor requiere 0.25 m2 de área de filtro por m3 solución rica.

El sistema a usar corresponde al ideado por Crowe y comercializado por Merril Co de San Francisco con el nombre "Proceso de Precipitación Merril-Crowe". Estas unidades se venden completas y existen varios de estos equipos en nuestro país.

Este equipo entrega dos productos un precipitado con contenidos de oro y plata e impurezas como Zn, Pb, Hg, y Cu y una solucion estéril que se recicla al proceso.

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Precipitado

El precipitado producido se lleva a fundición con fundentes adecuados que guardan relación con la ley de oro y plata contenida.

Una vez fundido el precipitado si contiene oro y plata más otras impurezas recibirá el nombre de metal doré.

Resultados de Lixiviación en montón

No todos los minerales de oro y plata son aptos para un tratamiento por cianuración. Además de la ausencia o presencia de cantidades limitadas de agentes cianicidas (sulfuros parcialmente oxidados de As, Sb, Zn, Fe y Cu que consumen cianuro), material carbonaceo o pizarroso que adsorbe los metales preciosos puestos en solución y sustancias orgánicas que quitan oxígeno de las soluciones, elemento vital para que ocurra la reacción, el oro y la plata deben estar en tamaños finos para una rápida disolución.

En cianuración en pila la roca huésped debe ser además porosa y permeable a la solución, a veces requiere aglomeración.

Aún cuando un examen mineralógico pudiera indicar que un determinado mineral oro-plata es adecuado para ser cianurado en pila es necesario estudiar su comportamiento metalúrgico a través de un programa de pruebas de Laboratorio y Piloto.

Inicialmente se llevan a efecto pruebas de cianuración en botella con el objeto de determinar el grado de extracción y consumo de reactivos (NaCN y CaO), si los metales preciosos son lixiviables a un tamaño de chancado y con consumo económico de reactivos se prosigue con prueba de percolación en columnas con el mineral chancado a varias granulometrías hasta -3/8 el 100%, pudiendo usarse un sistema simultáneo de adsorción con carbón activado.

En algunos casos es necesario hacer pruebas piloto. Estas pruebas se realizan a diversos tamaños de pila, partiendo de una pocas toneladas, Potter recomienda 500 TM como mínino de lo contrario el área incluida será excesiva con la horizontal falseando el ingreso de oxigeno al lecho del mineral.

Presentamos a continuación una prueba de investigación de lixiviación por agitación y en pila, que representa las mejores condiciones de trabajo y resultados obtenidos para este mineral.

Prueba de Lixiviación en pila

 

PESO 15 KG

MALLA 100%-1/2"

LEY 0.49 OZ/TC

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Muestra completamente oxidada con abundante contenido de finos en forma de Limonitas.

Condiciones de trabajo

 

 

- Control y reajuste de concentración de reactivos cada 12 h.

Consumo de reactivos

 

 

Nota.- El mineral fue aglomerado con el 50% del consumo de reactivos determinado por agitación, al 10% de humedad durante 24 horas.

 

 

Discusión

La lixiviación en pila es una operación simple que no requiere molienda fina del mineral, menores consumos energéticos y agua, tiene ventajas económicas con respecto a métodos de agitación, por este motivo es posible procesar minerales marginales.

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pH 10.5

Tiempo 20 días

Cianuro 0.1%

Rate 2.1 gal/lib/ft2

Cal 3.0 kg/TMS

NaCN 2.1 kg/TMS

Resultados

PRODUCTOVOLUMEN O PESO

LEYAu

RECUPERACIÓN%Au

Sol. rica 10.6 litros 18.1 mg/l 73.97

Sol. de lavado 12.3 litros 3.4 mg/l 16.12

Residuo cian 15.0 kg 0.05 oz/TC 9.91

Cab. Calc 15.0 kg 0.50 oz/TC 100.00

Los costos de instalación fluctúan entre 20 y 30% de los de una planta por agitación decantación Merril-Crowe y los costos de operación entre 30 y 65%, esto frente a lixiviación —adsorción en carbón activado— electro obtención.

Los costos reales son bajos sin embargo para operaciones que va de 600 a 6000 TC/día su costo varía de $ 1.70 a 5.32 US$ por tonelada procesada en plantas operando en el estado de Nevada

En una planta en Nuevo México para una producción de 34 000 TC, el costo total incluyendo labores mineras y chancado a -1/4" fue de 10.41 US $/TC. En Carlin Gold Mining Co. el costo para 9000 TC mensuales es de $ 2.54/TC.

Kappes estimó en $ 200 000 la inversión necesaria para iniciar una operación de 180 TPD en pilas de 9000 Ton con mineral sin chancar y sin considerar labores mineras.

 Las operaciones comunes en pequeña minería es 100 T PD, en base a lo cual se presenta una estimación de costos. La operación supone chancado del mineral a 1/2", aglomeración con cemento y lixiviación durante 20 días, carga y descarga de la pila, 5 kg de cemento y 1 kg. deNaCN por TM.

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DESCRIPCIÓN COSTO (US$/TM)

Transporte (carga y descarga) 1.20

Trituración 2 etapas 0.80

Aglomeración 0.65

Lixiviación y adsorción 3.25

Desorción-regeneraciónelectro-obtención

0.35

Análisis químico 0.30

Otros 0.45

Total (por TM de mineral) 7.0

Los costos de operación son muy sensibles al consumo de cianuro

Diagrama de Flujo de Lixiviación en Montón

FLOTACIÓN BULK:

Recuperación de todas las especies valiosas (oro, plomo, plata, zinc, cobre, etc.) en un soloproducto llamado Concentrado Bulk.

REACTIVOS DE FLOTACION

Los reactivos de flotación se dividen en: colectores, espumantes y modificadores.

COLECTOR:

Compuesto orgánico heteropolar que se absorbe selectivamente sobre la superficie de las partículas, haciendo que estas se vuelvan hidrófobas (aerófilas). Ejemplo: xantatos que se utilizan en la flotación de sulfuros. Los colectores usados con mayor frecuencia

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son los xantatos y los aeroflotas. Sin los colectores los sulfuros no podrían pegarse a las burbujas y éstas subirían a la superficie sin los minerales y los sulfuros valiosos se irían a las colas. Una cantidad excesiva de colector haría que flotarán incluso los materiales no deseados(piritas y rocas) o los sulfuros que deberían flotar en circuitos siguientes. Así por ejemplo, en el caso de la flotación de minerales de plomo-zinc-pirita, en el circuito de plomo se mantiene deprimido el zinc, para flotarlo posteriormente en su respectivo circuito; pero un exceso de colector podría hacer flotar el zinc junto con el plomo. Una cosa similar sucedería en el circuito de zinc con un exceso de colector, haciendo flotar la pirita que se encuentra deprimida por el efecto de la cal adicionada.

ESPUMANTE:

Son agentes tensos activos que se adicionan a objeto de:

Estabilizar la espuma

Disminuir la tensión superficial del agua

Mejorar la cinética de interacción burbuja partícula

Disminuir el fenómeno de unión de dos o más burbujas (coalescencia

MODIFICADORES:

Estos reactivos pueden ser de tres tipos: modificadores de pH, activadores y depresores.

MODIFICADORES DE PH:

El pH indica el grado de acidez o de alcalinidad de la pulpa. El pH 7 es neutro (nialcalino ni ácido) y corresponde al agua pura. De 0 a 6 es ácido y de 8a 14 es alcalino.El pH se mide con un aparato llamado potenciómetro o con un papel tornasol. Cadasulfuro tiene su propio pH de flotación, donde puede flotar mejor. Esta propiedadvaría según el mineral y su procedencia. Los reguladores de pH tienen la misión de dara cada pulpa el pH más adecuado para una flotación óptima. La cal es un reactivoapropiado para regular el pH, pues deprime las gangas y precipita las sales disueltas enel agua. La cal se puede alimentar a la entrada del molino abolas. Es importante usardosificadores automáticos para estar seguros de la cantidad de reactivo dosificado alas pulpas(Fig. 3). Hay reactivos sólidos y líquidos.

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ACTIVADORES:Son reactivos químicos orgánicos o inorgánicos que ayudan al colectora adsorberse en la superficie del mineral a flotar.

SULFATO DE COBRE (CUSO4):

El CuSO4 5 H2O, sulfato de cobre con 5 moléculas de agua,forma cristales azules brillantes asimétricos del sistema triclínico con una densidad de2.28 g/ml. Es un activador de la esfalerita, también pirita, calcopirita, piratita,arsenopirita y cuarzo.-

DEPRESORES:Son reactivos químicos orgánicos o inorgánicos que impiden la accióndel colector en la superficie del mineral.-

CIANURO DE SODIO (NACN):Son cristales en forma de pellets de color blanquecino, seusan para el recubrimiento y depresión de minerales sulfurados de fierro, cobre y zinc-

- BISULFITO DE SODIO (NAHSO3):Es un depresor para sulfuros de zinc y fierro. Se usa en reemplazo del cianuro de sodio particularmente en minerales con contenido de plata, la adición del agente reductor sulfito de sodio o bisulfito de sodio previene la oxidación y por consiguiente, la activación resultante de la esfalerita.

SULFATO DE ZINC (ZNSO4):

El ZnSO4 7 H20, son cristales incoloros; es uno de los reactivos reguladores principales de acción depresoras, utilizada para la flotación selectiva de minerales de cobre y plomo de la esfalerita.

VARIABLES OPERACIONALES RELEVANTES EN EL PROCESOAlgunas de las variables de mayor importancia para el proceso de flotación son:-

- GRANULOMETRÍA:Adquiere gran importancia dado que la flotación requiere que las especies minerales útiles tengan un grado deliberación adecuado para su concentración.-

-- TIPO DE REACTIVOS:

Los reactivos pueden clasificarse en colectores, espumantes y modificadores. La eficiencia del proceso dependerá dela selección de la mejor fórmula de reactivos.

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- DOSIS DE REACTIVO:La cantidad de reactivos requerida en el proceso dependerá delas pruebas metalúrgicas preliminares y del balance económico desprendido de la evaluación de los consumos.

- DENSIDAD DE PULPA:Existe un porcentaje de sólidos óptimo para el proceso que tiene influencia en el tiempo de residencia del mineral en los circuitos.-

- AIREACIÓN: La aireación permitirá aumentar o retardar la flotación en beneficio de la recuperación o de la ley, respectivamente. El aire es uno de los tres elementos imprescindibles en el proceso de flotación, junto con el mineral y el agua.-

- REGULACIÓN DEL PH:

- La flotación es sumamente sensible al pH, especialmente cuando se trata de flotación selectiva. Cada fórmula de reactivos tiene un pH óptimo ambiente en el cual se obtendría el mejor resultado operacional.-

- TIEMPO DE RESIDENCIA:El tiempo de residencia dependerá de la cinética de flotación de los minerales de la cinética de acción de reactivos, del volumen de las celdas, del porcentaje de sólidos de las pulpas en las celdas y de las cargas circulantes.

- CALIDAD DEL AGUA:En las Plantas la disponibilidad de agua es un problema. Normalmente se utiliza el agua de recirculación de esperadores que contiene cantidades residuales de reactivos y sólidos en suspensión, con las consecuencias respectivas derivadas por esteflujo de recirculación.

CELDAS DE FLOTACION:

FUNCIONES:

- Mantener todas las partículas en suspensión dentro de las pulpas en forma efectiva, con el fin de prevenir la sedimentación de éstas.2.Producir una buena aireación, que permita la diseminación de burbujas de aire a través de la celda.3.Promover las colisiones y adhesiones de partícula-burbuja.4.Mantener quietud en la pulpa inmediatamente bajo la columna de espuma.5.Proveer un eficiente transporte de la pulpa alimentada a la celda, del concentrado y del relave.-

- Proveer un mecanismo de control de la altura de la pulpa y dela espuma, la aireación de la pulpa y del grado de agitación. Características:-

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- Facilidad para la alimentación de la pulpa en formascontinúa.2.Mantener la pulpa en estado desuspensión.3.No debe ocurrir la sedimentación de laspartículas.4.Separaciónadecuada del concentrado y del relave.

EFICIENCIA

- La eficiencia de una celda de flotación se determina por los siguientes aspectos:-- Tonelaje que se puede tratar por unidad de volumen.-- Calidad de los productos obtenidos y recuperaciones.-- Consumo de energía eléctrica, reactivos, espumantes y otros reactivos, con el fin

deobtener los resultados óptimos.-- Gastos de operación y mantención por tonelada de mineral tratado.

CARACTERÍSTICAS:

o Facilidad para la alimentación de la pulpa en formas continúa.-

o Mantener la pulpa en estado de suspensión.-

o No debe ocurrir la sedimentación de las partículas.-

o Separación adecuada del concentrado y del relave.

CELDAS DE FLOTACIÓN MECÁNICAS

- Las celdas de flotación mecánicas tienen tres zonas típicas:-- •La zona de agitación es aquella donde se produce la adhesión partícula-burbuja.

En esta zona deben existir condiciones hidrodinámicas y fisicoquímicas que favorezcan este contacto.

-- •La zona intermedia se caracteriza por ser una zona de relativa calma, lo que

favorece la Migración de las burbujas hacia la superficie de la celda. La zona superior corresponde a la fase acuosa, formada por burbujas. La espuma descarga por rebalse natural, o con ayuda de paletas mecánicas. Cuando la

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turbulencia en la interfase pulpa-espuma es alta se produce contaminación del concentrado debido al arrastre significativo de pulpa hacia la espuma .Reactivos de Flotación Utilizados en laboratorio

-- •Colector XANTATO Z5Propiedades químicas y usos Es un producto que se aplica

generalmente en aquellas operaciones que requieren el más alto grado de poder colector. Se usa en la flotación de minerales sulfurosos de cobre.

PROBLEMA

- Mineral usado en este estudio proviene de presa de jales, los cuales han Ensayado las siguientes leyes (Tabla 1):

-

- La Tabla 2 muestras la relación de leyes en función de la distribución de tamaños para las muestras originales. Como se observa en la tabla, la concentración más alta de valores de Au y Ag es en la fracción gruesa (> malla 200).

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- Sin embargo la distribución de valores de Au y Ag se concentra en mayor proporción en la malla 200 tal y como se muestra en las Figura 1 y Figura 2, respectivamente.

DESARROLLO EXPERIMENTAL

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Las pruebas metalúrgicas fueron diseñadas para el desarrollo de un esquema químico para el tratamiento de los minerales de Au y Ag provenientes. Los estudios metalúrgicos se realizaron en las siguientes etapas:

1. Análisis de caracterización mineralógica

2. Pruebas de molienda

3. Pruebas de flotación

Los productos de los análisis granulométricos con una mayor concentración de Au y Ag se prepararon para análisis de caracterización mineralógica los cuales fueron efectuados en microscopio electrónico de barrido (Phillips XL-30) utilizando electrones retrodispersos y un analizador EDX. Los resultados se obtienen en forma de imagen, espectro y composición de cada mineral encontrado.

Las pruebas de molienda se efectuaron en un molino de barras tomando como base 1Kg. de mineral. En cada prueba se separó el mineral grueso del fino tomando como malla de referencia la #200. Así, el mineral grueso se envía a molienda y el producto obtenido se junta con el fino a la flotación como lo muestra el diagrama .

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Para las pruebas de flotación se utilizó una celda de laboratorio marca denver para pruebas de 1Kg. Se realizaron cuatro series de pruebas de flotación variando el tamaño de partícula:

- 2 con un tiempo de molienda de 5 minutos

- 1 con un tiempo de molienda de 8 minutos

- 1 con un tiempo de molienda de 15 minutos

- Los reactivos utilizados fueron:

- Promotor 404 (Cytec)

- Promotor 5100 (Cytec)

- Sulfato de cobre

- Xantato isopropílico de sodio, XIS, (Alkemin);

- Espumante A70 (Cytec)

Las pruebas de flotación se realizaron en forma de cinética con la finalidad de determinar tiempos de corte en laboratorio que podrán determinar hasta donde se llevaría a cabo una flotación primaria, agotativos, definir limpias y la flotabilidad total de los minerales de valor económico.

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PRUEBAS DE FLOTACIÓN: Los resultados de las pruebas de flotación son mostrados en las siguientes figuras en las cuales se describe la relación recuperación del mineral de valor contra tiempo de flotación en función del tiempo de molienda.

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La baja flotabilidad se debe principalmente a la intima asociación del mineral de plata con otros minerales como la sílice, feldespatos y pirita. El tamaño del grano de asociación de la plata con estos minerales es en el rango de:

- 3-30 micrones en partículas de cuarzo de 120-150 micrones.

- 2-12 micrones en partículas de feldespatos de 100-120 micrones.

- 1-3 micrones en partículas de pirita de 20-30 micrones.

La fracción de mineral de oro se incrementa conforme se incrementa el tiempo de molienda, lo cual puede ser a una mayor liberación de este mineral. En relación con el mineral MJ2; se observa un incremento en la fracción que flota y la cinética de primer orden para el mineral de plata y el oro conforme se incrementa el tiempo de molienda. Sin embargo, la cinética de flotación tiende a disminuir con el incremento del tiempo de molienda. Esto permite concluir que debido a que el mineral de plata esta asociado principalmente a sílice y feldespatos (incrustaciones de 40 micrones), la cinética de flotación se ve reducida por la asociación del mineral de ganga.

El mineral MJ3, responde de igual forma al proceso de flotación, a mayor tiempo de residencia (mayor liberación), la fracción que flota se incrementa significativamente.

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Por otro lado, la constante cinética es ligeramente disminuida, esto debido a la asociación de casi un 100% con minerales de sílice y feldespatos. Los tamaños de los minerales de plata asociados son hasta de 60 micras. El oro se encuentra en tamaños hasta de 7 micras y se asocian principalmente a la sílice.

RESULTADO DE LAS PRUEBAS METALÚRGICASLos resultados de caracterización mineralógica nos precisan que tenemos un mineral parcialmente sulfurado de cobre y oro, en el marco de Proyecto de Investigación 2002 Procesos de Tostación - Lixiviación de Minerales Auríferos con Metales Cianicidas.

Las Etapas del proyecto y del conjunto de actividades y tareas previstas se presentan en el siguiente esquema:

Se corrió una prueba de concentración gravimétrica en la mesa vibratoria con las siguientes condiciones:

Peso muestra inicial (gr) 500Tamaño de la partícula 55%-200 mallaCantidad Conc. Gravimétrico (gr)

55,4

Cantidad Medios Gravimétrico (gr)

87,6

Cantidad de Relave (gr) 357,0

Análisis químico de la muestra

Concentrado Gravimétrico 21,3 Au (gr/TM)Medidas de Conc. Gravimétrico 11,0 Au (gr/TM)Relave Gravimétrico 2.8 Au (gr/TM)

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Prueba de cianuración 

En esta etapa de exploración la muestra previo chancado, molienda, se procedió a la lixiviación del oro y cobre por agitación en botella en el Gabinete de Ingeniería Metalúrgica, bajo las siguientes condiciones operativas:

Condiciones de la prueba- Peso mineral (gr) 300- Dilución (L/s) 2/1- PH Cianuración 10.5 -11.0- Tiempo de lixiviación (h)

12 y 24

- Tamaño de partícula 51%-200m

Resultado de la prueb gravimétrica

Productos Au %Recup. Ratio % - 200m

Cabeza cal. (gr/TM) 6.29

Conc. Grav (gr/TM) 21.30 37.13 9.03

Medio Grav. (gr/TM)

11.00 31.42 5.71 55

Relave Grav (gr/TM)

2.80

Análisis químico de la muestra mineral

Muestra Mineral Au (gr/TM) %Cu

Cabeza 5.50 3.64

 

Relave de cianuración

Au (gr/TM) % Cu

4.17 3.17Solución Rica Au (gr/m3) Cu (g/l)

1.19 2.14

 

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Cianuración 12 Hrs de Lixiviación

Cianuración 24 Hrs de Lixiviación

Relave de Cianuración

Au (gr/TM) %Cu

3.98 3.13Solución Rica Au(gr/m3) Cu(gr)

1.43 3.15

Resultado de la Prueba en 12 horas de Lixivación

Producto Au %Recup

TiempoCian. (h)

% - 200m

ConsumosNaCNKg/TM

CaOKg/TM

5.50Cabeza (gr/TM)

1.19 33.57 12 51.0 20.87 11.50

S. Rica (gr/m3)

4.71

Relave gr/TMCabeza calculada  7.09

Producto

Au %Recup.

TiempoCian. (h)

% - 200m

ConsumosNaCNKg/TM

CaOKg/TM

Cabeza (gr/TM)

5.50

S. Rica (gr/m3)

1.43 41.81 24 51.0 24.05 11.52

Relave (gr/TM)

3.98

Cabeza calculada 6.84

Prueba de Lixiviación Ácida

En este caso el mineral lixiviado es producto del chancado primario y secundario, obteniéndose una granulometría de 54 %-10 malla. El agente lixiviante utilizado es ácido sulfúrico y se realizó por agitación en botella. Bajo las condiciones operativas siguientes:

- Peso muestra (gr) 200- Dilución (L/s) 3/1- PH Lixiviación 1-3- Tiempo de lixiviación 5- Tamaño de partícula 54% - 10m

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Resultados de la Prueba de 5 horas de Lixiviación Ácida

Producto

Cu %Recup. TiempoLixivi. (h)

% - 10 m

Cantidad de ácido H2SO4 utilizado (ml)

3.64Cabeza (%)

7.55 69.59 5 54 20

S. Rica (g/l)

0.99

RelaveCabeza calculada   3.26

Análisis Químico

Muestra mineral

%Cu

Cabeza 3.64

LixiviaciónÁcida5Horas

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Relave de cianuración

Au (gr/TM) %Cu8.32 0.99

Solución Rica Cu (g/l)7.55

ANEXOS

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