cianuracion con uso de sales de plomo
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CAPITULO I
ASPECTOS GENERALES
1.1. OBJETIVOS DEL PROYECTO
1.1.1. OBJETIVO GENERAL
Mantener valores óptimos de recuperación del oro mediante cianuracion convencional
procedentes de minerales sulfurados con la utilización de sales de plomo, para evitar
consumos excesivos de lixiviante y alcalinizante.
1.1.2. OBJETIVOS ESPECIFICOS
Determinar la influencia del nitrato de plomo en el proceso de cianuración
Reducir el consumo de reactivos utilizados durante la cianuración.
Determinar los factores que afectan a la cianuración
Optimizar la extracción del oro durante el proceso de cianuración, mediante diseño
experimental.
Mediante la realización de pruebas experimentales determinar la prueba más optima
de aplicación industrial.
1.2. PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA
El procesamiento de minerales auríferos requiere el adecuamiento de tecnologías
más optimas de acuerdo al tipo de mineralogía a ser extraída, especialmente cuando
trabajamos con sulfuros; teniendo especial cuidado en el manejo de los ensayos
químicos del elemento de interés comercial.
Por consiguiente la respuesta a esta problemática responde generalmente a los
métodos convencionales de cianuración, dependiendo de la docilidad del mineral;
teniendo en cuenta además la presencia de elementos interferentes que provocan los
siguientes inconvenientes:
1
Alto consumo de cianuro
Mayor consumo de álcali
Tiempo de cianuración más largo
Baja recuperación del metal precioso
Todos estos problemas conducen a una baja rentabilidad no solo de tipo tecnológico
sino que va relacionado al COSTO – BENEFICIO, punto clave en la optimización del
proceso de cianuración.
En consecuencia se plantea que para disminuir los inconvenientes indicados la
utilización de sales de plomo para inhibir la superficie de minerales sulfurados y poder
realizar una cianuración convencional
1.3. JUSTIFICACION DEL PROYECTO
La complejidad mineralógica que tiene nuestro país, contienen en su gran mayoría
elementos cianidricos que afectan a la cianuración motivo por el cual se ven limitadas
sus recuperaciones; frente a ello la utilización de sales de plomo es una alternativa que
contribuye a la adecuada realización de la ejecución de proyectos metalúrgicos con
complejas mineralogías sulfuradas.
1.4. DESCRIPCION GENERAL DEL ORO
El oro es un elemento químico de número atómico 79 situado en el grupo II de la tabla
periódica. Su símbolo es Au (del latín aurum). El oro es un metal de transición blando,
brillante, amarillo, pesado, maleable, dúctil que no reacciona con la mayoría de
productos químicos, pero es sensible al cloro y al agua regia. Como es un metal blando,
las aleaciones con otros metales con el fin de proporcionarle dureza son frecuentes. El
metal se encuentra normalmente en estado puro y en forma de pepitas y depósitos
aluviales y es uno de los metales tradicionalmente empleados para acuñar monedas. El
oro se utiliza en la joyería, la industria y la electrónica.
Se trata de un metal muy denso, con un alto punto de fusión y una alta afinidad
electrónica. Sus estados de oxidación más importantes son +1 y +3
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1.4.1. PRINCIPALES MINERALES:
El oro se encuentra en la naturaleza en estado nativo o como una aleación con plata
denominada electrum. Otras aleaciones con metales del grupo del platino, o con
cobre, son bastantes raras aun así se describen casi mayormente en las bibliografías.
Las menas de oro presentan dos características generales:
1. El oro está prácticamente presente en su forma nativa, formando granos o
partículas diseminados en las vetas de cuarzo y de otras rocas. Aparece a
menudo aleado con plata pero raramente se encuentra aleado con otros metales.
2. Los contenidos medios de oro en menas explotables son siempre variables de
acuerdo a la zona y/o ubicación de la mina. Desde el punto de vista de la
metalurgia extractiva, las menas se pueden clasificar en función de las
asociaciones del oro con otros elementos. Aquí reside la mayor o menor
dificultad para su extracción. Dicha clasificación es la siguiente:
Oro Libre.- Cuando no está incluido en otros minerales; el oro es
particularmente fácil de extraer por simple reacción gravimétrica, amalgamación
o cianuración directa.
Oro asociado a sulfuros de hierro.- Cuando se encuentra diseminado bajo la
forma de finas partículas en los cristales de pirita o de pirrotita su extracción
necesita un proceso más complejo precisando, en general una preconcentración
y una calcinación; o destrucción química de los concentrados, seguida de una
cianuración.
Oro asociado a minerales de arsénico y antimonio.- La presencia de estos
elementos hace el tratamiento aún más difícil y el proceso clásico
(concentración, calcinación y cianuración) puede conducir a rendimientos de
extracción demasiados altos como para permitir una explotación económica.
Oro asociado a minerales de cobre, plomo y zinc.- El oro puede ser un
subproducto de otros metales. Algunos minerales de cobre, extraídos a gran
escala, dan productos importantes de oro. En la metalurgia del cobre, el oro
sigue al cobre hasta su afino electrolítico y es recuperado en los lodos anódicos.
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Oro en menas refractarias.- Se denomina así a aquellas en que el oro, visible
al microscopio dentro de los sulfuros metálicos (piritas y arsenopirita), no se
puede liberar por molienda. Es entonces que se hace más difícil la extracción del
metal por la imposibilidad de liberación o accesibilidad al oro. Es decir estas son
las menas de oro que presentan dificultades y gastos excesivos en su
cianuración.
1.4.2. APLICACIONES DEL ORO
El oro puro es demasiado blando para ser usado normalmente y se endurece
aleándolo principalmente con plata y/o cobre para ser usados en joyería, fabricación
de monedas y como patrón monetario.
En Joyería se utilizan diferentes aleaciones para obtener diferentes colores y
matices, a saber:
Oro amarillo =1000 g de oro amarillo tienen 750 g de oro, 125 de plata y 125
de cobre.
Oro rojo =1000 g de oro rojo contienen 750 g de oro y 250 de cobre.
Oro rosa =1000 g de oro rosa contienen 750 g de oro, 50 g de plata y 200 de
cobre.
Oro blanco =1000 g de oro blanco tienen 750 g de oro y de 100 a 160 de
paladio y el resto de plata.
Oro gris =1000 g de oro gris tienen 750 g de oro, alrededor de 150 de níquel y
el resto de cobre.
Oro verde =1000 g de oro verde contienen 750 g de oro y 250 g de plata.
Debido a su buena conductividad eléctrica y resistencia a la corrosión, así como una
buena combinación de propiedades químicas y físicas, se comenzó a emplear a finales
del siglo XX como metal en la industria donde tiene las siguientes aplicaciones:
El oro ejerce funciones críticas en ordenadores, comunicaciones, naves espaciales,
motores de aviones a reacción, y otros muchos productos.
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Su alta conductividad eléctrica y resistencia a la oxidación ha permitido un amplio
uso como capas delgadas electro depositadas sobre la superficie de conexiones
eléctricas para asegurar una conexión buena, de baja resistencia.
Como la plata, el oro puede formar fuertes amalgamas con el mercurio que a veces
se emplea en empastes dentales.
El oro coloidal (nano partículas de oro) es una solución intensamente coloreada que
se está estudiando en muchos laboratorios con fines médicos y biológicos. También
es la forma empleada como pintura dorada en cerámicas.
El ácido cloro áurico se emplea en fotografía.
El isótopo de oro 198Au, con un periodo de semi-desintegración de 2,7 días, se
emplea en algunos tratamientos de cáncer y otras enfermedades.
Se emplea como recubrimiento de materiales biológicos permitiendo ser visto a
través del microscopio electrónico de barrido.
Se emplea como recubrimiento protector en muchos satélites debido a que es un
buen reflector de la luz infrarroja.
1.4.3. MINERALOGIA Y OCURRENCIA MINERALOGICA
Se forma en filones hidrotermales, normalmente relacionados con cuarzo y sulfuros,
diseminados en rocas. Filones de cuarzo y depósitos de aluvión aurífero y pepitas.
La principal ocurrencia mineralógica del oro es como oro nativo y fino en forma de
inclusiones dentro de otros minerales: piritas, arsenopiritas, calcopiritas, esfaleritas,
limonitas, cuarzo y en materia carbonosa.
La mineralogía del oro está determinada por la forma como se presenta:
Electrum: Cuando el contenido de plata es 20 % o más.
Minerales oxidados: La oxidación y otras alteraciones hidrotérmicas permite el
rompimiento de la estructura de la roca, incrementando su permeabilidad.
Minerales sulfurados : Asociaciones comunes con piritas, arsenopiritas
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Minerales carbonáceos: Los componentes de carbón adsorben el oro disuelto
durante la lixiviación (preg-robbing).
Teluros: Química de tratamiento compleja. Formas comunes Silvanita,
Calaverita, Petzita.
El oro nativo se presenta generalmente aleado con plata como la principal impureza
y en aleaciones con plata, cobre y fierro. Además con teluros, selenio, bismuto,
mercurio, platino, bismuto.
Los yacimientos auríferos están clasificados en:
Vetas y filones: El oro se encuentra atrapado dentro de lo no valioso.
Placeres: En los placeres, el oro metálico aparece mezclado con guijos, arena o
arcilla, al haber sido transportado desde su lugar de origen por la acción del agua
y depositado en su nuevo emplazamiento por acción mecánica, por deposición
química o por una y otra.
Diseminados: El oro se encuentra libre, fino y esparcido o diseminado en
grandes extensiones de terreno formando bolsones. El cuerpo mineral está
cubierto por una capa de poco espesor de material no mineralizado. La ley de
oro en este tipo de ocurrencia por lo general es relativamente bajo.
Oro como sub-producto: Oro asociado a sulfuros (ejemplo calcopiritas) que
fue concentrado juntamente con el metal base (cobre), tratado por métodos piro-
metalúrgicos y separado en los procesos de electro-refinación.
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1.4.4. CARACTERIZACION MINERALOGICA
La mineralización se halla hospedada en vetas que se emplazan en rocas volcánicas
del Mioceno medio e inferior. La mineralización es de tipo epitermal de una
sulfuración activa, esta muestra de mineral es compleja pues presenta una mezcla de
óxidos en pequeñas proporciones principalmente óxidos de hierro que carga oro,
crisocola en menor cantidad, cuarzo blanco lechoso que es el que está cargando el
oro y en su gran mayoría sulfuros activos como galena, calcopirita, bornita, pirita.
Mineralogía
Mineral %
ganga 96.36
Calcopirita 0.70
Pirita 0.80
Galena 0.50
Bornita 0.34
Crisocola 0.25
Óxidos de fierro 0.30
Cuarzo 0.75
Tabla N° .- Mineralogía y su abundancia en porcentaje
El caso de la galena es muy especial ya que presenta una estructura cristalográfica
cubica que se nota a simple vista por esta propiedad se puede deducir a simple vista
que es una roca extrusiva y además pro el tamaño de estos granos y su brillo
metálico peculiar en comparación con otros minerales de este tipo indica la
presencia de pequeñas cantidades de plata.
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CAPITULO II
FUNDAMENTO TEORICO
2.1. HIDROMETALURGIA DEL ORO
El tratamiento del mineral va depender de su forma como se encuentre en la
naturaleza para ser beneficiado, por ello posteriormente se adecua a la vía
metalúrgica que se optara y dependiendo de las condiciones se instalara las plantas.
La hidrometalurgia del oro comprende el conjunto de métodos principalmente el de
cianuración que consiste en tratar el mineral con una solución alcalina de cianuro
para llevar el oro al estado iónico dentro de la solución.
2.2. TRATAMIENTO DE MINERALES AURIFEROS
Existe muchas tecnologías acerca del proceso hidrometalurgico del oro la elección
de una u otra va a depender de los siguientes factores
Factores que intervienen en la cianuración.
Características del mineral (naturaleza, ley, tipo de ganga, etc.)
Tamaño de la partícula. Un menor tamaño aumenta la extracción y
disminuye el tiempo de contacto entre el mineral y el lixiviante.
Concentración del disolvente, una mayor concentración incide en la
extracción , pero disuelve elementos no favorables para el proceso
aumentando el costo de producción
Una vez determinados estos factores que inciden en la rentabilidad del proceso de
decide que tecnología aplicar.
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2.3. METODOS DE LIXIVIACIÓN
2.3.1. CIANURACION POR PERCOLACION
2.3.1.1. LIXIVIACION IN SITU
Se refiere a la aplicación de soluciones directamente a un cuerpo mineralizado.
Por lo general estas operación es despiertan gran interés por su bajo costo de
inversión y operación que se requieren y que posibilitan recuperar valores metálicos
que de otra manera no podrían ser extraídos.
2.3.1.2. LIXIVIACIÓN EN BOTADEROS
Consiste en lixiviar lastres, desmontes o sobrecarga de minas de tajo abierto los que
debido a sus bajas leyes no pueden ser tratados por métodos convencionales.
Este mineral generalmente al tamaño run of mine es depositado sobre superficies
poco permeables y las soluciones percolan a través del lecho por gravedad. Se
requiere poca inversión y es económico de operar pero la recuperación es baja y
necesita tiempos excesivos de para extraer todo el metal.
2.3.1.3. LIXIVIACION EN VATS
Esta técnica consiste en contactar un lecho de mineral con una solución alcalina de
cianuro que percola e inunda la batea o estanque.
Los minerales a tratar por este método deben presentar contenidos metálicos
relativamente altos debiendo ser posible procesar el mineral en un periodo razonable
(3- 14 días) y en trozos de tamaño medio con tonelajes suficientes de mineral
percolable en el yacimiento que permitan amortizar la mayor inversión inicial que se
requiere para este tipo de proceso.
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Figura Nº 1: Esquema de un vat de Cianuracion
2.3.1.4. LIXIVIACIÓN EN PILAS
La lixiviación en pila es un proceso que ha desarrollado aceleradamente en el curso
de los últimos años habiendo alcanzado un notable éxito en el caso del oro, que
permite la recuperación del metal precioso en yacimientos que antes no podían ser
explotados
Esta tecnología tiene aplicación a minerales de baja ley este tipo de operación va
aparejada, por regla general con una explotación a tajo abierto. El esquema seguido
de esta metodología es el siguiente.
El mineral extraído de la mina y pasa a la etapa de conminución
El mineral es apilado sobre el piso previamente impermeabilizado en cantidades
de tonelajes
Luego mediante aspersores la solución de cianuro rocía la pila que disolverá a su
paso el oro contenido en el mineral, los flujos de solución van desde 7 a 75
galones/pie2 /día.
La solución percolada rica en oro es colectada en una posa, solución que es
transportada en forma dosificada a la planta de recuperación con polvo de zinc 10
(MERRIL-CROWE), por adsorción en carbón activado, o en resinas (medio
relativamente nuevo) los ciclos de lixiviación varían entre tres a seis meses y el
tonelaje tratado oscila entre 10 o dos millones de toneladas.
La altura de las pilas esta gobernada por factores tales como: permeabilidad del
mineral, mantención de la alcalinidad protectora, fuerza del cianuro y suficiente
oxígeno disuelto en la solución de lixiviación.
Las características del mineral aurífero para una buena operación deben ser:
- Las partículas de oro deben ser extremadamente pequeñas.
- Los valores de oro deben reaccionar con el cianuro, bien sea por exposición
a través de la porosidad natural de la mena o como resultado del chancado
para exponer debidamente los minerales con contenido de oro a la acción del
reactivo
- El mineral debe estar relativamente libre de compuestos cianicidas y
consumidores de oxigeno
- El mineral debe estar libre de materia carbonacea, el cual puede absorber el
oro disuelto
- El mineral debe estar relativamente libre de constituyentes que formen ácido
y que por ende eleven el consumo de cal.
- El mineral no debe contener cantidades excesivas de fino o arcilla que
puedan impedir la percolación de la solución.
- Si existen finos el problema se soluciona por aglomeración.
2.3.2. PREPARACION DE LA PLATAFORMA DE CIANURACION
La plataforma de cianuracion debe ser la base fuerte para una pila gigante de mena.
Cuando se usan revestimientos de geomenbrana, la plataforma es el basamento
firme sobre el cual se coloca el revestimiento. Cuando la superficie de arcilla
impermeable, es la que colecta la solución cargada la geomenbrana es la capa
superior de la plataforma de arcilla.
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Las plataformas de lixiviación se construyen en terrenos planos, con una
compactación e inclinación adecuada, que son el 3%-4% del gradiente de largo y
1% hacia uno de sus lados. De manera que el licor fluya a la esquina de recolección
donde se encuentra el ducto colector.
La plataforma tiene que estar bien impermeabilizada para evitar fugas y pérdidas de
metales preciosos en la solución.
2.3.2.1. SISTEMA DE RIEGO DE PILAS
El sistema de riego de mojar la pila esta en función de cantidad de litros/hora-m2 que
se ha definido previamente en el laboratorio. En la práctica industrial la solución de
lixiviación es comúnmente rociada por aspersores para absorber el oxígeno del aire
y llevarlo al lecho.
2.3.2.2. ASPECTOS CONSTRUCTIVOS DE LA PILA
Teniendo en cuenta que, en la lixiviación en pila la recuperación debe ser óptima
con altas recuperaciones de oro, la performance está en función de:
El pre-tratamiento de la mena (trituración y aglomeración)
El sistema de apilado de la mena sobre la plataforma de lixiviación
El sistema de riego de la mena con solución cianurada
Luego del transporte de la mena triturada a la plataforma, se usan rastrillos o palas
cargadoras para esparcir la mena sobre la plataforma y construir la pila.
Así mismo suelen usarse apiladores para mantener el equipo pesado fuera de las
pilas y prevenir la compactación durante la construcción de la pila el equipo de
apilación con correas esta cada vez más ratificado como el método óptimo de
construcción de las pilas. Este permite apilar una masa mineral aglomerado más o
menos homogéneo, sin compactarlo.
Un sistema de apilamiento con correas automatizado permite lograr bajos costos de
construcción de las pilas por tonelada de mena, mejora las características de
percolación e incrementar la recuperación del oro.Pero, es de mencionar que todo
sistema de apilación existe una segregación de tamaños, ya sea usando camiones o 12
correas apiladoras, el material grueso cae a la base de la pila mientras que el
material fino tiende a concentrarse, lo que se debe dispersar con rastrillos o Palas
manuales.
Finalmente, para la construcción de pilas no existen dimensiones establecidas, cada
unidad de producción, en la construcción de la pila opta lo conveniente, a partir de
un análisis operacional. La mayoría de las operaciones lixivian una sola pila de 2 a 4
metros de altura, cada vez, para minimizar el costo de equipo sobre la pila, el
incremento de altura de una pila de costo menor por tonelada de mena. Sin
embargo, debe preverse que el ahorro económico en altura, no reduzca la
recuperación de oro.
Figura Nº 2: Flow sheet de una pila de lixiviación-absorción con carbón activado
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Mineral
2.3.2.3. SISTEMA DE AGLOMERACION Y CURADO
2.3.2.3.1. AGLOMERACION
La aglomeración de la mena triturada para producir un material de alimentación
poroso y más uniforme para las pilas de lixiviación, ha demostrado ser un pre-
tratamiento útil para las menas de oro con alto contenido de arcillas y/o finos
generados en la trituración
La necesidad de aglomerar la mena en particular debe ser determinada por
experimentación antes de comprometer el capital para una operación industrial. La
presencia de arcillas y finos en la pila, disminuye el flujo de percolación de la
solución lixiviante, lo cual ocasiona canales preferenciales y zonas muertas de mena
dentro de la pila esto puede ocasionar tiempos muy largos de lixiviación y una
extracción pobre de oro. En casos extremos las arcillas y /o lamas, pueden bloquear
completamente la pila, forzando a la solución a salir por los costados de la pila, en
lugar de percollar a través de la mena apilada.
La aglomeración de menas de oro es diferente a la peletización, en esta, todas las
partículas son finas y forman bolas por agregación y sinterización. en la
aglomeración de menas de oro, las arcillas y partículas finas se pegan a las
partículas grandes.
2.3.2.3.2. CURADO
Dado que la aglomeración y / o peletización de hace con cemento portland como el
elemento ligante. cal para ir acondicionando el pH del mineral se hace necesario
Adicionar agua para dar la humedad (10-12%) necesaria para que se produzca la
aglomeración es común usar una solución de cianuro para llevar a cabo la
peletización u aglomeración.
Para acelerar la cinética de reacción se deja la mena al aire con el propósito de
oxidar y permitir la reacción de corrosión del oro.
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Figura Nº 3
2.3.3. CIANURACION POR AGITACION
La lixiviación en agitación se utiliza en minerales de leyes más altas, cuando los
minerales generan alto contenido de finos en la etapa de chancado, o cuando el
mineral deseado está bien diseminado que es necesario molerlo para liberar sus
valores y exponerlos a la solución lixiviante.
El material usualmente se encuentra a -100mallas(65%-200mallas) en inclusive -
400 mallas para una concentración de sólidos entre 35 a 45%
Este método se aplica para menas de altas leyes de oro (mayor de 10gr.Au/TM) y
concentrados o calcinas con leyes mayores de 30 gr. Au/TM.
En este caso, la lixiviación por agitación varia desde pocas horas hasta 48 horas. Las
razones de esta alta velocidad de disolución de oro se debe a lo siguiente, al tamaño
de la partícula (bastante pequeña) que le confiere una mayor superficie de reacción
como el resultado de la alta agitación la capa límite de Nerts es mínima y por lo
tanto la velocidad de disolución se incrementa. La agitación se puede aplicar de
diferentes formas:
Neumático: aquí tenemos los tanques Pachuca en las que se inyecta aire a presión
por la parte inferior provocando la circulación de los materiales. El método de
agitación neumática, es empleada en cianuración, aprovechando que la presión
hidrostática de la pulpa permite la disolución del oxígeno en el líquido
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Cal, cemento
Solución de cianuro
Mecánico: son los equipos más usados, se ha llegado a un estudio tan profundo en
la que aplicando las leyes de la mecánica de los fluidos se logra minimizar el
consumo energético, rediseñando los impellers de los agitadores.
2.3.4. PROCESO DE CIANURACION POR AGITACION-MERRILL CROWE.
Es la reducción de tamaño de trozos a fragmentos pequeños. La conminucion se
lleva a cabo en dos etapas relacionadas. Pero separados los cuales son chancado y
molienda
El chancado es la primera etapa mecánica en el proceso de conminución.
2.3.4.1. CHANCADO
Objetivo es la liberación de los minerales valiosos de la ganga.
Generalmente el chancado es una operación en seco y normalmente se realiza en
dos o tres etapas.
Los trozos de mena extraídos de la mina pueden ser tan grandes como 1,5 m y éstos
son reducidos en la etapa de chancado primaria hasta 10-20 cm en máquinas
chancadoras de trabajo pesado.
2.3.4.2. ETAPAS DE CHANCADO
2.3.1.2.1. CHANCADO PRIMARIO
En la mayor parte de las operaciones, el programa del chancado primario es el mismo
que el de minado. Cuando el chancado primario se realiza bajo tierra, esta operación
normalmente es responsabilidad del departamento de minado; cuando el chancado
primario es sobre la superficie, es costumbre que el departamento de minado entregue
la mena a la chancadora y el departamento de procesamiento de minerales triture y
maneje la mena desde este punto a través de las operaciones unitarias sucesivas de
procesamiento de minerales. Las chancadoras primarias comúnmente están diseñadas
para operar 75% el tiempo disponible, principalmente debido a las interrupciones
causadas por la alimentación insuficiente a la trituradora y por demoras mecánicas en
la Chancadora.16
2.3.1.2.2. CHANCADO SECUNDARIO
El chancado secundario incluye todas las operaciones para aprovechar el producto de la
chancadora primaria desde el almacenamiento de la mena hasta la disposición del
producto final de la chancadora el cual usualmente está entre 0,5 y 2 cm de diámetro.
El producto de la chancadora primaria en la mayor parte de las menas metalíferas
puede ser chancado y harneado satisfactoriamente y la planta secundaria generalmente
consiste de una o dos etapas de reducción de tamaño con chancadoras y harneros
apropiados. Por otra parte, pueden ser usadas más de dos etapas de reducción de
tamaño del chancado secundario si la mena es extra dura o en casos especiales donde
es importante minimizar la producción de finos. Algunas veces los harneros vibratorios
son colocados delante las chancadoras secundarias para remover el material fino o
escalpar (limpiar) la alimentación y aumentar así la capacidad de la planta de chancado
secundario.
El material fino tiende a llenar los huecos entre las partículas grandes en la cámara de
trituración y puede ahogar el chancador, causando daño, porque la masa empacada de
roca es incapaz de aumentar en volumen mientras es chancada.
2.3.1.2.3. CHANCANDO TERCIARIO
Si la mena tiende a ser resbaladiza y dura, la etapa de chancado terciario puede ser
sustituida por una molienda gruesa en molinos de barras.
Normalmente estos circuitos van acompañados de las correspondientes etapas de
clasificación para evitar la excesiva producción de finos y aumentar la capacidad del
equipo.
2.3.4.3. MOLIENDA
Es la última etapa en el proceso de Conminución.
Se realiza en cilindros rotatorios conocidos como Molinos, y existen diversos tipos de
ellos que se clasifican según su forma y según su medio de molienda así por ejemplo 17
tenemos molinos según su forma en: Cilíndricos rotatorios, cilindro - cónicos rotatorios,
tubular rotatorio. A pesar de la diversidad de tipos el objetivo común de su utilización
es lograr una fragmentación tal de las partículas de mineral que queden separadas las
partículas de las especies útiles de las de ganga.
Dicha separación es deseada con el fin de aplicar luego una operación o un proceso que
nos permita concentrar la fracción útil, o extraer el elemento de interés con mayor
eficiencia, en lo relativo a recuperación principalmente. Es importante, entonces, moler
hasta alcanzar el grado de liberación del mineral. Para desarrollar su trabajo de
molienda la máquina está provista de elementos moledores o molturantes. Dichos
elementos son usualmente bolas de acero, barras de acero, guijarros o autógenos; pero
además se usan otros tipos de elementos como las cabillas, bolas de porcelana y el
mismo mineral grueso.
2.3.4.4. SECCIÓN DE AGITACIÓN
La pulpa enviada de molienda ingresa a las líneas de agitación (mecanismos de
agitación mecánica, neumática), En esta sección termina la cianuración de los metales
preciosos para su posterior clarificación y separación de sólido y líquido, para lo cual se
agrega cal como objetivo de clarificación.
La pulpa con aproximadamente 32% de sólidos, es agitada en 9 tanques de lixiviación
de 826 m3 de capacidad efectiva c/u, obteniendo un tiempo de residencia aproximada
de 60 horas para completar la extracción de oro (95%) .
En dichos tanques se inyecta aire caliente a baja presión (30 PSI) para ayudar a
oxigenar la pulpa y aumentar la cinética de cianuración.
Actualmente la concentración utilizada en la solución es de 0.4% de NaCN. En la
descarga de los tanques se adiciona más cal para mejorar la sedimentación en la etapa
de Decantación en Contracorriente.
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2.3.4.5. SECCIÓN CLARIFICACIÓN
En esta sección se tiene espesadores en los cuales se aplica lavado de sólidos en
decantación en contra corriente junto con los floculantes, la operación se realiza en
espesadores Hi Rate con sistema automático de izaje y/o levante de rastras. La pulpa es
alimentada al espesador 1 cuyo rebose (solución rica) es alimentada en serie o paralelo
a dos pre-clarificadores estáticos de 9 metros de diámetro cuya función principal es
obtener en el rebose una solución con 10 ppm de sólidos en suspensión, los cuales se
bombean al tanque de solución rica.
La pulpa en la descarga del espesador 1 (con 45% de sólidos) se bombea al espesador 2,
y su descarga al espesador 3, y así sucesivamente hasta llegar al espesador 5, cuya
pulpa se bombea al cajón de relaves y de allí a la presa de relaves. El 30 % de la pulpa
se reutiliza como relleno en planta de desaguado.
2.3.4.6. SECCIÓN MERRILL CROWE
Se puede distinguir tres sub-secciones son: Clarificación, desoxigenación y
precipitación. La solución rica obtenida, con valores de 1.5-2 g/m3 de oro y con un
flujo de 200 m3/h, se almacenan en un tanque de 1100 m3 de capacidad. La solución es
bombeada con una de dos bombas centrífugas de 6”x5” con motor de 125 HP hacia tres
filtros clarificadores de discos marca US Filter con un área útil de 63 m2 c/u, los cuales
van a clarificar la solución a valores menores a 1 ppm de sólidos en suspensión.
Luego la solución clarificada ingresa a una torre de desoxigenación donde se extrae el
aire con una bomba de vacío Nash de 20 HP. Se obtiene valores menores a 1 ppm de
oxígeno disuelto. Seguidamente a la solución se agrega polvo de zinc (razón de 0.9
gramos de zinc/gramo de metal) para precipitar los valores de oro, los cuales se
recuperan como precipitado en los filtros prensa.
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2.3.4.7. SECCIÓN SECADO Y FUNDICIÓN
El precipitado es cosechado cada 3-4 días y con una humedad del 45% se somete a una
etapa de secado y desmercurizado.
Esto se realiza en cuatro retortas de 30 pies cúbicos de capacidad c/u, donde se carga el
precipitado y cumple un ciclo de 24 horas alcanzando temperaturas de 538º C, para
eliminar el agua y recuperar el mercurio condensado.
Luego el precipitado seco se mezcla con la dosis adecuada de fundentes. Se usa 17% de
bórax y 0.6% de nitrato de sodio. La fundición se realiza en un horno basculante de
crisol, de 600 kilos de capacidad. En el horno mediante un quemador de petróleo se
levanta la temperatura hasta 1200 º C para poder fundir toda la carga. La escorificada se
realiza en conos de hierro fundido, la cual luego de enfriada, se chanca y muestrea y se
lleva nuevamente al ingreso del molino SAG.
Las barras de doré se vacían en lingoteras de hierro fundido, las cuales se someten a una
limpieza, marcado y pesado para finalmente ser guardadas en pares en cajas de madera
y ser puestas en bóveda para su posterior despacho.
2.3.4. COMPARACION DE PROCESO DE CIANURACION
Entre los procesos de agitación y precolación se pueden distinguir las siguientes
diferencias;
Es más lenta la disolución en el caso de precolación por tener por su mayor
área superficial.
Es más selectivo el consumo de cianuro, por precolación, puesto que hay
menor consumo del mismo.
La velocidad de disolución resulta mayor en el caso de agitación, por la
razón misma que el área expuesta por las partículas es mayor.
El periodo de ciclo de cianuración en agitación se cuenta en horas, mientras
que en el de precolación se cuenta por días.
20
La recuperación es mayormente notable en agitación puesto que hay mayor
grado de liberación de las partículas.
El costo de operación es mayor en agitación debido a que toda la energía
necesaria es a base de motores.
Por precolación se pueden tratar grandes cantidades de mineral de baja ley,
muchos de los cuales son considerados sub.-marginales en la actualidad.
2.3.5. METODOS DE RECUPERACION DEL ORO DE SOLUCIONES
CIANURADAS
Una vez extraído, el oro debe ser recuperado por tratamiento de las soluciones.
Dos procesos son más utilizados actualmente, la precipitación sobre zinc (MERRIL
CROWE), o sobre aluminio, y la absorción sobre carbón activado
2.3.5.1. PRECIPITACION SOBRE ZINC (MERRIL CROWE)
El enfoque de la precipitación de oro sobre polvo de zinc como método eficaz de
recuperación de este metal en solución cianurada, ha sido un factor importante para
el desarrollo y éxito de la cianuración, el método comprende:
Separación sólido-liquido después de la cianuración (decantación contra
corriente o filtración)
Clarificación de la solución aurífera
Desaereación de la solución a tratar bajo condiciones de vacío parcial.
El alimento y polvo de zinc y sales de plomo para aumentar el rendimiento de la
precipitación.
La recuperación del oro precipitado sobre un filtro generalmente cubierto.
Un cierto número de elementos, particularmente el cobre, pueden perturbar la
reacción, tanto desde el punto de vista cinético, como de rendimiento.
Las separaciones liquido/sólido y la clarificación son operaciones algunas veces
difíciles de realizar y muy costosos para ciertos minerales cuya pulpa esta finamente
molido.
21
2.3.5.1.1. QUIMICA DEL PROCESO DE RECUPERACION
La química de la precipitación de zinc depende principalmente del hecho de que el
oro son más nobles que el zinc y esta peculiaridad permite que este metal que se
encuentra asociado al cianuro de sodio, se reduzca al estado metálico. La ecuación
de Barín es la más aceptada
Au(CN)2 + Zn + H2O + 2 CN- = Zn(CN)4-2 + OH- Au2 + 1/2H2
La clarificaron de la solución impregnada antes de la precipitación es esencial. Esto
elimina los constituyentes de lodo suspendidos que cubren las partículas de zinc y
retardan la reacción de precipitación, la eliminación de oxígeno disuelto en la
solución impregnada es también importante para prevenir la redisolución del oro
precipitado.
Es necesaria la presencia de cianuro libre (CN) para que ocurra la precipitación y
por qué en este caso el agua de esta reduciendo a hidrogeno.
2.3.5.2. ADSORCION SOBRE CARBON ACTIVADO
En esta etapa se separa el oro de la ganga mineral de la pula cumpliendo un papel
importante el carbón activado. El CNNa es usado como un reactivo solvente del oro,
el carbón activado capta al oro en sus finos poros.
El carbón activado es un material altamente poroso con propiedades de absorción
selectiva. Los complejos de aurocianuro son fuertemente absorbidos por el carbón
activado, esta propiedad ha llevado a usar carbón granular en la recuperación del oro
desde las soluciones cianuradas. El proceso consiste en las operaciones básicas
Adsorción (cargado) sobre el carbón, el oro contenido en las soluciones.
Elución y reactivación. Desorción del oro del carbón para obtener soluciones
más concentradas. El carbón después de la etapa de regeneración es retornado a
la etapa de cargado.
Recuperación el roro puede ser recuperado por electro deposición o cementación
con polco de zinc a partir de la solución cianurada concentrada, obteniéndose
una esponja impura que s fundida y refinada a barras.22
La adsorción sobre carbón activado del oro se puede realizar de tres maneras.
A partir de soluciones limpias-carbón el columna. (CIC)
A partir de soluciones de lixiviación-carbón en pulpa. (CIP)
A partir de pulpas en que la lixiviación de encuentra en proceso-carbón en
lixiviación. (CIL).
2.3.6. PROCESOS DE CIANURACION
Dentro de los procesos de cianuración se señalan algunas teorías que han sido
propuestas para explicar el mecanismo de disolución del oro y plata en solución acuosa
de cianuro, dentro de esto se resume:
a) Teoría del Oxigeno.- En 1846 Elsner determinó que el oxígeno era vital para la
disolución de oro en solución de cianuro. Tal como se presenta en la siguiente
ecuación:
4 Au + 8 NaCN + O2 + 2 H2O = 4 NaAu(CN)2 + 4 NaOH
b) Teoría del Hidrogeno.- L. Janin entre 1888 y 1892 patentaron la ecuación
siguiente, la cual muestra que se genera gas hidrógeno durante el proceso de
cianuración del oro.
2 Au + 4 NaCN + 2 H2O = 2 NaAu(CN)2 + 2 NaOH + H2
c) Teoría del Peróxido de Hidrógeno.- G. Bodlaender en 1896 sugirió que la
disolución del oro con cianuro procede a través de dos etapas, de acuerdo a las
ecuaciones siguientes:
2 Au + 4 NaCN + O2 + 2 H2O = 2 NaAu(CN)2 + 2 NaOH + H2O2
H2O2 + 2 Au + 4 NaCN = 2 NaAu(CN)2 + 2 NaOH
La suma de estas dos reacciones da la ecuación de Elsner.
4 Au + 8 NaCN + O2 + 2 H2O = 4 NaAu(CN)2 + 4 NaOH
23
El peróxido de Hidrógeno se forma como producto intermedio, Bodlaender encontró
experimentalmente que se formó H2O2 y pudo calcular que se formó un 70% de la cantidad
teórica de H2O2, que debería formarse de acuerdo a la ecuación.
Muchos experimentos mostraron que la disolución del oro en NaCN y H2O2 en ausencia de
oxigeno es un proceso lento, por tanto entonces la segunda reacción de Bodlaender,
2 Au + 4 NaCN + H2O2 = 2 NaAu(CN)2 + 2 NaOH
La cual es una etapa de reducción,
H2O2 + 2 e- = 2 OH
Toma lugar en pequeña proporción. En realidad la disolución se inhibe si están presentes
grandes cantidades debido a oxidación del ión cianuro a ión cianato. El ión cianato no tiene
acción disolvente sobre el metal:
CN- + H2O2 = CNO- + H2O
d) Formación de Cianógeno.- S.B. Christy sugirió, también en 1896, que el oxígeno era
necesario para la formación de gas cianógeno, el cual creyó que era el reactivo activo para
la disolución del oro de acuerdo a estas reacciones:
O2 + 4 NaCN + 2 H2O2 = 2 (CN)2 + 4 NaOH
2 Au + 4 NaCN + 2 (CN)2 = 4 NaAu(CN)2
La suma de estas dos reacciones da la ecuación de Elsner.
e) Teoría de la Corrosión.- B. Boonstra mostró en 1943 que la disolución del oro en
solución de cianuro es similar a un proceso de corrosión del metal, en el cual el oxígeno
disuelto en la solución, es reducido a peróxido de hidrógeno e ión oxidrilo.
Entonces se enfatizó que la ecuación de Bodlaender debería ser dividida en los siguientes
pasos:
O2 + 2 H2O2 +2 e- = H2O2 + 2 OH
Au = Au+ + e-24
Au+ + CN- = AuCN
AuCN + CN- = Au (CN)2
Au+ + CN- + O2 + 2 H2O2 + 2 e- = Au (CN)2 - + 2 OH- + H2O2
f) Postulado de Habashi.- En 1966-1967 Habashi apoya a la primera ecuación de
Bodlaender:
2 Au + 4 NaCN + O2 + 2 H2O = 2 NaAu(CN)2 + 2 NaOH + H2O2
Y considera que el proceso de disolución del oro es de naturaleza electroquímica.
2.3.6.1. CINÉTICA DE LA REACCION
Mientras más largo sea el tiempo de cianuración requerido para alcanzar una
recuperación deseada de una mena de oro, mayor será la capacidad requerida de los
tanques de lixiviación, y por tanto mayor el costo de capital de la planta. En la
práctica se encuentra que el tiempo de residencia en plantas, varía en un rango
amplio (10 a 72 horas). La disolución de oro en solución alcalina de cianuro es una
reacción heterogénea que ocurre en la interfase sólido-liquido.
La velocidad de transferencia de masa de reactantes desde la fase liquida a la
interfase, y de los productos de reacción de la interfase de la fase liquida, pueden
tener un efecto importante (si no se controla) sobre la cinética total de cianuración
del oro.
Según los estudios realizados se ha demostrado que la disolución del oro está
controlada por la difusión (transferencia de masa) del oxígeno disuelto y los iones
cianuro a través de la capa límite de la interface sólido-liquido. Tal como muestra la
figura:
25
Figura Nº 4
Figura Nº 5
La velocidad de disolución incrementa con la concentración de oxígeno. Sin embargo
cuando la concentración de oxígeno y la agitación se incrementan más allá de ciertos
niveles, el oro puede llegar a pasivarse, y disminuir su velocidad de disolución a un nivel
más bajo y constante.
Como el tiempo en el cual se lleva a efecto la reacción es, en gran parte, el de la etapa de
menor velocidad (llamada etapa controlante), es importante identificar para aumentar la
26
rapidez. Una reacción fisicoquímica en el cual se hallan involucradas una fase sólida y otra
liquida, se consuma en las cinco etapas siguientes:
1. Difusión de los reactantes desde la solución a la interface sólido-liquido.
2. Adsorción de los reactantes en la superficie del sólido
3. Reacción en la superficie.
4. Desorción de los productos de la reacción de la superficie del sólido.
5. Difusión de estos productos en la interface sólido-líquido a la solución.
El tiempo que emplean las etapas 1 y 5 es controlado por las velocidades de difusión, en
tanto que las etapas 2,3 y 4 es función de la rapidez de los procesos químicos si la difusión
es muy lenta una mayor agitación será necesario para acelerar la reacción, si en cambio esta
última es retardada por los procesos químicos, se debe incrementar la temperatura.
2.3.6.2. TERMODINÁMICA DE LAS REACCIONES DE CIANURACIÓN DE ORO
Para entender mejor los mecanismos fisicoquímicos es necesario recurrir a una revisión de las
principales propiedades termodinámicas y en particular a los estados estables y meta estables
representados en diagrama de Pourbaix que relaciona el potencial de óxido-reducción (Eh)
del oro en función del pH del medio.
Este diagrama muestra compuestos como Au(OH)3, AuO2 , HAuO3 y también el ion
Au+3 requieren elevados potenciales redox (superiores al de la descomposición del
oxígeno) para formarse. Por lo tanto la disolución del oro es muy difícil a causa de la
gran estabilidad del oxígeno En el diagrama Au-H2O-CN la reacción Au+2CN se
lleva a cabo dentro de los límites de la estabilidad del agua este. El diagrama Au-
H2OCN-, no obstante la reacción Au(CN)2- + e- =Au + 2CN-, se lleva a cabo dentro
de límites de estabilidad del agua. El campo de estabilidad del complejo aurocianuro
está limitado por una recta que inicialmente muestra una pendiente pronunciada
(efecto de la hidrólisis del cianuro a pH menor a 9), tomándose 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 grafico se puede observar que los compuestos Au(OH)3, Au3 +, y HAuO23-, son
reducidos por la introducción del cianuro.
27
Figura Nº 12: Diagrama De Pourbaix Del Sistema Oro-Cianuro-Agua
2.3.6.3. VARIABLES PRINCIPALES QUE INFLUYEN EN LA
CIANURACIÓN
Las principales variables que afectan al proceso de cianuración de las menas
auríferas son entre otras las siguientes:
1. La concentración de cianuro.
2. El pH o alcalinidad.
3. Tiempo de Cianuración.
4. Temperatura.
5. Tamaño de partícula.
6. Aireación.
7. Cianicidas o descomposición del cianuro.
2.3.6.3.1. EFECTO DE LA CONCENTRACIÓN DE CIANURO
La velocidad de disolución del oro aumenta rápidamente siguiendo un comportamiento
casi lineal con el aumento de la concentración de cianuro, hasta que se alcanza un valor
máximo, más allá de este valor, al aumentar la concentración de cianuro, ya no aumenta
28
la cantidad de oro disuelto muy por el contrario tiene un leve efecto retardador y
aumenta su consumo.
2.3.6.3.2. EFECTO DE LA ALCALINIDAD (pH)El propósito de añadir bases como CaO, NaOH o Na2CO3 al proceso de
cianuración incluye lo siguiente:
Prevenir la perdida de cianuro por hidrólisis.
Prevenir la perdida de cianuro por la acción del dióxido de carbono en el aire.
Descomponer bicarbonatos en el agua de proceso antes de su uso en la
cianuración.
Neutralizar componentes ácidos tales como ferrosas, sales férricas y sulfato de
magnesio en el agua de proceso antes de su adición al circuito de cianuro.
Neutralizar constituyentes ácidos (pirita, etc.) en la mena.
Floculante de partículas finas de la mena, de modo que las soluciones preñadas
claras pueden ser fácilmente separadas de las pulpas de menas cianuradas.
A un pH cercano a 9.31 la mitad del cianuro total se encuentra como HCN mientras
que el resto se presenta como cianuro libre (CN-). A pH 10.2, más del 90% del
cianuro total se encuentra como CN- y, a pH 8.4 sobre el 90% está como HCN.
Entonces se tiene que tener en cuenta que, una alta alcalinidad, disminuye la
velocidad de disolución en forma lineal en el rango de pH entre 11 y 13. Esta debe
controlarse con mucho cuidado, para así obtener mejores condiciones de
cianuración. En la práctica, el rango usual de pH está comprendido entre 10.5 a
11.5.
29
Figura Nº 6.- Equilibrio entre HCN y CN- en función del pH.
Una variación de estos parámetros puede acarrear los siguientes efectos:
Efecto en las incrustaciones de sales insolubles tales como CaCO3, Mg(OH)2,
CaSO4.2H2O.
Efecto dispersante y Floculante.
Efecto en la viscosidad de las pulpas.
Efecto en la química del proceso de recuperación del oro desde pulpa (CIP) y de
soluciones claras (Merril Crowe).
Efecto químico de efluentes y deposición de relaves.
Efecto en la reactividad de los minerales de la ganga.
Efecto en la velocidad de disolución del oro y plata en la lixiviación.
30
2.3.6.3.3. EFECTO DEL TIEMPO DE CIANURACIÓN
Es muy variable y depende de factores tales como la composición mineralógica,
tamaño de partículas, grado de liberación, porosidad de la mena, concentración del
cianuro en la solución y la temperatura del medio ambiente.
En la práctica se encuentra que el tiempo de residencia en plantas, varía en un rango
amplio (10 a 72 horas).
2.3.6.3.4. EFECTO DE LA TEMPERATURA
Cuando el calor es aplicado a una solución de cianuro conteniendo oro metálico dos
factores contrarios afectan la velocidad de disolución, por un lado el incremento en
la temperatura produciría un aumento en la actividad de la solución y así se
incrementaría la velocidad de disolución del oro. Al mismo tiempo la cantidad de
oxígeno en la solución disminuiría porque la solubilidad de los gases disminuye con
el incremento de la temperatura.
Por lo tanto existe una temperatura que da la máxima velocidad o rapidez de
disolución del oro, la cual se encuentra alrededor de 85ºC.
Figura Nº 7.- Efecto de la temperatura en la velocidad de disolución del oro.
31
Figura Nº 8.- Efecto de la temperatura en la velocidad de disolución.
2.3.6.3.5. EFECTO DEL TAMAÑO DE PARTÍCULA (GRANULOMETRÍA)
El tamaño de la partícula del mineral tiene que ser molida a tamaños muy finos para
lograr su liberación y hacerlas adecuadas para la lixiviación con soluciones de cianuro.
En 1934 se descubrió que la velocidad de disolución del oro es de 3.25 mg/cm2/h. Esto
equivale a una penetración de 1.68 micrones/hora en cada lado de una partícula de oro
de forma plana, lo que significa una reducción total en el espesor de 3.36
micrones/hora.
Por lo tanto, una partícula de oro de 45 micrones de grosor (m350) se disuelve por
cianuración en aproximadamente 13 horas, una partícula de 150 micrones de grosor
(m100) se disuelve en 44 horas.
Esto significaría para Hedley y Tabacnick la razón que, las partículas gruesas se
recuperan por gravimetría, puesto que no podrían ser disueltas completamente en un
tiempo de cianuración económicamente aceptable.
2.3.6.3.6. EFECTO DEL OXIGENO.
La importancia del oxígeno en la disolución del oro debe ser enfatizada, si bien se han
usado agentes oxidantes como el peróxido de sodio, permanganato de potasio, bromo y
cloro, una aireación adecuada dará resultados tan bien como aquellos logrados por
32
oxidantes químicos, a bajo costo. La cantidad de oxígeno disuelto en soluciones
diluidas de cianuro depende de cuatro factores:
La altitud (presión barométrica)
La temperatura de la solución.
El tipo o intensidad de la agitación.
La fuerza iónica de la solución.
A bajas concentraciones de cianuro la presión de oxigeno no tiene efecto sobre la
velocidad de disolución del oro. Sin embargo, a elevadas concentraciones de cianuro,
donde la velocidad de disolución es independiente de la concentración del solvente, la
velocidad de reacción depende de la presión de oxígeno. Se ha encontrado que la mayor
influencia sobre la velocidad de transferencia de masa de oxigeno (a la solución) es la
velocidad superficial de aire (definida como el caudal de aire por unidad de área
transversal del tanque).
La velocidad de transferencia de masa del oxígeno disminuye, cuando aumenta la
densidad de pulpa y baja el tamaño de partícula.
2.3.6.3.7. EFECTO DE LOS IÓNES EXTRAÑOS.
Muchos investigadores están de acuerdo con que la disolución de oro está dado por
difusión, pero en cianuración industrial de menas, el cianuro y/o sustancias
consumidoras de oxigeno pueden afectar decididamente la velocidad de extracción
del oro.
La pirrotita (y pirita en menor grado), cobre, zinc (y todos aquellos metales
fundamentales), arsénico y minerales de antimonio consumen cianuro. Algunas de
las reacciones de Cianicidas conocidos se citan a continuación:
33
Los iones de metales fundamentales (Cu+2, Fe+2, Fe+3, Mn+2, Ni+2 y Zn+2) forman con
el cianuro iones complejos estables, asumiéndolo, reduciendo su actividad y
retardando la cianuración del oro. En su estado monovalente, el cobre forma una
serie de complejos extremadamente solubles en soluciones de cianuro:
Cu(CN)2- = Cu(CN)3 -2 = Cu(CN)4 -3
Por otro lado los minerales más comunes de la ganga son el cuarzo, feldespatos,
micas, calcitas y minerales de selenio y magnetita. Si el mineral de oro contiene
material carbonáceo, este perturba el proceso, ya que adsorbe al complejo cianurado
de oro y plata (Preg-robbing), entonces los metales disueltos en las soluciones
cianuradas influencian la disolución del oro ya sea retardándola o acelerándola.
Figura Nº 9.- Contenido de Cu, Fe, Zn en solución a diferentes concentraciones de cianuro.
34
EFECTOS ACELERANTE.-La presencia de pequeñas cantidades de plomo, mercurio, bismuto y sales de talio, aceleran la disolución del oro. A partir de determinación de potenciales de electrodo en soluciones cianuradas se ha encontrado que el oro realmente puede desplazar los iones en esos cuatro metales. De ahí que la disolución rápida del oro en presencia de estos iones puede deberse a la alteración de la superficie del oro al mezclarse con estos metales desplazados.
Figura Nº 10 .- Disolución de oro con 0.1 % de NaCN en presencia de nitrato de plomo.
Figura Nº 11 .- Efecto catalizador y depolarizador del plomo a diferentes concentraciones.
35
EFECTOS RETARDANTES.- Esto se puede deber a uno de los siguientes casos:
a) Consumo de oxígeno en la solución, donde cualquier reacción marginal que prive a
la solución de cianuro del contenido de oxígeno, conducirá a una disminución de la
cantidad de la disolución.
b) Consumo de cianuro libre en la solución, Este es consumido además por la
formación de complejos, al disolver minerales de cobre, zinc y hierro que están
asociados a las menas de oro, consumiendo o agotando el contenido del ión cianuro en
la solución.
Se señala también que los agentes oxidantes como el KMnO4, NaClO, NaClO3, y el
H2O2 a bajas concentraciones aceleran la cinética y oxidan al azufre y las materias
orgánicas, pero en mayores concentraciones son pasivantes y destruyen al ión cianuro
retardando así la cinética de disolución del oro.
Los reactivos de flotación hacen lenta la lixiviación de oro, debido a que implican el
ataque por el CN- en fase acuosa. Entonces esto debe ser destruido previa tostación.
2.4. NITRATO DE PLOMO
2.4.1. USOS DEL NITRATO DE PLOMO
La adición de nitrato de plomo reduce el efecto negativo de los minerales sulfurados,
durante el proceso de cianuración. La adición de nitrato de plomo a la pulpa, con o sin
oxígeno, aumenta la cinética de disolución del oro y la plata con un efecto muy
positivo sobre la recuperación de estos valores.
El conocimiento del efecto del nitrato de plomo sobre las superficies de oro y de
sulfuros es todavía deficiente. Jeffrey y otros (1996) realizaron un estudio
electroquímico del efecto del plomo sobre el oro. Indirectamente, por observaciones 36
electroquímicas, ellos dedujeron que el plomo sobre la superficie de oro podio ocurrir
de dos formas. La primera forma, creyendo ser plomo metal, mejoró la velocidad de
disolución de oro. La segunda forma que se creyó ser algún tipo de película de
hidróxido de plomo, que disminuyó la velocidad de disolución de oro.
Resultados muestran que la adición de pequeñas cantidades de nitrato de plomo a
soluciones cianuradas acuosas incrementaría significantemente la actividad anódica
del oro a potenciales apenas positivos del potencial reversible, pero no evitaría la
pasivación del oro a potenciales más positivos. Experimentos de polarización
potenciostática indicaron que el efecto del plomo es debido a la interacción de una
especie de plomo soluble con la capa pasiva y no a la reducción de plomo en solución
a plomo metálico sobre la superficie del oro.
2.4.1.1. EFECTO DEL NITRATO DE PLOMO EN EL PROCESO DE
CIANURACIÓN DE Au
El conocimiento y control de las variables en la Cianuración de minerales de Au,
nos permite encontrar las mejores condiciones de optimización.
La adición de nitrato de plomo altera el mecanismo de disolución del oro cambiando
los efectos del cianuro libre sobre la velocidad de cianuración del oro.
El nitrato de plomo reduce el efecto negativo de los minerales sulfurados, durante el
proceso de cianuración.
La adición de nitrato de plomo a la pulpa, con o sin oxígeno, aumenta la cinética de
disolución del oro y la plata con un efecto muy positivo sobre la recuperación de
estos valores, a través de los siguientes efectos:
Remueve iones azufre por precipitación de sulfuro de plomo insoluble
Inhibe la disolución de sulfuros metálicos
Evita acomplejamiento de cianuro con iones azufre, CNS
37
G. Deschenes y colaboradores, en su estudio sobre el “Efecto del Pb(NO3)2 en la
cianuración de los minerales auríferos” indican que en una solución cianurada el
Pb(NO3)2 y el oro forman aleaciones como AuPb2, AuPb3 y plomo metálico, que
claramente acelera la disolución del oro.
De acuerdo al Dr. E. Domic, el Pb(NO3)2 cambia algunas características físicas de la
superficie del oro, comportándose como pseudo aleaciones Au-Pb, disminuyendo el
espesor de la interfase sólido-líquido, facilitando el acceso de los reactivos a la
superficie del metal.
Es decir que el Pb(NO3)2 actúa como un catalizador y depolarizador durante el proceso
de cianuración de oro y plata.
2.4.1.2. EFECTO DEL NITRATO DE PLOMO SOBRE LA EXTRACCIÓN
DE Au
Las reacciones que ocurren en la superficie del oro son las siguientes:
Reacciones con el oro:
La primera ecuación que se indica es la ecuación de Nerts que se da en un proceso
de cianuracion convencional sin la adición de nitrato de plomo.
en esta ecuación se nota claramente que cuatro moles de Au reaccionan al mismo
tiempo para lo cual se necesita un potencial estándar de reacción mayor razón por la
cual llevara más tiempo su oxidación para pasar a formar el complejo aurocianuro.
Como en los procesos de cianuracion convencional tienen un límite de tiempo no
todo el oro es recuperado debido a que no ah los moles de oro no han alcanzado el
potencial para formar el complejo aurocianuro por lo que el valor de la recuperación
del proceso baja.
38
La segunda ecuación es desarrollada con la adición de la sal de plomo (Pb(NO3)2).
En esta ecuación se observa como las moles de oro se desdoblan y un aparte de esta
pasa a formar una seudo aleación permitiendo una mayor cinética de disolución del
oro ya que una parte de el potencial de estándar de reacción será aportada por el ion
Pb+2. Al aumentar la cinética de disolución del oro se incrementara la recuperación
de este en el proceso de cianuracion.
39
CAPITULO III
PRUEBAS EXPERIMENTALES
1.1.PROCEDENCIA DEL MINERAL
El material muestreado corresponde minerales de la zona Minera de Arirahua del
distrito de Yanaquihua de la provincia de Condesuyos, está constituido
principalmente por mineral dentro de las zonas de San Cristobal (mina Artesanal),
en la que la mineralización está compuesto por cuarzo lechoso con abundante pirita,
calcopirita, bornita, cantidades de óxidos de hierro y crisocola, galena, con una ley
de cabeza de oro promedio 6.61 g/t (0.21 oz/t).
1.2. MINERALOGIA
.
Figura Nº 14:
Muestra aproximada de 5 kg
100 % menor a 1.7 mm (malla N° 70)
Ley de oro promedio 6.61 g/t (0.21 oz/t)
Gravedad específica 2,63 g/cc
40
1.3. REACTIVOS A UTILIZAR
Cianuro de sodio: Industrialmente se prefiere usar NaCN por su mayor
contenido de CN- activo por unidad de peso: 53 % versus 40 % en el caso de
KCN. El Ca(CN)2 no es usado a pesar de tener buen porcentaje de ión CN-
activo: 56,5 % dado que suele comercializarse con un mayor contenido de
impurezas que los otros casos. El ión cianuro (CN-) es en realidad el que tiene la
acción de solvente, y la base alcalina (sodio, potasio) simplemente le da la
estabilidad química al compuesto.
Oxido de calcio: Este reactivo conocido también como la Cal es utilizado para
regular el pH de la solución lixiviante, la cual debe tener como mínimo un
porcentaje de cal útil mayor a 65 %.
Nitrato de plata: Utilizamos este reactivo para poder medir y/o titular la fuerza
de cianuro de sodio en la solución.
Yoduro de potasio : Este reactivo es utilizado como un indicador para la
titulación.
1.4. EQUIPO E INSTRUMENTAL
pHmetro
Balanza analítica
Buretas
Pipetas de 1, 5, 10 y 20 ml
Agitador en columna
Matraces
Fiolas
Estufa
Pulverizador
Cuarteador41
1.5. MUESTREO Y PREPARACION DE MUESTRAS
En las menas minerales es difícil realizar un muestreo perfecto, debido a la escasa
homogeneidad de la mena. La heterogeneidad del mineral y otros factores básicos
como granulometría, diseminación ley del mineral. Así por ejemplo, para muestras
de tamaño granular de 100 bastará una muestra de 2 g. En cambio para minerales
de tamaño granular medio de 10 cm se necesitará como mínimo unas 2 toneladas de
muestra.
Para realizar la remoción o muestreo, se utilizan varios tipos de cortadores o
muestreadores para obtener una muestra verdaderamente representativa, el cortador
deberá tener las siguientes características:
Muestrear el flujo total
Cortar el caudal en ángulos transversales al flujo
Viajar a través del flujo a una velocidad constante.
El flujo de material debe ser muestreado a intervalos lo suficientemente frecuentes
como para representar todas las fluctuaciones del material a ser muestreado.
Existen dos procedimientos distintos para efectuar el muestreo de minerales:
métodos manuales y métodos mecánicos.
1.5.1. MÉTODO DE DIVISIÓN POR PALAS FRACCIONADAS.
Este procedimiento consiste en mover toda la pila de material por medio de una pala
mecánica o manual reteniendo una muestra correspondiente a una palada de cada N.
Consiste en tomar para la muestra una palada de cada 2, 3, 4, 5 etc. La práctica
corriente es tomar la quinta palada o la décima para la muestra este procedimiento
puede emplearse también para subdividir la muestra bruta con el fin de obtener una
muestra del tamaño apropiado.42
Figura Nº 14
1.5.2. MÉTODO DE CONO Y CUARTEO:
Este es un método muy antiguo, aplicable a cantidades menores de 50 ton, en las
que las partículas tengan un diámetro no mayor de 5 cm.
El procedimiento es el siguiente:
Rolear el mineral por medio de pala trasladándolo en la losa de un punto a otro.
Luego vaciando cada palada en el ápex de cono formado.
Se aplasta el cono formando una torta.
Se divide en cuatro partes iguales (cuarteo) se toman entonces dos partes
opuestas y se eliminan, con las otras dos partes se vuelve hacer la pila y el
cuarteo.
El proceso se repite varias veces hasta llegar a obtener el volumen de muestra
deseada.
Durante todas estas operaciones debe tenerse en cuenta que el material no se ensucia
recogiendo impurezas del suelo y de que no se pierda nada de la muestra a través de
rendijas, en la losa o piso.
43
LAS VENTAJAS
a) Se necesitan pocas herramientas
b) Se puede usar con toda clase de materiales sólidos
LAS DESVENTAJAS
a) Es costoso, porque exige una; manipulación frecuente del material.
b) Los trozos del material de mayor tamaño ruedan por los costados del cono y se
reúnen alrededor de la base mientras que los tamaños intermedios se distribuyen por
sí mismos sobre la pendiente del montón según su tamaño, con las partículas más
gruesas más cerca del suelo y las más finas más cerca de la cúspide.
44
SECUENCIA OPERATIVA DE LA INVESTIGACION
Diagrama de bloque de la secuencia operativa
MINERAL DE CABEZA
(Muestra)
45
Pb(NO3)2
NaCN
NaOH
Fundición
Oro recuperado
Lavado y filtrado
Refinación con HNO3
Precipitado
Solución barrenFiltrado
Gravimetría (precipitación con polvo de zinc)
Relave
Cianuracion en columna
Análisis granulométrico
Solución cargada
Rolado y cuarteoRolado y cuarteoRolado y cuarteo
Molienda
Chancado
Filtrado
1.6. PRUEBAS DE CIANURACION EN AGITADORES
1.6.1. CIANURACION EN AGITADORES
En el laboratorio metalúrgico del Instituto Superior Publico Honorio Delgado
Espinoza de la carrera profesional de metalurgia se cuentan con agitadores, donde se
realizan las pruebas las cuales tendrán la función de simular a los tanques agitadores
en el proceso industrial.
1.6.2. PARÁMETROS CONSTANTES PARA LAS PRUEBAS
A.- CONMINUCION MECANICA DEL MINERAL
El mineral luego de pasar por la etapa de chancado y un periodo corto de molienda,
y luego fue sometido a la pulverizadora reduciendo en un 74% a malla -270. (53
micrones).
B.- CIANURACIÓN
Las pruebas de cianuración se harán con los siguientes parámetros tendiendo valores
constantes la dilución, granulometría y tiempo de cianuracion los otros parámetros
serán manejados según el diseño factorial empleado.
Peso del mineral 1000 g.
Dilución 3:1
Granulometría 74% a malla -270. (53 micrones).
Tiempo de cianuracion 72 horas
pH 10-11
Fuerza de cianuro 0.05-0.10 según el diseño
Muestra : 1000 g (con una ley de 6.61 gr.-Au/TM)
46
1.6.3. CONTROL DE PRUEBAS
Los controles se hacen a las 4, 12, 24, 48 y 72 horas; cada control se hace de la
siguiente manera:
Tomamos 10 ml de solución cianurada, filtramos.
Determinación de cianuro libre; titulamos 10 ml de muestra con AgNO3, usando
yoduro de potasio como indicador.
Medimos pH de la solución.
Calculamos el cianuro remanente para determinar el cianuro a agregar.
Regulamos el pH con cal a 10-11
Reponemos la solución retirada con agua.
Colocamos en el agitador para cianurar.
Culminada la prueba en 72 horas, se extrae la mayor cantidad para su análisis e
el laboratorio.
PRUEBA DE CIANURACION: (N-0)
Esta prueba fue realizada para determinar la verdadera recuperación sin la adición
del nitrato de plomo y determinar el verdadero consumo de reactivos en el proceso
de cianuracion.
CONDICIONES:
Granulometría : 74% a malla -270. (53 micrones).
Peso muestra : 1000 g
Fuerza NaCN : 0.05 %
pH de cianuración : 10-11
Tiempo de cianuración : 72 horas
47
Cabeza Extracción (%)
Au Au
6.61 95 %
Tabla resumen de la primera prueba
% DE EXTRACCION Y CONSUMO DE REACTIVOS
test cabeza g/T %
extracció
n
consumo de reactivos
NaCN Kg./T CaO Kg./T
Nº 0 6.61 95% 4.305 1.52
En este cuadro se puede observar el efecto negativo que produce la presencia de
elementos interferentes (sulfuros, arseniatos, elementos cianicidas, etc.) que
provocan los siguientes problemas:
o Alto consumo de cianuro
o Mayor consumo de álcali
o Tiempo de cianuracion más largo
o Baja recuperación del metal precioso
Todos estos problemas conducen a una baja rentabilidad no solo de tipo tecnológico
sino que va relacionado al COSTO – BENEFICIO, punto clave en la optimización
del proceso de cianuración.
1.6.4. PRUEBAS DE CIANURACION EN AGITADORES
PRUEBA N° 01 (N-1)
CONDICIONES:
Granulometría : 74% - malla 270 (53 um)
Peso muestra : 1000 g
Fuerza NaCN : 0.05%
pH de cianuración : 10
Tiempo de cianuración : 72 horas
Nitrato de Plomo : 20 g/TM
48
Resultados
PRUEBA N° 02 (N-2)
CONDICIONES:
Granulometría : 74% - malla 270 (53 um)
Peso muestra : 1000 g
Fuerza NaCN : 0.10%
pH de cianuración : 10
Tiempo de cianuración : 72 horas
Nitrato de Plomo : 20 g/TM
Resultados
PRUEBA N° 03 (N-3)
CONDICIONES:
Granulometría : 74% - malla 270 (53 um)
Peso muestra : 1000 g
Fuerza NaCN : 0.05%
pH de cianuración : 10
Tiempo de cianuración : 72 horas
Nitrato de Plomo : 50 g/TM
49
CABEZA EXTRACCIÓN (%)
Au Au
6.61 95.49 %
Cabeza Extracción (%)
Au Au
6.61 96.17%
Resultados
PRUEBA N° 04 (N-4)
CONDICIONES:
Granulometría : 74% - malla 270 (53 um)
Peso muestra : 1000 g
Fuerza NaCN : 0.10 %
pH de cianuración : 10
Tiempo de cianuración : 72 horas
Nitrato de Plomo : 50 g/TM
Resultados
PRUEBA N° 05 (N-5)
CONDICIONES:
Granulometría : 74% - malla 270 (53 um)
Peso muestra : 1000 g
Fuerza NaCN : 0.05 %
pH de cianuración : 11
Tiempo de cianuración : 72 horas
Nitrato de Plomo : 20 g/TM
50
CABEZA EXTRACCIÓN (%)
Au Au
6.61 96.58 %
CABEZA EXTRACCIÓN (%)
Au Au
6.61 99.60 %
Resultados
PRUEBA N° 06 (N-6)
CONDICIONES:
Granulometría : 74% - malla 270 (53 um)
Peso muestra : 1000 g
Fuerza NaCN : 0.10 %
pH de cianuración : 11
Tiempo de cianuración : 72 horas
Nitrato de Plomo : 20 g/TM
Resultados
PRUEBA N° 07 (N-7)
CONDICIONES:
Granulometría : 74% - malla 270 (53 um)
Peso muestra : 1000 g
Fuerza NaCN : 0.05 %
pH de cianuración : 11
Tiempo de cianuración : 72 horas
Nitrato de Plomo : 50 g/TM
51
CABEZA EXTRACCIÓN (%)
Au Au
6.61 60.57 %
CABEZA EXTRACCIÓN (%)
Au Au
6.61 82.86 %
Resultados
PRUEBA N° 08 (N-8)
Condiciones:
Granulometría : 74% - malla 270 (53 um)
Peso muestra : 1000 g
Fuerza NaCN : 0.10 %
pH de cianuración : 11
Tiempo de cianuración : 72 horas
Nitrato de Plomo : 50 g/TM
Resultados
PRUEBAS DE RÉPLICA CENTRAL CON PARÁMETROS CONSTANTES (3
PRUEBAS)
CONDICIONES:
Granulometría : 74% - malla 270 (53 um)
Peso muestra : 1000 g
Fuerza NaCN : 0.07 %
pH de cianuración : 10
Tiempo de cianuración : 72 horas
Nitrato de Plomo : 35 g/TM52
CABEZA EXTRACCIÓN (%)
Au Au
6.61 98.63 %
CABEZA EXTRACCIÓN (%)
Au Au
6.61 99.21 %
Pruebas de replica Cabeza gr./TM Extraccion (%)
Prueba R1 6.61 99.44
Prueba R2 6.61 66.31
Prueba R3 6.61 98.98
1.6.5. RESUMEN DE LOS RESULTADOS DE LAS PRUEBAS DE
CIANURACIÓN
Tabla resumen.- Resultados de las pruebas de cianuración.
Se puede observar en la tabla resumen que, a partir de estos resultados iniciales es
posible advertir que para idénticas condiciones de pH, tiempo de Cianuración, y
53
% DE EXTRACCION Y CONSUMO DE REACTIVOS
test cabeza g/T % extracción consumo de reactivos
NaCN Kg./T CaO Kg./T
Nº 0 6.61 95% 4.305 1.52
Nº 1 6.61 96.17% 3.202 1.10
Nº 2 6.61 95.49% 3.1 1.00
Nº 3 6.61 96.58% 3.309 0.90
Nº 4 6.61 99.60% 3.298 1.05
Nº 5 6.61 60.57% 2.23 1.10
Nº 6 6.61 82.86% 2.785 1.00
Nº 7 6.61 98.63% 3.265 1.20
Nº 8 6.61 99.21% 3.354 1.00
variable porcentaje de cianuro se obtienen mayores extracciones de oro cuando se
usan concentraciones variables de nitrato de Plomo.
En la tabla resumen se tiene que la mayor extracción de oro está en la prueba N° 04
99.60% de extracción respectivamente, esto es debido a la variación de la variable
nitrato de plomo en mayor cantidad, esto nos da una clara influencia de cada factor
en cuanto a la extracción.
Se colocó la prueba Nº 0(cero) a modo comparativo y no se colocaron las Nº 9 por
ser de réplica central
1.6.6. ANÁLISIS DE LOS RESULTADOS DE LA PRUEBA DE
CIANURACIÓN,
OBSERVACIONES:
Se hizo dos clases de pruebas: una prueba A realizada sin la adición de nitrato de
plomo para condiciones invariables de pH en el rango de 10 – 11 y porcentaje de
cianuro de 0.05%, otra prueba B que difiere de la prueba A en la adición de 20 g/t
de nitrato de plomo y varias pruebas de cianuración en donde se ha utilizado como
aditivo catalizador el nitrato de plomo en cantidades variables (20 – 50 g/t) y
concentraciones variables de NaCN (0.05 – 0.10 %) de acuerdo al diseño
experimental (factorial) planteado.
Como puede notarse, las extracciones utilizando el catalizador nitrato de plomo son
más altas, que las de sin adición de nitrato de plomo, finalmente se muestra los
gráficos resumen de las pruebas con adición de nitrato de plomo y sin adición de
nitrato de plomo, manteniendo todas las demás condiciones de cianuración iguales
para ambas pruebas.
Se observa que la extracción de Au sin adición de nitrato de plomo, es lenta en las
primeras 8 horas.
Se observa que la extracción de Au con la adición de nitrato de plomo es más rápida
durante las primeras 8 horas, así mismo la extracción de Au es mejor en la
cianuración con nitrato de plomo como catalizador.
54
Se puede apreciar claramente que al inicio utilizando el nitrato de plomo este
reacciona atrapando significativamente al oro pero al transcurrir el tiempo de 24 a
48 horas la extracción disminuye haciéndose un valor constante.
Cabe mencionar que si se tuviese que dejar por un tiempo más prolongado de las 72
horas, la extracción tiende a estabilizarse, por lo cual no tendría sentido mayor
tiempo de tratamiento.
En todas las pruebas se puede apreciar que al inicio se logra una mayor velocidad de
reacción del nitrato con el oro, y su extracción, usando 20 ó 50 g/t no tiene
diferencia significativa.
También cabe señalar que no sucede lo mismo con la extracción de plata porque
esta tiende a aumentar en el tiempo, y con mayor adición de nitrato de plomo,
haciendo la cianuración y/o disolución más efectiva y selectiva para la plata.
la extracción aumenta significativamente durante las primeras 24 horas y que a
partir de ese instante empieza una leve extracción esto debido a la posible
pasivación de la superficie de las partículas Au, es precisamente la función del
nitrato de plomo inhibir y/o disminuir la pasivación de las partículas de Au y e
incrementar la cinética de lixiviación.
Por tanto más adelante en el siguiente capítulo se realizará un diseño experimental
para poder evaluar el efecto de las variables en estudio (% NaCN y nitrato de
plomo) sobre la variable respuesta (% extracción de Au ), para poder determinar el
modelo matemático y finalmente encontrar la concentración óptima de NaCN y
adición óptima de nitrato de plomo.
1.7. DISEÑO EXPERIMENTAL
Diseño factorial 2k con replicas en el punto central
El sistema a investigar que poseen varias variables independientes o factores, una
investigación preliminar usando factoriales pueden determinar que variables son las
más importantes y significativas para el proceso.
Con gran duermo de factores necesitamos establecer un procedimiento sistemático para
escoger las condiciones en que se desarrolla el diseño experimental, aquí el diseño 55
factorial ayuda a reducir notablemente el número de pruebas experimentales para
obtener la información mínima necesaria para establecer el modelo matemático.
El diseño factorial se varía varios factores a la vez en concordancia con un modelo
patrón y obtenemos el número de pruebas experimentales. Podemos establecer una
estimación de variación del error experimental en nuestros datos. El diseño factorial nos
permite por otro lado evaluar las interacciones de los factores, si estas existen, lo que no
logra la experimentación tradicional.
Además de los conceptos se necesita definir lo siguiente:
Niveles de un factor, son los distintos calores asignados a un factor de nuestro
experimento, es decir al grado de intensidad de un factor.
Combinación de tratamiento, es el conjunto de todos los factores empleados en una
experiencia determinada.
Efectos de un factor es la variación de la respuesta producida por un cambio en el
nivel del factor
Unidad experimental, es la unidad básica sobre la cual se aplica un tratamiento dado
o combinación de tratamientos.
Error experimental, si dos unidades experimentales idénticas reciben el mismo
tratamiento y combinaciones de tratamiento y producen respuestas o mediciones
diferentes entre las dos respuestas se llama error experimental
3.8.1. VARIABLES DEL PROCESO
A) Variable Dependiente
La variable dependiente o respuesta en el proceso es:
- % Extracción
B) Variables Independientes
- % NaCN
- g/t Pb(NO3)2
- pH
Diseño Factorial con dos variables para la evaluación del % de extracción de oro.
56
El diseño experimental es 23 = 8 para poder determinar el modelo matemático lineal las
variables seleccionadas son: fuerza de cianuro, pH, cantidad de nitrato de plomo.
TABLA Nº 1
CODIFICACION VARIABLE NIVEL (-) NIVEL (+)
X1 CNNa (%) 0.05 0.10
X2 Pb(NO3)2 g/t 20 50
X3 pH 10 11
3.8.2. VARIABLES Y NIVELES EXPERIMENTALES
Conociendo las variables entonces la combinación de estos nos da como resultado la
realización de 8 pruebas experimentales con 3 réplicas centrales. El objetivo en sí para
realizar estas pruebas es obtener la máxima recuperación en adecuadas condiciones de
fuerza de cianuro, nitrato de plomo g/TM y pH.
Matriz del diseño factorial seleccionado
57
3.8.3.
ANALISIS DE VARIANZA
Para el análisis de la varianza se consideran los efectos de la suma de cuadrados y de la
suma de error, este puede ser ligeramente afectado cuando se tienen replicas en el centro en
el siguiente cuadro se muestra los resultados del análisis de varianza Anova.
La suma de los cuadrados de los efectos e interacciones viene definido por la siguiente
ecuación:
58
N
º
X1 X2 X
3
X
1
X
2
X
3
X
1X2
X
1X3
X
2X3
X
1X2X3
YI
1 0.0
5
20 1
0
-1 -1 -1 1 1 1 -1 96.1
7
2 0.1
0
20 1
0
1 -1 -1 -1 -1 1 1 95.4
9
3 0.0
5
50 1
0
-1 1 -1 -1 1 -1 1 96.5
8
4 0.1
0
50 1
0
1 1 -1 1 -1 -1 -1 99.6
0
5 0.0
5
20 1
1
-1 -1 1 1 -1 -1 1 60.5
7
6 0.1
0
20 1
1
1 -1 1 -1 1 -1 -1 82.8
6
7 0.0
5
50 1
1
-1 1 1 -1 -1 1 -1 98.6
3
8 0.1
0
50 1
1
1 1 1 1 1 1 1 99.2
1
9 0.0
7
35 1
0
0 0 0 0 0 0 0 96.7
0
9 0.0
7
35 1
0
0 0 0 0 0 0 0 99.6
0
9 0.0
7
35 1
0
0 0 0 0 0 0 0 96.8
5
Una variable o interacción es significativa si se cumple la siguiente relación:
puede observar las variables X1 , X2 , X3
Son significativas lo mismo que el efecto de curvatura
Análisis de
efectos e
interacciones del diseño experimental
X0 X1 X2 X3 X1X2 X1X3 X2X3 X1X2X3
[X]T [Y] 729.11 25.21 59.9
3
-46.57 -18.01 20.53 49.89 -25.41
EFECTOS 6.30 14.7 -11.64 -4.50 5.13 12.47 -6.35
59
Nº X0 X1 X2 X3 X1X2 X1X3 X2X3 X1X2X3 YI
1 1 -1 -1 -1 1 1 1 -1 96.1
7
2 1 1 -1 -1 -1 -1 1 1 95.4
9
3 1 -1 1 -1 -1 1 -1 1 96.5
8
4 1 1 1 -1 1 -1 -1 -1 99.6
0
5 1 -1 -1 1 1 -1 -1 1 60.5
7
6 1 1 -1 1 -1 1 -1 -1 82.8
6
7 1 -1 1 1 -1 -1 1 -1 98.6
3
8 1 1 1 1 1 1 1 1 99.2
1
3
Bj 91.14 3.15 3.37 -5.82 -2.25 2.57 6.24 -3.18
FUENTE DE
VARIACION
SUMA DE
CUADRADOS
GRADOS DE
LIBERTAD
MEDIA DE
CUADRADO
F0
X1 79.44 1 79.44 30.03
X2 434.09 1 434.09 164.08
X3 271.10 1 271.10 102.47
X1 X2 40.55 1 40.55 15.32
X1 X3 52.69 1 52.69 19.91
X2 X3 311.12 1 311.12 117.60
X1 X2 X3 80.71 1 80.71 30.51
Curvatura 94.60 1 94.60 35.75
Error 5.29 2 2.646
Total 1369.58 10
Cuadro de análisis de varianza
En el análisis de la varianza del diseño nos podemos dar cuenta que son importantes la variable curvatura, % de cianuro de sodio, cantidad de Pb(NO3)2 añadido. Ya que el F0 es mayor que el F de tablas.
MODELO MATEMATICO
A partir de los efectos, obtenidos los respectivos Bj (coeficientes de regresión), y teniendo
en cuenta los análisis de varianza que resultan significativas son X1 , X2 , X3
El modelo matemático será de la siguiente manera.
Y= 91.14+ 3.15 X1+ 3.37 X2—5.82 X3
Siendo:
Y = % extracción
60
X1= % de NaCN
X2 = cantidad de nitrato de plomo gr./TM
X3 = PH
Con este modelo resultado de las diferentes pruebas de cianuración realizadas en el
Instituto Superior Publico Honorio Delgado Espinoza durante las prácticas intermedias se
puede calcular la extracción o recuperación de oro del mineral analizado reemplazando
valores que deseemos en nuestras variables.
La prueba numero 4 merece especial atención ya que con los niveles de loa factores establecidos por el diseño presento la mayor recuperación (99.60 %) en comparación con las demás pruebas realizadas:Los niveles establecidos en esta prueba según el diseño fueron:
Factor niveles
Fuerza de cianuro 0.10 %
Nitrato de Plomo 50 g/TM
pH de cianuración 10
La fuerza de cianuro, la cantidad de nitrato de plomo fueron los niveles máximos mientras el pH fue un nivel mínimo. Clara señal de que la fuerza de cianuro y la cantidad de nitrato de plomo son las variables más importantes ya que presentan un mayor efecto en la recuperación del oroTambién se muestra el consumo de reactivos que se encuentra dentro de los parámetros establecidos para que un proceso de cianuracion convencional sea rentable y con la adición del catalizador aumenta la recuperación y también la rentabilidad de el proceso de cianuracion de este mineral sulfurado
test cabeza g/T %
extracció
n
consumo de reactivos
NaCN Kg./T CaO Kg./T
Nº 4 6.61 99.60% 3.298 1.05
61
CAPITULO IV
TÉCNICAS DE ANÁLISIS UTILIZADAS EN LA
EXPERIMENTACIÓN
2. DETERMINACIÓN DE LA CONCENTRACIÓN DE CIANURO LIBRE POR
EL MÉTODO DE TITULACIÓN CON SOLUCIÓN DE AgNO3.
4.1. NORMAS DE SEGURIDAD.
a) Uso de equipo de protección personal (EPP) como son:
- Lentes de seguridad.
- Botas o zapatos con punta de acero.
- Respiradores contra gases.
- Guantes quirúrgicos.
- Mameluco o Mandil.
b) Conocimiento de los reactivos AgNO3, NaCN, Ioduro de Potasio y sus respectivas hojas
MSDS.
4.2. PROCEDIMIENTOS.
4.2.1. MATERIALES Y EQUIPOS
- Fiola volumétrica de 2000 ml.
- Fiola volumétrica de 1000 ml.
- Bureta de 50 ml.
- Pipeta de 10 ml.
- Matraces erlenmeyer de 125 ml.
62
- Gotero.
- Balanza con precisión de 0.1 mg.
4.2.2. SOLUCIONES Y REACTIVOS
- Indicador Ioduro de Potasio (10%).
Disolver 10 g de Ioduro de Potasio, en 100 ml de agua destilada.
- Indicador Rhodamina (0.10%).
Disolver 0.10 g de Rhodamina, en 100 ml de acetona QP.
- Solución de AgNO3 (0.5 g/L).
Disolver 1.0 g de AgNO3, grado QP, en agua destilada y aforar a 2000 ml.
Esta solución tendrá una normalidad de 0.0029 N, valor que será confirmado con la
estandarización de la solución. Ó también de acuerdo a la estequiometria se puede
disolver 4.33 g de AgNO3, grado QP en 1000 ml de agua destilada.
4.2.3. PROCEDIMIENTO
Tomar una alícuota conveniente (por ejemplo 10 ml), utilizando una pipeta.
Transfiera el contenido a un matraz de 100 ml.
Agregue 3 gotas de indicador Ioduro de Potasio (La solución sigue incolora).
Empiece a titular con solución de nitrato de plata (AgNO3).
Siempre titule sobre un fondo negro.
Cuando la solución cambie de color, a una opalescencia amarilla limón
persistente, habrá culminado la titulación.
Anote el gasto de nitrato de plata (titulante).
4.2.4. CÁLCULOS
63
4.3. PROCEDIMIENTO DE PREPARACION DE MUESTRAS PARA ANÁLISIS
DE CABEZA.
4.3.1. NORMAS DE SEGURIDAD.
Uso de equipo de protección personal (EPP) como son:
- Lentes de seguridad.
- Botas o zapatos con punta de acero.
- Respiradores contra polvos.
- Guantes quirúrgicos.
- Mameluco o Mandil.
- Protección de oídos.
4.3.2. PROCEDIMIENTOS.
4.3.2.1. MATERIALES Y EQUIPOS
- Pulverizadora.
- Ollas de pulverizado.
- Chancadora de quijadas.
- Balanza de precisión.
- Tamices.
- Alcohol.
- Espátula y brocha.
64
4.3.2.2. PROCEDIMIENTO
Secado: la muestra luego de su recepción tendrá que ser secada en horno por espacio de 12
horas a 100 ºC.
Tamizado:Mediante esta operación obtenemos dos productos uno fino y el otro grueso; y
su finalidad es evitar que los finos ingresen a la etapa de chancado, aumentado así su
capacidad y eficacia.
Chancado:Una de las primeras etapas mecánicas en el proceso de conminución, en la cual
su principal objetivo es liberar el mineral valioso.
Chancar piedra no mineralizada (sin valores de Au y Ag) por tres minutos, para
limpiar la chancadora.
Tamizar la muestra por una malla ¼”, (la cual esta acoplada a una chancadora de
quijada. El producto pasante de la malla (fracción – 1/4”) será recepcionado en la
olla de homogenización. El producto no pasante de la malla (fracción +1/4”) se le
triturará en la chancadora de quijada ( con abertura de ¼”) y el producto obtenido se
le agregará también a la olla de homogenización mencionada anteriormente.
Limpiar con aire a presión todo el circuito de chancado por cada muestra que se
trabaja. Es muy importante la limpieza, pues con ello evitamos contaminar las
muestras.
La muestra total contenida en la olla mencionada anteriormente es homogenizada
según el punto de Homogenizado y cuarteo.
Homogenizado:Esta etapa tiene como finalidad obtener un mineral menos heterogéneo y
más homogéneo.
Cuarteo:Operación cuya finalidad es obtener una muestra representativa de todo el
mineral; para lo cual debemos contar con un método de cuarteo apropiado.
Tapar y sellar la olla e instalarla en el equipo de homogenizado, haciéndolo girar
por espacio de 2 minutos.
Verter el mineral homogenizado sobre una bandeja metálica de 33 x 53 cm y
nivelarlo.65
Efectuar un primer cuarteo (para análisis de ore control) de la siguiente forma:
- Tomar con un cucharón pequeño una pequeña porción en cada uno de los puntos
detallados, hasta obtener 600 gr. de peso aproximadamente y llenarlo en una bandeja
metálica de 16 x 26 cm.
- Acompañar a esta bandeja un sobre de papel en la cual se indique la orden de trabajo y el
código de esta muestra.
Pulverizado: Proceso por el cual el tamaño de la partícula es reducido hasta liberar el
mineral. En muestras arcillosas, usamos un pequeño chorro de acetona o alcohol para que
no se aglomere las partículas.
Según nuestro procedimiento detallamos los siguientes pasos:
Realizar este trabajo dentro de una campana extractora.
Vaciar la muestra enfriada en la olla de pulverización.
Pulverizar la muestra durante 3 minutos.
Vaciar la muestra pulverizada en un papel craf previamente cortado para
homogenizar.
Chequear si el pulverizado es completo (90% - 200 mallas).
Homogenizar y cuartear la muestra pulverizada.
Al cuartear la muestra, llevarla a su respectivo sobre de papel hasta obtener
aproximadamente 400 g de peso.
4.3.3. PROCEDIMIENTO DE ANALISIS DE CABEZA POR EL METODO
DE FIRE ASSAY
El término “Fire Assaying” es aplicado a la determinación cuantitativa de la cantidad de
metal en un mineral, separando de impurezas por el proceso de fusión.
Fire Assay está especialmente adaptado a la determinación de metales nobles: Oro, Plata, y
del grupo del Platino.
66
4.3.3.1. NORMAS DE SEGURIDAD.
Uso de equipo de protección personal (EPP) como son:
- Lentes de seguridad.
- Botas o zapatos con punta de acero.
- Respiradores contra polvos y gases.
- Guantes quirúrgicos.
- Guantes de asbesto.
- Mameluco o Mandil.
- Protección facial.
4.3.3.2. MATERIALES Y EQUIPOS
- Horno de fundición.
- Copelas.
- Crisoles.
- Balanza de precisión.
- Martillo.
4.3.3.3. PROCEDIMIENTO
Para pesar un peso definido utilizamos una balanza con capacidad de 0.01 gr +/- 1.0 mg
Según nuestro procedimiento detallamos los siguientes pasos:
Preparar rack con crisoles nuevos.
Pesar 30 g. de muestra y llevar a una bolsa de polietileno.
Pesar 2.5 gr de harina.
Una porción de la muestra pesada con exactitud, es mezclada con un fundente preparado
con anterioridad.
Los fundentes son una mezcla de Litargirio (PbO), Carbonato de Sodio
(NaCO3), Bórax (Na2B4O7) y Sílice (SiO2).
LITARGIRIO (PbO): Su punto de fusión es 883º C y tiene una gran importancia en la
fusión, ya que permite la colección de metales preciosos por el plomo metálico formado por
la reducción del litargirio.67
Además al combinarse produce silicatos fácilmente fusibles.
2 PbO + C(Harina) ------------- CO 2 + 2 Pb
El plomo es reducido y arrastra con él los metales preciosos. Además ayuda a fusionar
algunos metales reduciendo la viscosidad.
PbO + SiO2 ----------------------- PbOSiO2
FeS2 + 7PbO -------------------- 7Pb + FeO + 2SO3
CARBONATO DE SODIO ANHIDRO (Na2CO3): Su punto de fusión es 852º C y es un
poderoso fundente combinándolo con Sílice y Alúmina, produciendo silicatos y aluminatos
fusibles. Además actúa como agente desulfurante (oxida el azufre).
Na2CO3 + SiO2 -------------------Na2OSiO2 + CO2
Desulfurizadorjunto con el PbO
4Na2CO3 + 2FeS2 + 15PbO ------- Fe2O3 + 4Na2SO4 + 15Pb + 4CO
BÓRAX (Na2B4O7): Su punto de fusión es 742º C y es un fundente ácido, usado para
combinar y/o disolver algunos componentes básicos o ácidos presentes en la ganga de la
muestra, formando boratos complejos fácilmente fusibles con la sílice dando fluidez en la
fusión de óxidos metálicos.
Na2B4O7 + 2SiO2 + 3CuO2 ------- Na2B2O4 + CuB2O4 + CuSiO4
SILICE (SiO2): Su punto de fusión es 1755º C y es un fuerte fundente ácido que
generalmente se combina con los metales oxidados, dando silicato fácilmente fusibles.
68
HARINA COMO AGENTE REDUCTOR: Para muestras oxidadas la harina al
calcinarse se transforma en carbón y forma CO2 que se desprende como gas en la fusión.
2PbO + C(Harina) ------------- 2Pb + CO2
NITRATO DE POTASIO (KNO3): Para muestras altamente sulfuradas, actúan como un
agente oxidante, limita la cantidad de plomo reducido.
4KNO3 + 5C -------------- 2K2CO3 + 2CO2 + N2
2KNO3 + 5Pb ------------ 5PbO + N2 + K2O
La mezcla (fundente y muestra) es homogenizado y colocada en un crisol cerámico, donde
es fundido a 1050 ºC el PbO es reducido a Plomo metálico y los glóbulos finos de plomo se
adhieren a las partículas de Au y Ag y eventualmente se hunden hasta el fondo del crisol;
las impurezas del metal básico son oxidados y combinados con el flujo líquido para formar
la escoria.
La fusión puede dividirse en tres etapas:
1. Paso preliminar del calentamiento acompañado por alguna reducción del litargirio a
plomo; la fusión parcial y descomposición del nitrato presente y algo de sílice se funde por
el carbonato de sodio y litargirio.
2. En esta etapa se produce la mayoría de las reacciones químicas y la carga de fusión
presenta un aspecto de agitación violenta. El plomo es reducido desde el litargirio por el
carbón o azufre y una gran cantidad de plomo liberado, colecta partículas de oro y plata por
amalgamación y a través de la escoria debido a su gran densidad. El carbonato de sodio y el
bórax reaccionan con los constituyentes ácidos y básicos de la carga respectivamente y 69
producen escoria. La alúmina y otros óxidos se combinan con estos reactivos o se disuelven
en la escoria. Se desarrolla gran cantidad de gases CO2, CO, SO2, N.
3. La tercera etapa es conocida como un período de fusión quieta, esto es con el propósito
de completar formaciones de escoria y mantener esta lo más líquida posible para que toda
partícula de plomo caiga a través de la escoria colectando toda la traza de oro y plata.
La escoria debe ser perfectamente líquida para asegurar una separación perfecta de plomo;
el período de fusión calmada debe durar 15 minutos.
Según nuestro procedimiento detallamos los siguientes pasos:
Colocar 120 gr. de flux aprox. y homogeneizar.
Agregar a 1 encuarte.
Agregar 80 g de flux aproximadamente y 10 g de bórax como capa protectora.
Llevar al horno a una temperatura de 950 o C. Después de cesar la reacción llevar a
1030 o C por espacio de una hora.
Vaciar el crisol en lingoteras de fierro realizando un movimiento circular y
golpeando la base 2 veces para aglomerar el plomo fundido.
Dejar enfriar 10 min.
Limpiar los régulos con martillo dándole forma de cubo para mejor manipulación
Luego de retirar el crisol del horno con una pinza, agitar el crisol de modo que el contenido
forme un movimiento circular algunas veces y batir dos a tres veces. El fondo del crisol
golpear con una superficie dura para que las partículas de plomo adheridas a las paredes del
crisol caigan hacia el fondo.
Vaciar el contenido del crisol lentamente, dejando caer la escoria fuera de la lingotera y el
plomo metálico por su alta densidad caerá dentro de la lingotera enumerada. Las lingoteras
deben estar limpias y calentadas para evitar la humedad (seca) y colocar una pequeña
cantidad de aceite para su fácil desprendimiento.
Una vez enfriado con auxilio de una pinza y un martillo, con el cual golpearemos las
lingoteras para liberar el régulo de plomo eliminando así la escoria adherida lo máximo
posible.70
COPELACIÓN
Una vez obtenido los régulos de plomo, son aceptables dentro de un rango de 25 – 50 gr del
régulo.
Las copelas (Oxido de Magnesio y/o harina de huesos) deben ser calentadas previamente
15 minutos a 950 ºC para evitar humedad. El proceso de Copelación tiene por objeto la
oxidación del plomo y de las otras impurezas metálicas existentes, que mezcladas con
mayor o menor óxido de plomo son absorbidas por la copela. El 85 – 90% de plomo es
absorbido por la copela y el resto se oxida y volatiliza. Queda como residuo un botón
brillante que la llamaremos Perla Doré (Au-Ag). Algunas impurezas como Cu, Fe, Cd, etc.
Son eliminados totalmente por absorción en la copela, siempre que se encuentre en
pequeñas cantidades que no impiden la realización del proceso de copelación. En cambio
otras como el Bi, As, Zn, etc. Se eliminan parte de ellos por absorción de la copela y en
parte por volatilización al estado de óxido.
En el proceso de copelación debemos controlar la temperatura que no exceda de los 950 C,
si no tuviésemos perdidas por volatilización, arrastre de partículas por las sustancias
volátiles.
El punto final de la copelación se observa por un relampagueó del botón el cual debe verse
solidificado ya que la temperatura de la cámara es inferior a las temperaturas de fusión de la
plata y del oro. Las copelas deben de retirarse del horno y enfriar lo más lento posible.
Según nuestro procedimiento detallamos los siguientes pasos:
Calentar copelas en el horno a 920 o C por 20 minutos para evacuar humedad.
Colocar los régulos en las copelas y abrir la puerta superior del horno. La
copelación durará entre 30 – 45 min.
Retirar las copelas en el horno y dejar enfriar por 10 min.
PARTICIÓN
En esta parte, dependiendo de la ley del mineral, podemos terminar el análisis, según los
siguientes métodos:
Gravimetría; leyes altas71
Absorción Atómica; leyes bajas
GRAVIMETRÍA
Una vez fría la copela, se separa de ella la perla dore con un alicate punta de loro, y sobre
un yunque, se lamina, para ofrecer una mayor área de ataque con HNO3. Se pesa él dore y
se vacía a un crisol de porcelana. Se agrega HNO3 al 15 % y se lleva a plancha a 100 ºC,
hasta que disuelva la plata. La reacción que ocurre es:
(Ag + Au) + 2HNO3 = AgNO3 + Au + H2O + NO2
Cuando haya terminado el desprendimiento de burbujas se agrega unas gotas de HNO3
concentrado, para asegurarnos de la completa eliminación de la plata en forma de nitrato de
plata, se lava por decantación 2 veces con agua desionizada, una vez con amoniaco para
asegurarnos que no existan trazas de cloruro de plata, se lava una vez más con agua
desionizada y se deja secar en plancha.- Luego es calcinado para recocer el oro. Se deja
enfriar y se pesa en la microbalanza de precisión.
Según nuestro procedimiento detallamos los siguientes pasos:
Limpiar los dores y colocar en crisoles de porcelana.
Pesar el dore y registrar en hoja de trabajo.
Laminar los dores
Agregar 15 ml aprox. de solución ácido nítrico al 15% y llevar a plancha a 80 o C
aprox. por 30 min.
Terminada la reacción de burbujeo adicionar 10 gotas de HNO3 concentrado y
levantar la temperatura a 150 o C por 15 min.
Retirar y decantar solución. Lavar con agua destilada 2 veces y luego NH4OH (1:1).
Lavar con agua destilada y secar en plancha
Llevar los crisoles al horno de fusión por 30 segundos para recocer el oro
Pesar el oro y registrar en hoja de trabajo.
72
ABSORCIÓN ATÓMICA
Cuando la cantidad de oro es demasiado pequeña para pesar, se disuelve el oro con agua
regia y se lee su concentración en el equipo de absorción atómica (método combinado).
Según nuestro procedimiento detallamos los siguientes pasos:
Colocar el botón plata - oro (doré) obtenido por copelación, en tubo de ensayo,
añadir 1,5 ml de ácido nítrico al 50%; luego colocar en bandeja con agua para
ataque a baño María durante 20 minutos.
Se agrega 3 ml de ácido clorhídrico concentrado y llevar a baño María
aproximadamente 20 minutos a 100 °C +/ - 10°C. El término del ataque es cuando
cesa el desprendimiento de gases nitrosos. Enfriar a temperatura ambiente.
Agregar 6,5 ml de agua destilada, tapar los tubos, homogenizar, y enviar para
análisis por absorción atómica.
73
CONCLUSIONES
Se seleccionaron las dos variables en estudio (% NaCN y g/t Pb(NO3)2) porque de acuerdo
a pruebas preliminares realizadas se obtuvieron los mayores efectos e influencia de estas
variables sobre la variable respuesta (% Extracción Au).
1. En una solución cianurada, el nitrato de plomo, reacciona con el oro para formar Au 2Pb
y Au2Pb3 y Pb metálico, el cual claramente acelera la disolución del oro. Es decir que el
Pb(NO3)2 actúa como un catalizador y depolarizador durante el proceso de cianuración
de oro.
2. El Pb(NO3)2 cambia algunas características físicas de la superficie del oro,
comportándose como pseudo aleaciones Au-Pb, disminuyendo el espesor de la interfase
sólido-líquido, facilitando el acceso de los reactivos a la superficie del metal.
3. En presencia de sulfuros, el nitrato de plomo, reacciona con la mayoría de sulfuros
formando PbS siendo mínima la solubilidad de este compuesto en soluciones
cianuradas, inhibiendo y reduciendo la pasivación de las partículas de Au lo cual
claramente provoca un efecto catalizador y por tanto acelera la disolución del oro y
plata.
4. El nitrato de plomo forma una capa de hidróxido sobre las partículas de pirita, el cual
reduce la tasa de reacción con cianuro. La disolución de pirita genera una capa de
sulfuros sobre el oro. Esta capa es menos importante en presencia del plomo.
5. Para el oro, la adición del nitrato de plomo tienen el mismo efecto con la pirrotita que
con la pirita; inhibiendo parcialmente la formación de una capa de sulfuro.
6. El uso del nitrato de plomo, bajo ciertas condiciones operativas permite el incremento
de las extracciones de oro en los procesos de lixiviación por cianuro de sodio.
7. Un mal manejo de las variables tales como el pH, tiempo y sobretodo el % de NaCN
pueden lograr una pérdida considerable en la extracción, se tiene que tomar en cuenta
los parámetros establecidos.
8. El Pb2+ aparentemente juega un único rol cuando está presente en pequeñas cantidades
se observa un efecto acelerante, mientras que en cantidades grandes causa un efecto
retardante. El efecto retardante del Pb2+ se piensa que es debido a la formación de una
capa insoluble de Pb(CN)2 que se deposita sobre la superficie del oro.
74
ANEXOS
1. NITRATO DE PLOMO
DEFINICIÓN
El compuesto químico nitrato de plomo (II) es una sal inorgánica de plomo y de ácido
nítrico. Es un cristal incoloro o un polvo blanco, y un oxidante muy estable y fuerte. Al
contrario que otras sales de plomo (II), es soluble en agua. Estructura cristalina
Figura Nº 2.14.- Estructura cristalina [111].
En la imagen, los puntos negros representan a los átomos de plomo, los puntos blancos
a los grupos nitrato 27 pm por encima del plano de los átomos de plomo, y los puntos
azules a los grupos nitrato a la misma distancia por debajo de ese mismo plano.
En esta configuración, cada átomo de Pb está enlazado con 12 átomos de oxígeno
(longitud del enlace: 281 pm). Todos los enlaces N-O son idénticos (125 pm).
El compuesto cristaliza en un sistema cúbico, estando los átomos de plomo en un
sistema cúbico centrado en las caras y la longitud de cada lado del cubo es de 784
picómetros.
1.2. USOS:
Su uso principal, desde la Edad Media (con el nombre de plumb dulcis) ha sido
como materia prima en la producción de numerosos pigmentos.
El nitrato de plomo (II) se ha usado históricamente en la fabricación de cerillas y
explosivos especiales como la ácida de plomo Pb(NO3)2, en mordientes y
75
pigmentos (pinturas de plomo...), para la coloración e impresión de tejidos, y en los
procesos de producción de compuestos de plomo.
Desde el siglo XX, se usa como estabilizador térmico para el nylon y los poliésteres,
y como recubrimiento de las películas fototermográficas
Química.- Cuando el nitrato de plomo se calienta, se descompone en óxido de
plomo (II), acompañado de un ruido que parece un crujido (llamado decrepitación),
de acuerdo con la siguiente reacción:
2 Pb(NO3)2(s) → 2 PbO(s) + 4 NO2(g) + O2(g)
1.3 SEGURIDAD
Los peligros del nitrato de plomo (II) son los de los compuestos solubles de plomo
en general, y en una menor extensión, los de los otros nitratos inorgánicos.
Es tóxico, y su ingestión puede llevar al saturnismo: los síntomas comprenden
disfunciones intestinales, dolores abdominales fuertes, pérdida del apetito, náuseas,
vómitos y calambres, y las largas exposiciones pueden acarrear problemas
neurológicos y renales.
Los compuestos de plomo son conocidos por ser venenos lentos y acumulativos:
más del 90% del plomo absorbido se fija en los tejidos óseos, y sólo se elimina en
un largo periodo de varios años.
Los niños absorben el plomo por el tracto gastrointestinal más fácilmente que los
adultos, y por ello tienen más riesgo.
Se deben tomar precauciones antes y durante la manipulación del nitrato de plomo
(II), por ejemplo, mediante el uso de un equipo de protección (gafas de seguridad,
guantes de goma).
Los experimentos con el nitrato de plomo (II) deberían realizarse en campanas extractoras,
y los residuos no se deben liberar al medio.
76
DATOS FÍSICO QUÍMICOS:
NITRATO DE PLOMO (II)
2. CIANURO DE SODIO:
DEFINICIÓN:
El cianuro de sodio o cianuro sódico (NaCN) es la sal sódica del ácido cianhídrico
(HCN). Se trata de un compuesto sólido e incoloro que hidroliza fácilmente en presencia de
agua y dióxido de carbono para dar carbonato sódico y ácido cianhídrico:
En agua se disuelve con un pH básico.
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2.1.DATOS FISICOQUIMICOS:
Fórmula: NaCN
Masa molecular: 49,01 g/mol
Punto de fusión: 563,7ºC
Punto de ebullición: 1.496ºC
Densidad: 1,60 g/ml
Nº CAS: 143-33-9
2.2. APLICACIÓNES
El cianuro sódico se utiliza sobre todo en minería para extraer el oro y la plata de la
roca madre.
Analítica: Con nitrato de plata se forma un precipitado de cianuro de plata que se re-
disuelve en presencia de exceso de cianuro.
2.3. PRECAUCIÓNES:
Con un defecto de sulfato de hierro (II) (FeSO4) se forma tras acidular (cuidado -
liberación de cianhídrico altamente tóxico) un precipitado de azul prusiano.
Al cambio de pH por debajo de 9 y por encima de 11.5 forma el compuesto
denominado ACIDO CIANHIDRICO que es un gas altamente venenoso y letal.
3. CAL.
DEFINICIÓN:
Óxido de calcio, de fórmula CaO. También se denomina cal viva. Esta palabra interviene
en el nombre de otras sustancias, como por ejemplo la cal apagada o cal muerta, que es
hidróxido de calcio, Ca(OH)2.
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3.1. USOS:
Antiguamente se usaba «cal» en vez de «calcio», en algunos nombres de
compuestos donde interviene este elemento, como el yeso (sulfato de cal, SO4Ca
2H2O) o el mármol (carbonato de cal, CaCO3).
La cal se ha usado, desde la más remota antigüedad, de conglomerante en la
construcción; también para pintar (encalar) muros y fachadas de los edificios
construidos con adobes o tapial, habitual en las antiguas viviendas mediterráneas.
En algunos países de Latinoamérica, la cal se utiliza para el proceso de Nixtamal,
proceso utilizado para hacer sémola de maíz y masa para tortillas.
3.2. REACCIÓNES QUIMICAS:
El óxido de calcio reacciona violentamente con el agua haciendo que esta alcance
los 90ºC. Es por ello que, si entra en contacto con seres vivos, deshidrata sus tejidos
ya que estos están formados por agua. Por ejemplo un ser humano está formado por
un 75% de agua
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BIBLIOGRAFÍADOMIC E. (1985), “Lixiviación TL: Nuevo proceso hidrometalúrgico”, Boletín Minero, COMPAÑÍAS MINERAS, “Separatas de trabajos e informes técnicos. del grupo de Investigaciones Metalúrgicas ”.HABASHI F. (1970) “Extractive Metallurgy, Vol. 2: Hydrometallurgy”, Gordon and Breach, New York.CAICEO A. FERNANDO ,”Optimización por Diseños Experimentales con aplicaciones a la Metalurgia Extractiva ”, 1995.CENTRO DE INVESTIGACIÓN, GESTION Y DESARROLLO AMBIENTAL, “Extracción Y Procesamiento de Minerales de Cobre y Oro ”, Arequipa, 2006.MISARI CH. FIDEL SERGIO, “Metalurgia del Oro”, I edición, 1993.DOUGLAS C. MONTGOMERY, “Diseño y Análisis de Experimentos”, Editorial Iberoamericana, 1992.
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