Trituración, molienda y clasificación

No se dispone de información en detalle acerca del tratamiento del mineral de óxidos explotado entre los años 1984 y 1992, simplemente se cuenta con datos de tratamiento en las pilas de lixiviación, que son reportados más adelante.

El tratamiento de sulfuros se iniciaba con la trituración del material de mina en una chancadora cónica de 42” * 65” (1,06 m * 1,65 m) obteniéndose un producto – 12” (– 200 mm) que era enviado a un cono de almacenamiento (stock pile) mediante una cinta transportadora en una cantidad promedio de 18.000 t/d.

El mineral, en una cantidad de 750 t/h, antes de su molienda en un molino semiautógeno SAG de 8,5m * 3,8m era mezclado con cal para regular y mantener el pH entre 10,5 y 11. El molino se encontraba en circuito cerrado con un “trommel” con una abertura de 9 mm. El sobretamaño era recirculado al mismo molino, mientras que el material de menor tamaño era enviado a una caja de descarga desde donde se bombeaba a una batería de 23 ciclones de 15” instalado en circuito cerrado con dos molinos de bolas de 5m * 9m, en paralelo. El “underflow” de los ciclones era recirculado a los molinos, mientras el “overflow” era descargado a una caja de colección, pasando previamente a través de cribas vibratorias de limpieza. La pulpa, acondicionada a un 40 % de sólidos y pH de 10,5 a 11, era posteriormente bombeada al circuito de lixiviación por agitación.

3.2.2.6 Proceso de lixiviación

El proceso de lixiviación fue llevado a cabo inicialmente, cuando se estaba tratando los minerales oxidados, mediante lixiviación en pilas y a partir de 1993, una vez agotada la capa de óxidos y el mineral era principalmente sulfuros, mediante lixiviación en tanques.

3.2.2.7 Lixiviación en pilas

La primera pila de lixiviación de minerales oxidados, construida en 1984, tenía una capacidad de tratamiento de 400 tpd. Un año más tarde, en 1985, inició sus actividades la planta de San Andrés, a nivel de Planta Piloto, con el proceso Merril Crowe para la recuperación de los metales preciosos. Para 1986, la capacidad de tratamiento de esta pila de lixiviación era de 1000 tpd y a fines de 1987 duplicó su capacidad a 2.000 tpd.

En julio de 2001 finalmente se incrementa la lixiviación en pilas a una capacidad de 15.000 tpd de mineral oxidado.

3.2.2.8 Proceso CIL

El proceso CIL (Carbon in Leach) se implementó en EMIRSA para el tratamiento de minerales sulfurosos con contenidos de oro y plata (6,05 millones de toneladas por año con 1,70 g/t de oro y 8,47 g/t de plata provenientes de Kori Kollo y 1,62 millones de toneladas por año, con 1,57 g/t de Au y 8,87 g/t de Ag, provenientes del Llallagua).

El flujograma esquemático del proceso CIL se muestra en la figura siguiente (ver Figura 3.2-1). Este proceso se llevó a cabo en 12 tanques de 15,8 m de diámetro y 16,5 m de altura, con un tiempo total de retención de 24 a 32 horas. Los primeros 6 tanques eran empleados para la lixiviación con

adición de oxígeno y cianuro de sodio en el primer tanque, oxígeno en el segundo y aire en los 6 tanques.

3.2.2.9 Adsorción y desorción

La adsorción del oro y la plata en contracorriente se llevó a cabo en los siguientes 6 tanques, con una concentración de carbón activado de 4 – 18 g por litro de pulpa. La descarga del carbón se realizaba en el tanque 7 (de los 12 tanques, tal como se muestra en la figura 3.2-1) para luego ser transportado a la columna de lavado ácido.

Luego del lavado ácido, el carbón era transferido a las columnas de desorción y empleo del proceso Zadra para la disolución de los metales preciosos en solución alcalina concentrada de cianuro de sodio.

Auditoría Ambiental a las Operaciones Mineras Kori Kollo Informe Fase III Empresa Minera Inti Raymi Reporte Técnico

3.2.2.10 Producción de doré

La solución cianurada conteniendo oro y plata disueltos se sometía a electroobtención para la recuperación de estos metales. El metal depositado era posteriormente fundido en un horno rotatorio, usando como combustible gas natural, para la obtención de metal doré (24 % Au y 75 % Ag).

3.2.2.11 Retratamiento de colas de lixiviación

Con el objetivo de incrementar la recuperación de oro, las colas de lixiviación, procedentes del último tanque de adsorción eran enviadas a la planta de retratamiento de colas. En esta planta, la pulpa era bombeada a una batería de ciclones para su deslame (descarte de lamas). El producto grueso era luego procesado en conos Reichert y finalmente concentrado en espirales, habiéndose obtenido un concentrado piritoso en una cantidad de 100 t/h con una ley de 2,3 g/t Au. Este producto era luego sometido a lixiviación en 9 tanques de 725 m3 de capacidad cada uno, con un tiempo de retención de 45 horas.

La pulpa no tratada en esta planta era enviada a un espesador de alta capacidad y diluida con agua. La solución clara era retornada al proceso de lixiviación mientras que los lodos espesos eran bombeados a la planta de destrucción de cianuro antes de ser enviadas al dique de colas.

3.2.2.12 Planta de destrucción de cianuro

Al momento en que se estaba presentando el manifiesto ambiental (1997) EMIRSA contaba con el proceso INCO para la oxidación del cianuro a cianato con el empleo de dióxido de azufre y oxígeno, para ello, la pulpa con contenido de cianuro era tratada en dos reactores en paralelo, cada una de 740 m3 de capacidad y un tiempo de retención de 1 hora.

El dióxido de azufre era obtenido mediante la combustión de azufre elemental con aire. El aire y el dióxido de azufre eran inyectados por la parte inferior de los tanques. Como productos de reacción se obtenían cianato, que posteriormente por reacción con el agua generaba carbonato y amonio, y ácido sulfúrico que era neutralizado con adición de hidróxido de calcio hasta alcanzar un pH mayor a 7,5.

Las colas detoxificadas eran finalmente enviadas al dique de colas en una cantidad de 500.000 a 580.000 toneladas métricas por mes.

3.2.2.13 Rehabilitación Plataforma de lixiviación Chuquiña

Debido a la subida de la cotización del oro en el mercado internacional, a fines de 2004, EMIRSA decidió rehabilitar la Plataforma de Lixiviación Chuquiña, en lo que vino a llamarse Proyecto Fase VI, para la recuperación inicialmente de oro del mineral de reserva del “Depósito 7”, cercano al desmonte de mina Llallagua.

La plataforma estaba revestida con una capa de arcilla de 45 cm, y todas las canaletas y estanques estaban revestidos con geomembrana.

3.2.2.14 Operación Minera Llallagua

Habiéndose determinado que las reservas del tajo Llallagua alcanzaban a 9,4 Mton de mineral oxidado se decidió su explotación y posterior tratamiento en la pila de lixiviación Chuquiña. Para ello, se decidió operar en forma similar a la operación Kori Kollo, con explotación en bancos y paredes de 6 metros de alto en bloques de 10 x 10 m.

Debido a que se decidió procesar exclusivamente el material oxidado, todo material sulfuroso que se encontraba era separado de la mena y enviada a desmonte de la mina Llallagua para su encapsulado, junto con el material de descarte de la operación (roca caja).

Debido a que la mena sería tratada “tel quel”, la tronadura se realizaba buscando el más alto grado de reducción de tamaño, empleando para ello ANFO (nitrato de amonio / fuel oil). En casos en que se encontraban condiciones saturadas, se usaban explosivos de emulsión.

Finalmente, el material producido (mena) era trasladado a la pila de lixiviación empleando una flota de volquetes grandes.

Recuperación de oro desde relaves comparando procesos carbón in leaching y lixiviación en pilas-adsorción

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

carbón en lixiviación (CIL) y lixiviación en pilas de relaves aglomerados. El objetivo es evaluar la

factibilidad técnica y económica de la recuperación de oro desde relaves, comparando los procesos

mencionados. El relave a estudiar, presente en Compañía Minera Dayton se nombra como "Relave

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

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

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

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

88% del oro en la pila lixiviación y más del 93% en la adsorción en el carbón en columnas (CIC), lo

cual entrega una recuperación global cercana al 81%.El consumo de reactivos comunes es similar

en ambas plantas. El consumo energético de la planta CIL por tonelada procesada es mayor que

en la lixiviación en pilas, el consumo promedio es de 69 kw por tonelada en CIL, mientras que la

lixiviación en pila consume 0.2 kw por tonelada. La planta de aglomeración y lixiviación en pilas es

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

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

1.02 m3/Ton para la primera y 0.23 m3/Ton para la segunda. Económicamente la planta de carbón

en lixiviación (CIL) no es rentable para procesar el relave Aguilera con un costo por Onza

producida de 2800 US$, si se contara con un relave de mayor ley o un mineral concentrado de oro,

entonces sería una buena opción procesarlo por este sistema. La planta de aglomeración presenta

buena factibilidad económica para procesar el relave Aguilera en las condiciones de diseño, con un

costo por Onza producida de 700 US$.