OPTIMIZACIÓN DEL PROCESO DE DESORCIÓN, …
99
UNIVERSIDAD NACIONAL DE SAN AGUSTÍN FACULTAD DE INGENIERÍA DE PROCESOS ESCUELA PROFESIONAL DE INGENIERÍA METALÚRGICA “OPTIMIZACIÓN DEL PROCESO DE DESORCIÓN, ELECTRODEPOSITACIÓN DE LA PLANTA LA JOYA MINING S.A.C.” Tesis Presentado por el Bach: GERSON ENRICO ZEGARRA ZEGARRA Para Optar el Título Profesional de Ingeniero Metalurgista AREQUIPA – PERÚ 2018
Transcript of OPTIMIZACIÓN DEL PROCESO DE DESORCIÓN, …
UNIVERSIDAD NACIONAL DE SAN AGUSTÍN
FACULTAD DE INGENIERÍA DE PROCESOS
ESCUELA PROFESIONAL DE INGENIERÍA METALÚRGICA
“OPTIMIZACIÓN DEL PROCESO DE DESORCIÓN,
ELECTRODEPOSITACIÓN DE LA PLANTA
LA JOYA MINING S.A.C.”
Tesis Presentado por el Bach:
GERSON ENRICO ZEGARRA ZEGARRA
Para Optar el Título Profesional de
Ingeniero Metalurgista
AREQUIPA – PERÚ
2018
DEDICATORIA
A mi esposa Mery, mi hijo Nicolas y mi futuro hijito por darme la fuerza para seguir adelante y ser mejor persona y profesional.
A mi Madre y Hermanas por su apoyo constante
A mi Tío Miguel Zegarra por su guía y su ayuda en mi formación profesional
AGRADECIMIENTOS
A mis Docentes Universitarios.
A mis compañeros de la Planta de Beneficio La Joya Mining S.A.C.
A todas las personas que de manera directa o indirecta me ayudaron a la realización del presente estudio.
Hay una fuerza motriz más poderosa que el vapor,
La electricidad y la energía atómica: la voluntad.
Albert Einstein 1879-1955
RESUMEN
LA JOYA MINING S.A.C., es una planta de beneficio de minerales, con capacidad
para 150 TMSD, dedicada al procesamiento de minerales auríferos de la zona sur
de nuestro país por medio del acopio , mediante el proceso de lixiviación CIP se
recupera el oro del mineral el cual es depositado en carbón activado.
El carbón activado cargado con oro, plata y otros metales es procesado en la planta
de desorción de nuestra empresa que tiene una capacidad para 5 TMS. La cual
recupera el oro, plata y los otros metales son eliminados, ya que, no son el fin de la
compañía.
El presente estudio está enfocado en el área de desorción, debido a que, se tuvo
serios problemas con el tiempo de procesamiento en la planta de desorción teniendo
una eficiencia considerablemente baja.
La planta de desorción tiene un tiempo de procesamiento de 25 días en promedio y
se necesita bajar ese tiempo de procesamiento al máximo posible.
Palabras claves: Auríferos, lixiviación, CIP, carbón activado, desorción
ABSTRACT
LA JOYA MINING S.A.C., is a mineral benefit plant with capacity for 150 TMSD,
dedicated to gold minerals processing from the southern of country through the
collection, the process of leaching CIP recovers the gold of the mineral. After that,
the gold is deposited in coal activated.
The activated carbon loaded with gold, silver and other metals is processed in
company desorption plant, that has a capacity for 5 TMS. The desorption plant
recovers the gold, silver and other metals are eliminated, because, they are not the
Company purpose.
The present study is focused on the desorption area, because there were serious
problems with the processing time in the desorption plant having a considerably low
efficiency.
The desorption plant has an average processing time of 25 days and it is necessary
to lower that processing time as much as possible.
Key words: Auriferous, leaching, CIP, activated coal, desorption.
ÍNDICE GENERAL
CAPÍTULO I........................................................................................................... 1
1.1 GENERALIDADES ...................................................................................... 1
1.1.1 HISTORIA DE LA COMPAÑÍA .............................................................................1
1.1.2 ORGANIGRAMA PRODUCCIÓN ........................................................................2
1.1.3 CARACTERÍSTICAS DE LOS PRODUCTOS QUE OFRECE ....................2
1.1.4 PLANO DE UBICACIÓN ........................................................................................3
1.1.5 ACCESOS ...................................................................................................................3
1.2 PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA ......................................................... 4
1.2.1 DESCRIPCIÓN DE LA REALIDAD PROBLEMÁTICA ...................................4
1.2.3 FORMULACIÓN DEL PROBLEMA.....................................................................5
1.2.4 OBJETIVOS. ..............................................................................................................5
1.2.5 JUSTIFICACIÓN .......................................................................................................5
1.2.6 FORMULACIÓN DE HIPÓTESIS. .......................................................................6
CAPÍTULO II.......................................................................................................... 7
2.1 DESORCION DE CARBON ACTIVADO ...................................................... 7
2.1.1 GENERALIDADES...................................................................................................7
2.2 CLASIFICACION DE LOS PROCESOS DE DESORCION .............................. 8
2.2.1 PROCESO ATMOSFÉRICO ZADRA ..................................................................8
2.2.2 PROCESO DE RE EXTRACCIÓN CON ALCOHOL ......................................8
2.2.3 PROCESO DE RE EXTRACCIÓN A ALTA PRESIÓN .................................9
2.2.4 PROCESO ANGLO AMERICANO (AARL) ........................................................9
2.2.5 PROCESO ANGLO AMERICANO CON PRESIÓN .......................................10
2.2.6 COMPARACIÓN DE LOS PROCESOS ...........................................................10
2.2.7 OPERACIONES DE LA UNIDAD DE DESORCIÓN (ZADRA) ..................12
2.2.7.1 MANIPULEO DEL CARBÓN ACTIVADO ........................................ 12
2.2.7.2 TRATAMIENTO QUÍMICO .............................................................. 12
2.2.7.3 CALENTAMIENTO DE LA SOLUCIÓN ........................................... 13
2.2.8 REGENERACIÓN DE CARBÓN .......................................................................14
2.3 FACTORES FÍSICOS Y QUÍMICOS QUE AFECTAN LA EFICIENCIA DE LA DESORCIÓN 15
2.3.1 TEMPERATURA Y PRESIÓN ............................................................................15
2.3.2 CONCENTRACIÓN DE CIANURO ...................................................................16
2.3.3 EFECTO DEL pH ...................................................................................................17
2.3.4 VELOCIDAD DE FLUJO DEL ELUYENTE .....................................................17
2.4 PROCESO DE RECUPERACIÓN DE ORO DEL CARBÓN ACTIVADO POR
EL MÉTODO DE FUNDICIÓN ................................................................................. 18
2.4.1 ANALISIS DE ORO Y PLATA POR VIA SECA (FIRE ASSAY) .................18
2.4.1.1 PRINCIPIO ................................................................................... 18
2.4.1.2 REACTIVOS DEL FLUX POR VÍA SECA .................................. 18
2.4.1.3 ETAPAS DE LA VÍA SECA ....................................................... 18
2.5 ELECTRODEPOSICION DE ORO ................................................................. 19
2.5.1 PRINCIPIOS ELECTROQUÍMICOS .................................................................19
2.5.1.1 IONIZACIÓN ................................................................................. 19
2.5.1.2 POTENCIAL ELÉCTRICO ESTÁNDAR......................................... 20
2.5.1.2.1 Unidades electroquímicas ........................................................ 22
2.5.1.2.2 Leyes electroquímicas .............................................................. 22
2.5.1.2.3 CONDUCCIÓN ELECTROLÍTICA ............................................. 24
2.6 TIPOS DE CELDAS DE ELECTRODEPOSICIÓN ......................................... 26
2.6.1 CELDA ZADRA .......................................................................................................26
2.6.2 CELDA AARL ..........................................................................................................27
2.6.3 CELDA DE GRAFITO NIM ..................................................................................28
2.6.4 CELDA DE LANA DE ACERO MINTEK ..........................................................29
2.7 FUNDAMENTOS DEL ELECTROWINNING ................................................. 30
2.7.1 REACCIONES QUÍMICAS ..................................................................................33
2.7.1.1 REDUCCIÓN CATÓDICA DEL ORO .......................................... 33
2.7.1.2 REDUCCIÓN DE OXÍGENO Y AGUA ......................................... 35
2.7.1.3 REACCIONES ANÓDICAS ......................................................... 36
2.8 REACCIONES CINÉTICAS Y FACTORES QUE AFECTAN LA EFICIENCIA..... 37
2.8.1 IMPORTANCIA DE LA CINÉTICA EN EL PROCESO .................................37
2.8.2 CONCENTRACIÓN DE ORO .............................................................................38
2.8.3 HIDRODINÁMICA DEL ELECTRÓLITO ..........................................................38
2.8.4 TEMPERATURA .....................................................................................................39
2.8.5 ÁREA SUPERFICIAL DEL CÁTODO ...............................................................39
2.8.6 VOLTAJE DE CELDA ...........................................................................................40
2.8.7 CORRIENTE DE CELDA Y EFICIENCIA DE CORRIENTE ......................40
2.8.8 CONDUCTIVIDAD DE LA SOLUCIÓN ............................................................40
2.8.9 pH ...............................................................................................................................41
2.8.10 CONCENTRACIÓN DE CIANURO ...................................................................42
2.8.11 EFECTO DE OTRAS ESPECIES EN LA SOLUCIÓN .................................42
2.9 DIAGRAMA DE POURBAIX ...................................................................... 43
CAPÍTULO III ...................................................................................................... 45
3.1 DESCRIPCIÓN DEL PROCESO CONVENCIONAL DE DESORCIÓN ...... 46
3.1.1 DESCRIPCIÓN DE LOS EQUIPOS DE DESORCION ...............................47
3.1.2 DESCRIPCION DE OPERACIÓN .....................................................................50
3.1.3 PARÁMETROS DE OPERACIÓN ......................................................................53
3.1.4 ENSAYOS DE LABORATORIO ..........................................................................55
3.1.5 RESULTADOS ........................................................................................................56
3.1.6 ANÁLISIS DE RESULTADOS ............................................................................57
CAPÍTULO IV ...................................................................................................... 59
4.1 OPTIMIZACIÓN DEL PROCESO, MEDIDAS REPETIDAS ..................... 59
4.1.1 MODELO CUANDO SE CONSIDERA GRUPOS O TRATAMIENTOS ...59
4.1.1.1 ANÁLISIS VARIADO PARA DISEÑOS MR ................................... 60
4.1.2 PRUEBAS DE DESORCIÓN (APLICACIÓN DEL MODELO MATEMÁTICO) ..62
4.1.2.1 PARÁMETROS DE LAS PRUEBAS .............................................. 62
4.1.3 RESULTADOS........................................................................................................64
4.2 PROCESO CON PARÁMETROS ENCONTRADOS DE DESORCIÓN ..... 67
4.2.1 PARÁMETROS DE OPERACIÓN ......................................................................69
4.2.2 COMPAÑA 6 DEL PROCESO DE DESORCIÓN ..........................................69
4.2.3 CONTROL DE PARÁMETROS CAMPAÑA 6.................................................70
4.2.4 ENSAYOS DE LABORATORIO (QUÍMICOS) ................................................71
4.2.5 RESULTADOS .........................................................................................................72
4.2.6 ANÁLISIS DE LOS RESULTADOS ...................................................................73
4.3 PRUEBAS DE ELECTRODEPOSICIÓN .................................................... 74
4.3.1 PARÁMETROS DE LAS PRUEBAS ..................................................................74
4.3.1.1 TAMAÑO DE CELDA, ÁREA DE CÁTODOS. ................................. 75
4.3.2 ENSAYOS DE LABORATORIO ..........................................................................75
4.3.3 CONDICIONES DE LA SOLUCIONES DE ELECTROWINNING .............76
4.3.4 RESULTADOS .........................................................................................................76
4.2.4 ANÁLISIS DE LOS RESULTADOS ...................................................................77
4.4 COMPARACIÓN DE RESULTADO ........................................................... 77
4.5 REFINACIÓN QUÍMICA Y FUNDICIÓN DEL BULLION. ........................... 80
4.5.1 DIAGRAMA DE FLUJO .........................................................................................80
4.5.2 DESCRIPCIÓN DEL PROCESO DE REFINACIÓN .....................................81
CONCLUSIONES ................................................................................................ 87
RECOMENDACIONES ........................................................................................ 88
BIBLIOGRAFÍA ................................................................................................... 89
1
CAPÍTULO I
1.1 GENERALIDADES
1.1.1 HISTORIA DE LA COMPAÑÍA
Ubicado en el Distrito La Joya, anexo San José, Panamericana sur
altura km 982 Carretera Lima-Tacna, poblado de San José. Provincia de
Arequipa, Región Arequipa.
Fue constituido el año 2012 e inicia operaciones en diciembre del 2014;
inicia con un nivel de procesamiento de 80 TMD de minerales auríferos y
acopio de mineral de proveedores, los tipos de minerales auríferos que
procesan en orden cantidad aproximada son:
- Mineral oxidado: 85 %
- Mineral ganga: 5.0 %
- Mineral Zaranda (llampo): 7.0 %
- Mineral Sulfuro: 3.0 %
La planta de beneficio posee las siguientes áreas de proceso:
- Recepción, cancha de minerales y preparación mecánica
- Laboratorio Químico y de investigación Metalúrgica
- Chancado primario y secundario
- Molienda primaria y secundaria
- Lixiviación y Adsorción (CIP)
2
- Desorción y refinación
- Relavera
- Administración y campamento.
1.1.2 ORGANIGRAMA PRODUCCIÓN
1.1.3 CARACTERÍSTICAS DE LOS PRODUCTOS QUE OFRECE
Los productos terminados son los siguientes:
CUADRO 1
Producto Tipo Ley (%)
Oro Barra 99.9
Bullón 30 aprox.
Plata Granalla 99.9
SUPERINTENDENCIA
JEFE PLANTA JEFE LABORATORIO JEFE MANTENIMIENTO JEFE SSOMA
JEFE GUARDIA ENCARGADO DE
DESORCION
OPERADOR
PLANTA
ASISTENTE
DESORCION
ASISTENTE
LABORATORIO
ANALISTA JEFE DE
GUARDIA
ELECTRICISTA
SENIOR
ELECTRICISTA
JUNIOR
MECANICO
SENIOR
MECANICO
JUNIOR
ASISTENTE
SSOMA
3
1.1.4 PLANO DE UBICACIÓN
MAPA DE AREQUIPA, UBICACIÓN PLANTA BENEFICIO LA JOYA MINING SAC
FUENTE Estudio IGAC la Joya MIning
1.1.5 ACCESOS
El acceso a la Planta de Beneficio, parte de la ciudad de Arequipa en
dirección Norte a través de la Variante de Uchumayo hasta llegar a la
Panamericana Sur, al lugar denominado km 48, desde el cual se toma la
Panamericana Sur en dirección Suroeste hasta llegar al sector de San José.
A partir de San José se continúa por una Trocha carrozable hacia el Este
donde se encuentra la “Planta de Beneficio La Joya”.
4
CUADRO 2
1.2 PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA
1.2.1 DESCRIPCIÓN DE LA REALIDAD PROBLEMÁTICA
La Planta de beneficio LA JOYA MINING S.A.C. opera desde diciembre del
2014, cuenta con una capacidad de procesamiento de mineral de 80 TMS/día
a 150 TMS/día, la recuperación se realiza por lixiviación por agitación,
mediante carbón activado posterior la desorción y su electrodeposición y
refinación.
El problema se encuentra que el tiempo de desorción es demasiado largo
convirtiendo esta etapa del proceso en un cuello de botella, para ello se
desea mejorar la recuperación de oro en la etapa de desorción,
electrodeposición y refinación para mejorar el tiempo de recuperación de oro.
Tramo Distancia (km) Vía de comunicación
Tiempo
Arequipa – Desvío La Joya
48.00 Panamericana Sur
0 h 40 min.
Desvío La Joya – San José
08.50 Vía asfaltada 0 h 10 min.
San José - Planta de Beneficio La Joya
0.500 Trocha Carrozable
0 h 5 min.
Total 57.00 0 h 55 min.
5
1.2.3 FORMULACIÓN DEL PROBLEMA.
PROBLEMA GENERAL
¿Cómo reducir el tiempo de desorción en la PLANTA LA JOYA MINING
S.A.C.?
PROBLEMA ESPECÍFICO
¿Cuáles son los factores que afectan al proceso de desorción?
¿Qué parámetros se deben modificar para mejorar el tiempo de desorción?
1.2.4 OBJETIVOS.
OBJETIVO GENERAL
Reducir el tiempo del proceso de desorción al máximo posible
OBJETIVOS ESPECÍFICOS
- Evaluar el proceso de desorción y electrodeposición de oro en la
planta LA JOYA MINING S.A.C.
- Determinar los parámetros de operación, para mejorar el proceso
de desorción
1.2.5 JUSTIFICACIÓN
El costo, por el problema del tiempo de recuperación de oro en la planta la
JOYA MINING S.A.C. son considerablemente altos, debido a que, el tiempo
de entrega del producto final actualmente demora más de 25 días solo en la
etapa de desorción.
El presente estudio se va a realizar con el objeto de minimizar el tiempo de
desorción, que es, urgente para los intereses de la empresa.
6
La economía de la empresa depende del flujo de dinero que mueve, para
esto se necesita asegurar un ciclo de entrega de oro, el cual actualmente se
ve frenado en la etapa de desorción.
1.2.6 FORMULACIÓN DE HIPÓTESIS.
Es posible mejorar el proceso de desorción de la planta la JOYA MINING
S.A.C. reduciendo el tiempo de elusión, comprendiendo los parámetros de
operación adecuados para que se lleve a cabo el proceso.
Controlando parámetros como: flujo, temperatura, voltaje, % de hidróxido de
sodio, se puede mejorar el proceso de desorción.
7
CAPÍTULO II
2.1 DESORCION DE CARBON ACTIVADO
2.1.1 GENERALIDADES
Fue el desarrollo de un proceso eficiente para la elución de oro y plata a partir del
carbón activado que hizo a la adsorción con carbón una alternativa viable
económicamente a la precipitación con polvo de zinc MERRIL - CROWE.
El descubrimiento de J.B. Zadra de un método de desorción a inicios de 1950 hizo
posible la aplicación a escala comercial del proceso CIP. Antes de este desarrollo
el carbón ha sido usado con éxito para adsorber oro, pero el único método para
recuperar el oro a partir de éste fue por fundición del carbón. La técnica desarrollada
por Zadra en la US. Bureau of Mines fue comercializada por primera vez por la
Homestake Gold Mining en South Dakota en 1973. La tecnología CIP fue
previamente probada en la Getchell Mine en Nevada (1950) y la Carlton Mill en
Cripple Creek. Colorado (1954 - 1960).
Los fines y objetivos de la etapa de desorción (elución) son:
Recuperar la mayor cantidad de valores metálicos cargados a partir de la
solución desorbida en un volumen tan pequeño como sea posible.
Producir una solución impregnada con el tenor más alto posible de metales
preciosos.
Dejar la menor cantidad de oro y plata posible en el carbón después de la
desorción.
Dejar el carbón listo para retornar al sistema de adsorción.
Operar con seguridad y en forma económica en un desarrollo industrial.
El tamaño y en algún grado el tipo de sistema de elución requerido para una
planta depende de varios factores:
8
o La cantidad total de oro y plata a ser desorbido, el cual es controlado
por la capacidad de planta y el grado de mineral.
El oro y la plata cargado en el carbón a ser desorbido.
La velocidad a la cual el carbón avanza a través del circuito y El tiempo que
tomará para desorber el carbón a niveles apropiadamente bajos.
2.2 CLASIFICACION DE LOS PROCESOS DE DESORCION
2.2.1 PROCESO ATMOSFÉRICO ZADRA
Este proceso fue desarrollado por Zadra en la U.S. Bureau of Mines, comprende la
reextracción de oro, a partir del carbón cargado usando una solución conteniendo
0.1% de NaCN y 1% NaOH a una temperatura de 85 0C - 95 0C.
El proceso es llevado a presión atmosférica y el tiempo total requerido para desorber
el carbón hasta un nivel lo suficientemente bajo de oro puede estar en el rango de
24 - 60 horas, dependiendo de la solución y modo de operación.
Este proceso es simple y los costos de capital y operación son relativamente bajos,
los cuales lo hacen altamente apropiado para operaciones a pequeña escala. Sin
embargo el ciclo de tiempo largo requerido para la elución efectiva puede ser un
factor limitante para plantas a mayor escala.
2.2.2 PROCESO DE RE EXTRACCIÓN CON ALCOHOL
Este proceso fue desarrollado por Heinen en la U.S. Bureau of Mines y es
básicamente una extensión del proceso atmosférico Zadra. El carbón cargado es
desorbido usando una solución conteniendo o.1 % de NaCN, 1 % de NaOH y 20 %
de alcohol en volumen a una temperatura de 80 0C. El proceso es operado a presión
atmosférica y la adición de alcohol a la solución de desorción reduce
9
significativamente el ciclo de elución a 5 -6 horas. La ventaja de alcohol en la re
extracción es reducir el tamaño de la sección de re extracción.
Las principales desventajas de este proceso incluyen el alto riesgo de incendio
asociado con el alcohol y mayores costos de operación debido a las pérdidas de
alcohol por volatización. Un número de dispositivos de seguridad para minimizar los
riesgos de incendio ha sido incorporado en el diseño de un circuito y la instalación
de un sistema de recuperación efectiva de vapor es esencial para mantener un
balance económico. Se afirma que el carbón no requiere regeneración tan
frecuente con esta técnica.
2.2.3 PROCESO DE RE EXTRACCIÓN A ALTA PRESIÓN
Este proceso fue desarrollado por Potter en la U.S. Bureau of Mines, básicamente
incluye la re extracción del carbón cargado con una solución conteniendo 0.1 % de
NaCN (opcional) y 1% de NaOH, pero al aumentar la presión por sobre la
atmosférica – a unas 5atm, equivalentes a unos 75psi, ó 500kPa – se puede
aumentar también la temperatura a unos 130-135ºC. El efecto de usar alta presión
para la re extracción es reducir el consumo de reactivo, inventario de carbón y el
tamaño de la sección de re extracción. Sin embargo, las presiones y las
temperaturas elevadas asociadas con este proceso requiere el uso de equipo más
costoso y las soluciones efluentes tienen que ser enfriadas con intercambiadores
de calor antes de la reducción de presión para evitar relampagueos.
2.2.4 PROCESO ANGLO AMERICANO (AARL)
Este proceso fue desarrollado por R.J. Davidson de la Anglo American Research
Laboratories, este procedimiento se distingue por usar el concepto de
pretratamiento, o remojo, de carbón cargado con una solución fuerte de unos 35 a
50g/L de cianuro (NaCN al 3,5 – 5%) aproximadamente y de 10 a 20 g/L de soda
(NaOH al 1 – 2%) antes de proceder a su elusión con agua desionizada, a 95ºC y
presión atmosférica. En estas condiciones, en unas 8 a 12 horas se completa la
elusión.
10
2.2.5 PROCESO ANGLO AMERICANO CON PRESIÓN
Es similar al método del caso anterior, pero al aumentar la presión a unas 2 atm
(unas 30psi, o 200kPa) se puede subir la temperatura a unos 110ºC, disminuyendo
los tiempos de tratamiento a unas 6 a 8 horas.
2.2.6 COMPARACIÓN DE LOS PROCESOS
Tabla Nº 2.1
Resumen de condiciones de operación en los principales procedimientos de desorción
de oro desde carbones activados
Método Remojo
previo Solución
Temp.
(ºC)
Presión
(kPa)
Tiempo
(horas)
Flujo
(BV/h)
Recirculaci
ón desde
EW
Zadra No 1% NaOH
0,1-0,2%
NaCN
95-100 100 30-48 2
Completa
con
reciclaje
continuo
del eluido
Z/Presión No 135 500 8-12 2
Z/Alcohol
No
1% NaOH
0,1-0,2%
NaCN
10-20%
Alc.
Etílico/H2
O
80
100
6-10
2
AARL
5% NaCN
2% NaOH
Agua
Desioniza
da
95-100 100 8-12 2
No permite
recirculaci
ón ya que
el eluyente
debe ser
agua
fresca
AA/Presió
n
110
200
6-8
2
70 10 0,25
70 4-5 0,2
11
Tabla Nº 2.2
Análisis comparativo de las principales ventajas y desventajas entre los diversos procedimientos de desorción
Principales Ventajas Principales Desventajas
Zadra (a presión atmosférica)
1. Relativa simplicidad 2. Bajo costo de capital 3. Bajo consumo de reactivo
1. Cinética muy lenta 2. Alto inventario de oro en el circuito 3. Descarte periódico de solución para controlar impurezas 4. Alto consumo de energía por duración
Zadra Presurizado
1. Cinética más rápida 2. Menor inventario de oro en el circuito 3. Bajo consumo de reactivos
1. Mayor costo de capital 2. Mayor costo de operación por presión 3. Uso de temperatura y presión elevada 4. Descarte periódico de solución para controlar impurezas.
Zadra con Alcohol
1. Cinética más rápida 2. Menor temperatura de trabajo y presión atmosférica 3. Menor inventario de oro en el circuito
1. Riesgo de incendio obliga a mayores precauciones 2. Mayor costo de operación por alcohol 3. Sistema de recuperación de alcohol evaporado 4. Descarte periódico de solución para controlar impurezas
Anglo-American (AARL)
1. Cinética más rápida 2. Bajo inventario de oro en el circuito 3. Alta eficiencia y alta concentración de oro en eluído 4. Circuito abierto sin descarte solución por impurezas 5. Aprovecha el eluyente de reciclo en la lixiviación 6. Puede operar a presión atmosférica
1. Mayor costo capital 2. Requiere agua desmineralizada de alta calidad 3. Uso de temperatura y presión relativamente elevados 4. Circuito es más complejo.
12
2.2.7 OPERACIONES DE LA UNIDAD DE DESORCIÓN (ZADRA)
2.2.7.1 MANIPULEO DEL CARBÓN ACTIVADO
El carbón húmedo como viene de los agitadores debería ser zarandeado y lavado
para remover la madera, arena y otros materiales extraños. El carbón zarandeado
luego es colocado en la columna de carbón y es llenado hasta una malla superior
interna.
El carbón ideal para la desorción, es un carbón húmedo conteniendo 20 a 30 % de
humedad, el cual es típico de un carbón que ha sido zarandeado para remover
elementos extraños.
2.2.7.2 TRATAMIENTO QUÍMICO
Antes o después de la desorción o elución, suele ser requerida la remoción de limos
o depósitos de sales sobre los poros del carbón. El carbonato y/o sulfato de calcio
a menudo precipita en los poros del carbón durante el cargado. Un lavado ácido
ayuda a remover las sales de calcio y algunos metales base, tales como cobre, zinc
y níquel cargado sobre el carbón.
La ecuación general para la disolución de un carbonato metálico divalente en el
mineral con ácido está dada como sigue:
MCO3 + 2H+ = M2+ + CO2 +H2O
En la práctica, regularmente se usan ácidos tales como el clorhídrico y el nítrico
para el lavado ácido.
El ácido clorhídrico es el reactivo preferido en la industria y ha sido aplicado
a elevadas temperaturas de aproximadamente los 85 0C. Concentraciones de 1 - 5
% de HCl son usadas, dependiendo del cargado de constituyentes inorgánicos
sobre el carbón y las condiciones de lavado ácido aplicadas.
13
La eficiencia de la remoción de calcio está fuertemente relacionada a la eficiencia
del contacto ácido-carbón durante el lavado ácido, para esto es necesaria una
constante recirculación de la solución lixiviante durante un tiempo establecido
2.2.7.3 CALENTAMIENTO DE LA SOLUCIÓN
La solución de cianuro de sodio cáustico conteniendo 1.0% de NaOH y 0.1 -1.0 %
de NaCN es colocado en un tanque de calentamiento de solución. La solución es
calentada hasta ebullición y es pasada sobre el carbón en un reflujo continuo,
conservando siempre la solución hirviendo durante la desorción. La velocidad del
flujo de la solución es variable, dependiendo del bombeo que se ejerza en el circuito.
Es importante, que se alcance y se mantenga la suficiente alcalinidad con el
hidróxido de sodio para evitar la pérdida de cianuro por hidrólisis, esto se lleva a
cabo manteniendo el pH entre 10.5 y 12.0 generalmente.
FIG. 2.1 COLUMNA DE DESORCIÓN DE CARBÓN ACTIVADO
FUENTE: GUPTA, 1990
14
2.2.8 REGENERACIÓN DE CARBÓN
La regeneración térmica del carbón, como siguiente paso después de la desorción
o elución es necesaria para remover la mayor cantidad de materia orgánica e
inorgánica impura que se adhiere al carbón durante la adsorción y que no son
removidas ni por la elución ni por el lavado ácido.
El proceso implica el calentamiento del carbón que aún conserva la humedad luego
de la desorción. La temperatura que requieren estos hornos regeneradores se
encuentra entre 650 - 700 C con la inyección indirecta de aire.
Este tratamiento de regeneración o reactivación es beneficioso desde el punto de
vista de mantener o incrementar ligeramente la capacidad de adsorción del
carbón. Es necesario que el carbón sea cribado ya sea antes o después de la
reactivación con el fin de remover los finos producidos. El carbón reactivado luego
de ser cribado debe ser acondicionado con agua antes de ser reciclado al circuito
de adsorción.
La reactivación de carbón es conducida en hornos rotatorios que son calentados
externamente por un poder eléctrico. Se han diseñado hornos estacionarios o
verticales (1980) los mismos que han llagado tener gran aceptación en el mercado.
FIG. 2.2 HORNO DE REACTIVACION DE CARBON ACTIVADO
FUENTE: MANUAL HORNO REACTIVACION CARBON GYR 2015
15
2.3 FACTORES FÍSICOS Y QUÍMICOS QUE AFECTAN LA EFICIENCIA DE LA
DESORCIÓN
Siendo la desorción del carbón activado, cargado con el complejo de aurocianuro,
una etapa que revierte las reacciones de la adsorción, también se verá favorecida
por los parámetros contrarios al óptimo operacional representado por dicho proceso
de carga. En consecuencia, para una más eficiente desorción del oro adsorbido en
los carbones, se pueden resumir las recomendaciones que siguen:
2.3.1 TEMPERATURA Y PRESIÓN
La temperatura es el factor más importante para lograr una buena y rápida
desorción; la presión es necesaria para alcanzar temperaturas superiores a los
100ºC, favoreciendo así la desorción. El efecto de la temperatura queda
gráficamente demostrado en la figura 2.3.
FIG. 2.3 EFECTO DE LA TEMPERATURA EN LA DESORCION
FUENTE GUPTA, 1990
16
2.3.2 CONCENTRACIÓN DE CIANURO
La concentración de cianuro (NaCN) en el proceso de desorción también es
determinante para un buen resultado de la desorción del oro. Este reactivo puede
dosificarse a lo largo del período de desorción completo, o bien entregarse más
concentrado al inicio, en la forma de un “remojo” (como es el caso del método AARL)
seguido de lavado con agua desionizada. El grado de causticidad del medio
eluyente, representado por la concentración de soda (NaOH), también es
importante. El efecto de distintas concentraciones de ambos reactivos sobre la
cinética de desorción, se puede apreciar gráficamente en la figura 2.4.
FIG. 2.4 EFECTO DE LA CONCENTRACIÓN DE CIANURO
FUENTE: GUPTA, 1990
17
2.3.3 EFECTO DEL pH
Todos los métodos de desorción que se han desarrollado después del Zadra han
cuidado de trabajar con un 1 a 3% de soda, NaOH, sea diluido en el eluyente mismo
o entregado de una vez en el “remojo”, con lo cual se han asegurado una “alcalinidad
protectora” (para evitar la hidrólisis del cianuro), es decir, típicamente pH entre 10,5
y 12. A su vez debe recordarse que los iones hidróxido, OH, son buenos para
desplazar el aurocianuro adsorbido, casi tanto como lo es el ión cianuro libre CN-.
2.3.4 VELOCIDAD DE FLUJO DEL ELUYENTE
La velocidad de circulación de flujo del eluyente a través de un carbón se expresa,
normalmente, en unidades de “volumen de lecho” (bed volumen = BV) por hora. La
cinética de elusión tiende a ser virtualmente independiente de este flujo, cuando se
excede 1 BV/h. Sin embargo, la carga de oro residual en el carbón si disminuye con
un aumento del flujo, después de un tiempo fijo, tal como se aprecia en la figura 2.5.
FIG. 2.5 EFECTO DEL FLUJO DEL ELUYENTE PARA LA DESORCIÓN
FUENTE: GUPTA, 1990
18
Típicamente se recomiendan flujos de 2 a 4 BV/h, para producir un carbón con baja
carga residual de oro, mientras todavía se evita tener que procesar un volumen
excesivo de eluyente.
2.4 PROCESO DE RECUPERACIÓN DE ORO DEL CARBÓN ACTIVADO POR
EL MÉTODO DE FUNDICIÓN
2.4.1 ANALISIS DE ORO Y PLATA POR VIA SECA (FIRE ASSAY)
2.4.1.1 PRINCIPIO
Colectar el Au (Ag) por plomo en estado líquido a temperaturas entre 900-
1000°C
2.4.1.2 REACTIVOS DEL FLUX POR VÍA SECA
· Litargirio (PbO): Funde en 883°C, oxidante y desulfurizador, se
reduce a Pb para colectar Au,Ag, Pd, Pt, etc.
· Sílice (SiO2): Reacciona con PbO y funde a 726°C
· Borax (Na2B4O7): Disminuye punto de fusión
· Carbonato de sodio (Na2CO3): En 950°C se descompone en Na2O
y CO2
· Nitrato de potasio (KNO3): 1g de nitrato K oxida 4g de Pb a PbO
· Harina (C6H10O5) : 1g de harina actúa sobre PbO y produce 12g
Pb
· Plata : Para encuartación(Ag/Au en 3/1 para partición)
2.4.1.3 ETAPAS DE LA VÍA SECA
· Etapa de fundición
· Etapa de copelación
· Etapa de partición
· Etapa de pesado
19
2.5 ELECTRODEPOSICION DE ORO
2.5.1 PRINCIPIOS ELECTROQUÍMICOS
2.5.1.1 IONIZACIÓN
S.A. Arrhenius, en. 1887, intentó explicar la anormalidad de la alta presión osmótica ejercida por muchas soluciones acuosas. El descubrió que sólo las soluciones que conducen la corriente ejercen alta presión osmótica. A partir de esto, él dedujo que había presentes en ésas soluciones algunos otros tipos de partículas que otras moléculas y las designó como término de Faraday “iones “.
Simplemente explicada, ionización es la formación de iones. Si se disuelve una tableta de sal (cloruro de sodio) en agua, los elementos de sodio y cloro serán disociados en la solución de agua de iones, iones positivos llamados cationes e iones negativos llamados aniones.
El sodio tiene valencia de +1, así sus iones son cationes, y el cloro, como un cloruro tiene una valencia de -1, así sus iones son aniones.
Fig. 2.6 Iones disociados en una solución
FUENTE DEPARTAMENTO DE INGENIERÍA METALÚRGICA – UNIVERSIDAD DE SANTIAGO DE CHILE
La ionización es siempre reversible. Se puede remover iones como un sólido o
como un gas. Se puede reemplazar iones, poniendo un tipo en solución para
abandonar en tipo deseado (como un sólido). Se suele recordar si se coge un
20
pedazo de cobre limpio en una solución de ácido nítrico conteniendo iones de
plata, el cobre comenzara a disolverse, desprendiendo iones de cobre en la
solución, mientras los iones plata salen en la solución y atacan al cobre
remanente como cristales de plata metálicos.
Esta acción es llamada intercambio iónico, se va sin la ayuda de un lado externo
de corriente eléctrica y está basado sobre las diferencias de potencial entre
los iones implicados.
2.5.1.2 POTENCIAL ELÉCTRICO ESTÁNDAR
La tabla abajo muestra aproximadamente el potencial eléctrico de
elementos metálicos hacia soluciones con normal concentración o actividad de
iones metálicos, basado sobre hidrógeno de voltaje cero.
Cada metal reemplazará los iones de cualquier metal en solución que sea más
noble (o más eléctricamente positivo) que sí mismo. Por ejemplo los iones
de zinc (a - 0.76 volts) reemplazarán los iones de cadmio (a - 0.40 volts)
porque los iones de cadmio son más positivos que los iones de zinc.
Cuando un ión entra en contacto con un ión que es más negativo que si mismo
(asumiendo que la solución está en equilibrio), es neutralizado y se convierte a
su forma metálica.
Este es el principio de precipitar iones de oro presentes en una solución de agua
regia con sulfato ferroso. El hierro tiene un potencial eléctrico único de -
0.44 volts, y el oro un potencial eléctrico único de + 1.36 volts.
21
Potencial del electrodo estándar de algunos elementos metálicos
TABLA 3 POTENCIAL DEL ELECTRODO ESTÁNDAR DE ALGUNOS ELEMENTOS METÁLICOS
(Hidrógeno 0.00 volts)
Negativo Positivo
Al3+
+ 3e- Al
-1.71 volts
Antimonio
+ 0.10 volts
Zn2+
+ 2e- Zn
-0.76 v
Bismuto
+ 0.20 v
Cr2+
+ 2e- Cr
-0.56 v
Arsénico
+ 0.32 v
Fe2+
+ 2e- Fe
-0.44 v
Cu2+
+ 2e- Cu
+ 0.34 v
Cd2+
+ 2e- Cd
-0.40 v
Rodio
+ 0.68 v
Indio
Co
2+ + 2e
- Co
-0.34 v
-0.28 v
Hg22+
+ 2e- 2Hg
Ag
+ + e
- Ag
+ 0.78 v
+ 0.80 v
Ni2+
+ 2e- Ni
-0.23 v
Platino
+ 0.90 v
Sn2+
+ 2e- Sn -0.14 v Au
3+ +2e
- Au
+ + 1.36 v
Pb
2+ + 2e
- Pb -0.12 v Au
+ + e
- Au + 1.69 v
La tabla muestra aproximadamente el potencial eléctrico de elementos
metálicos hacia soluciones con normal concentración o actividad de iones
metálicos, basado sobre hidrógeno de voltaje cero.
Cada metal reemplazará los iones de cualquier metal en solución que sea más
noble (o más eléctricamente positivo) que sí mismo. Por ejemplo los iones
de zinc (a - 0.76 volts) reemplazarán los iones de cadmio (a - 0.40 volts)
porque los iones de cadmio son más positivos que los iones de zinc.
Cuando un ión entra en contacto con un ión que es más negativo que si mismo
(asumiendo que la solución está en equilibrio), es neutralizado y se convierte a
su forma metálica.
22
Este es el principio de precipitar iones de oro presentes en una solución de agua
regia con sulfato ferroso. El hierro tiene un potencial eléctrico único de -
0.44 volts, y el oro un potencial eléctrico único de + 1.36 volts.
2.5.1.2.1 UNIDADES ELECTROQUÍMICAS
El amperio se define electroquímicamente como la corriente eléctrica de
intensidad invariable que deposita plata a razón de 0.00111800 g/seg de
una solución acuosa de Ag2NO3 bajo una serie de especificaciones fijas.
Dividiendo la intensidad en amperios que pasa por una sección de un
conductor por el área de dicha sección, se obtiene lo que se llama la
densidad de corriente (j) (amperios por metro cuadrado o amperios por
centímetro cuadrado, etc.).
El coulombio o amperio - segundo es la cantidad de electricidad que
deposita 0.00111800 g de plata de una solución acuosa de Ag2NO3.
También se conoce que es la cantidad de electricidad que fluye por un
conductor cuando una corriente de 1 amperio es mantenida por un
segundo.
2.5.1.2.2 LEYES ELECTROQUÍMICAS
A mediados del siglo XIX, Faraday estableció la relación entre la cantidad
de electricidad que fluye y la cantidad de materia liberada. Sus
investigaciones condujeron a la formulación de las dos leyes de la
electrólisis.
1. La cantidad de descomposición electroquímica producida en
un electrodo es proporcional a la cantidad de electricidad (coulombios)
que pasa a través del circuito.
2. Las cantidades de sustancias diferentes producidas por la misma
cantidad de electricidad serán proporcionales a sus pesos equivalentes.
Un equivalente de cualquier sustancia será liberada (oxidada o reducida)
por un Faraday, F, el cual es aproximadamente 96500 coulombios. El
equivalente electroquímico de un elemento o de un grupo de elementos
es el número de gramos de esa sustancia liberados por el paso de 1
coulombio de electricidad a través de un electrólito. Los equivalentes
electroquímicos son proporcionales a los equivalentes químicos.
23
Un coulombio de electricidad libera (por definición) 0.00111800 g de
plata de una solución de una sal de éste metal. Si el equivalente gramo
de la plata (su peso atómico en gramos dividido por su valencia) se divide
por el equivalente electroquímico de la plata hallamos que:
107.88/0.00111800 = 96494 coulombios.
Esta cantidad de electricidad recibe el nombre de Faraday (F). Se toma
igual a 96500 coulombios, o sea, 26.8 amp - hr. Si se hace pasar un
Faraday a través de un conductor electrolítico, se liberará 1 equivalente
- gramo de alguna substancia en cada electrodo. Si se hace pasar un
Faraday a través de una solución que contiene varios electrólitos, la
suma de las cantidades de los diferentes productos puestos en libertad
en cada electrodo, expresadas en equivalentes, es igual a la unidad.
En la práctica, se necesita más de un Faraday para la liberación de un
equivalente gramo de una substancia. Esto no se debe a que fallen las
leyes de Faraday, sino a otras causas, como producirse reacciones
secundarias en el electrólito, sufrir pérdidas mecánicas los productos de
la electrólisis y originarse reacciones secundarias en los electrodos.
W = Eit/96500
Donde: W = peso, gramos E = peso equivalente, peso atómico/valencia I = corriente, amperios t = tiempo, seg.
Otro término algunas veces usado es el equivalente electroquímico
que es la cantidad de material liberado por 1 coulombio, por
ejemplo, E/96500.
24
2.5.1.2.3 CONDUCCIÓN ELECTROLÍTICA
La conducción electrolítica, en la cual la carga es transportada por los
iones, no ocurrirá a menos que los iones del electrólito se puedan mover
libremente. Por consiguiente, la conducción electrolítica es exhibida
principalmente por sales fundidas y por soluciones acuosas de
electrólitos. Por consiguiente, una corriente que pase a través de un
conductor electrolítico requiere que el cambio químico acompañe el
movimiento de los iones.
Cuando se aplica una corriente eléctrica externa DC a una solución
conteniendo iones positivos y negativos, se inicia la electrólisis. La
solución es llamada el electrólito.
En refinación y extracción, el término ` Solución preñada ` es usado a
menudo para referir a una solución conteniendo iones metálicos y otras.
Una solución preñada puede ser hecha disolviendo una solución de cobre
(por ejemplo, sulfato de cobre (CuSO4) en agua y adicionando el ácido
correspondiente de la sal (en éste caso, ácido sulfúrico (H2SO4)) para
incrementar la conductividad de la solución.
La ecuación química para la separación de sulfato de cobre en ácido
sulfúrico diluido es:
CuSO4 Cu+++ SO4 --
El lado izquierdo de esta ecuación representa solamente los elementos
químicos implicados en el electrólito. El lado derecho muestra que, en
la solución de ácido sulfúrico, los iones de Cu++ y los iones de SO4--
son disociados y se mueven alrededor de la solución en random hasta
que sean influenciadas por la adición de un reactivo.
Colocando la solución en un beácker grande sobre un plato calentado y
con una fuente de corriente DC ya sea una batería, un rectificador, o un
generador de DC, es posible realizar una explicación de las reacciones
del proceso.
En la ilustración se tiene una batería de automóvil de 6 volts, un
voltímetro, un amperímetro y un reóstato atando una placa de acero
inoxidable a un alambre positivo, este es el ánodo atando a otra placa de
acero inoxidable al alambre negativo, este es el cátodo. Sumergiendo
25
parcialmente ambas placas en el electrolito de sulfato de cobre, cuando
se cierra el switch se aplica el potencial eléctrico que cruza la solución
entre las dos placas de acero inoxidable, los iones positivos (Cu++) se
van a la placa negativa. Cuando cada uno de los iones de cobre, que
llevan su doble carga positiva, hace contacto con la placa de acero
inoxidable cargada negativamente, la carga ++ que lleva es cancelada por
la placa negativa y los iones de Cu ++ son convertidos en una red metálica
de cobre que se deposita sobre el cátodo, mientras esto se da los iones
negativos (SO4--) se va a la placa positiva, el anodo. Cuando consiguen
entrar en contacto pierden sus electrones (las cargas negativas -) se
vuelven radicales.
FIG. 2.7 CIRCUITO SENCILLO PARA DEPOSITAR COBRE
FUENTE MÉNDEZ, 1989
26
2.6 TIPOS DE CELDAS DE ELECTRODEPOSICIÓN
Cuatro tipos de celdas han sido usados para el electrowinning del oro de solución
alcalina de cianuro: celda AARL, Zadra, Celda de grafito NIM y Celda de lana de
acero MINTEK.
2.6.1 CELDA ZADRA
La celda electrowinning Zadra consiste en un cátodo circulante removible de
compartimientos rellenos de lana de acero, el cual es colocado dentro de un
ánodo circular de malla de acero stainless.
FIG. 2.8 ESQUEMA DE CELDA ELECTROLÍTICA ZADRA
FUENTE MÉNDEZ, 1989
El electrolito es bombeado dentro por la base de la celda a través de una
tubería. La solución fluye hacia arriba y hacia afuera a través de la lana de
acero en el comportamiento del ánodo y finalmente rebosa por el tope del
comportamiento del ánodo.
27
2.6.2 CELDA AARL
La celda Anglo American Research Laboratory es una derivada del diseño
Zadra. Los comportamientos del ánodo y el cátodo, sin embargo son
separados por una membrana catiónica Du Pont ̈ Nafron¨. El anolito consiste
de un 10 a 20 % de solución de NaOH.
FIG. 2.9 ESQUEMA DE CELDA ELECTROLÍTICA AARL
FUENTE MÉNDEZ, 1989
El material de la membrana es expansivo pero puede ser usado a
temperatura de 850 C. Se expande considerablemente cuando se
humedece.
28
2.6.3 CELDA DE GRAFITO NIM
La celda de grafito NIM es de tipo sanduche comprimiendo un cátodo
rectangular central de comportamientos llenados con gránulos de grafito.
Esto fue separado a partir de los comportamientos del ánodo, sobre el otro
lado, por membranas de intercambio catiónico.
FIG. 2.10 ESQUEMA DE CELDA DE GRAFITO NIM
FUENTE MÉNDEZ, 1989
El contacto eléctrico para el compartimento del cátodo fue hecho a través de
un rodillo de acero empujado en la cama de grafito. El catolito es bombeado
por la base de la celda y es desalojado a través de un orificio en el tope. El
anolito consiste de un 10 % de soda cáustica que es continuamente
recirculado a través de cada compartimento del ánodo. Aquellas celdas
normalmente operan en modo cíclico. En la etapa inicial el oro en el líquido
preñado es cargado dentro de un cátodo particular de grafito para producir
una solución barren. Cuando suficiente oro es cargado, la polaridad de la
celda es revertida y el oro es anódicamente atrapado del grafito en una
solución de cianuro de potasio - hidróxido de potasio. Durante la tercera
29
etapa de la operación el oro es enchapado a partir de ésta solución sobre
hojas de metal iniciales a partir del cual puede ser mecánicamente
recuperada. La tercera operación toma lugar en una pequeña celda
enchapadora y suele ser conducida concurrentemente con las otras dos
operaciones.
2.6.4 CELDA DE LANA DE ACERO MINTEK
La celda diseñada por Mintek (Paúl, 1983) consiste de un tanque de acero
stainless rectangular conteniendo 6 cátodos canastas y 7 ánodos. Los
cátodos son construidos de polipropileno y empaquetados con 500 a 1000 g
de lana de acero. Los ánodos consisten de una malla de acero stainless #
316. La solución fluye desde el final del ánodo a través de los ánodos y
cátodos alternados y así hasta el final.
FIG. 2.11 ESQUEMA DE CELDA DE LANA DE ACERO MINTEK
FUENTE MÉNDEZ, 1989
30
La celda tiene dimensiones internas de 900 X 720 X 640 milímetros. Dando
un área seccional de 0.46 m2 y un volumen de 400 litros. La celda está
diseñada para operar a 150 l/min., dando un tiempo de residencia de 3
minutos. La celda arrastra una corriente de 500 a 800 A en un voltaje de 3
a 5V.
2.7 FUNDAMENTOS DEL ELECTROWINNING
Una reacción de reducción catódica puede ser manejada en soluciones acuosas
mediante la aplicación de un voltaje a través de un par de electrodos sumergidos
en la solución. El voltaje aplicado debe exceder el potencial reversible del electrodo
para la reacción deseada a ocurrir, y debe permitir para la caída de voltaje debido
a la resistencia de la solución; una función de la conductividad de la solución. La
cantidad por la cual el voltaje aplicado excede el potencial reversible del electrodo
(Er) es referida como el voltaje sobre potencial:
n = E aplicado - Er
La reducción en el cátodo está acompañada por la reacción de oxidación paralela
al ánodo, usualmente la oxidación de agua a oxígeno.
Considerando la electro-reducción de un ion metálico (M z+) el voltaje total de la
celda está representado por:
V = E (O2/H2O) + E(M z+/M) + na + nc + iR
donde na y nc son los sobre potenciales anódico y catódico, respectivamente,
y el término iR representa la caída de potencial a través de la solución debido a la
resistencia ( o conductividad) de la solución. Esto es ilustrado para un sistema de
una celda electrolítica.
31
La velocidad del proceso de transferencia del electrón está descrita por la ecuación
Butler-Volmer:
i = i0 e(-∞ n F n / RT) - e((1 - ∞)(n F n / RT))
En sobre potencias altos, aproximadamente sobre 50 mV, el segundo término, el
cual es debido a la reacción inversa o ¨back¨ suele ser descuidada. Como el sobre
potencial es incrementado la concentración de especies reducidas cierra a la
superficie del cátodo que viene a ser reducida, desde la transferencia de masa de
las especies iónicas atreves de la capa limite que no puede mantenerse con la
velocidad de la reacción electroquímica. En este punto la velocidad de reacción se
convierte en una transferencia de masa controlada. La corriente en la cual este
ocurre es conocida como la densidad de corriente limite (iL) la cual es expresada en
una unidad de A/m2 de cátodo.
FIG. 2.12 REPRESENTACIÓN ESQUEMÁTICA DE LOS REQUERIMIENTOS DE UN SISTEMA
DE CELDA SENCILLA
FUENTE MÉNDEZ, 1989
32
Para el caso donde la concentración de especies a ser reducida en la superficie de
cátodo es cero, entonces
jt = - D MZ+ (Cb/N)
Combinando esta expresión con la segunda ley de Faraday, puede ser mostrado
que:
IL= -nFKmcb
El valor de la densidad de corriente limitada es importante porque esta es la
máxima corriente que puede ser pasada a través de solución antes que otras
especies iónicas que las requeridas sean reducidas a iones metálicos. El valor de
la densidad de corriente limitante, y consecuentemente la velocidad de deposición,
se incrementa con el incremento del ion metálico a ser depositado.
FIG. 2.13 ILUSTRACIÓN ESQUEMÁTICA DE LA CAÍDA DE POTENCIAL A TRAVÉS DE UNA
CELAD ELECTROLÍTICA
FUENTE MÉNDEZ, 1989
33
2.7.1 REACCIONES QUÍMICAS
2.7.1.1 REDUCCIÓN CATÓDICA DEL ORO
El oro es electrolíticamente desplazado de soluciones cianuradas alcalinas de
acuerdo a la reacción:
Au(CN)2- + e- Au + 2CN -
Donde:
Erev = - 0.60 + 0.118 log aCN - + 0.059 log aAu(CN)2- V .
La deposición del metal ocurre en potenciales bajos aproximadamente -0.7 V,
aunque el potencial exacto en el cual la reducción comienza, depende de las
condiciones de la solución, tales como conductividad, las concentraciones de
especies iónicas presentes y la temperatura. Algunos datos reportados varían
entre
-0.7 y -1.1 V.
El mecanismo de la deposición electrolítica de oro probablemente se produce por
la deposición de aurocianuro en el cátodo, seguida por la reducción de especies
adsorbidas, como sigue:
Au(CN)2- AuCNads +CN -
AuCNads + e- AuCNads-
El paso de la reducción catódica es entonces seguido por disociación
de las especies reducidas:
AuCNads- Au + CN -
34
En sobrepotenciales catódicos altos el paso de transferir electrones es probable
que sea directo, y las especies intermedias adsorbidas es probable que no se
formen. Esta distinción entre mecanismos de deposición bajo diferentes
condiciones es importante ya que las características físicas del oro depositado por
los dos son muy diferentes: oro depositado en sobrepotenciales relativamente bajos
se forman densos, mientras que el producto sólido sobre el cátodo en
sobrepotenciales altamente catódicos una esponja, que se deposita en forma
porosa, la cual suele formar un lodo en el fondo de la celda. Cualquiera de
éstos tipos de productos suele ser deseable en circunstancias particulares, por
ejemplo:
(1) El lodo suele ser considerado menor de un riesgo de seguridad ó peligro de
salud (por ejemplo si el producto contiene Hg) ya que puede estar almacenado
“bajo” solución y puede ser manipulado por lavado y bombeo.
(2) Un producto sólido sobre los cátodos suele ser de alta pureza, reduciendo
subsecuentes requerimientos de refinación, y
(3) Cátodos cargados suelen ser transferidos para recubrir celdas para refinación
(por ejemplo: el lodo es indeseable).
Wilkinson (1986) propuso un mecanismo conceptual de la deposición de oro a
partir de soluciones de aurocianuro:
“ El cátodo atrae predominantemente los iones positivos a una región cerca
de su superficie, conocida como la doble capa Helmholtz. Los complejos de
iones cargados negativamente, Au(CN)2-, los cuales están próximos a esta capa,
se polarizan en el campo eléctrico del cátodo. La distribución alrededor del metal
es distorsionada y la difusión del complejo iónico en la capa Helmholtz es
asistida. Finalmente, dentro de la capa Helmholtz, el complejo se divide. Sus
componentes iónicos o moléculas son liberadas y el metal liberado en forma de
cationes metálicos cargados positivamente el cuales depositado como el átomo
metal sobre el cátodo.”
35
El complejo aniónico aurocianuro tiene una constante de estabilidad alta (Wilkinson,
1986):
[Au(CN)2 − ]
[Au +][CN −]2= 1038.3
Además, la concentración de [Au+] es extremadamente baja en el electrólito:
[𝐴𝑢+]=[Au(CN)2−]
[CN−]2 10−38.3
De aquí, parecería que las razonables velocidades de deposición de oro a partir de
soluciones cianuradas de oro (I) son solo posibles a causa de la polarización de los
iones de Au(CN)2-, los cuales se aproximan a la superficie del cátodo y son
distorsionados de acuerdo al modelo de Wilkinson.
2.7.1.2 REDUCCIÓN DE OXÍGENO Y AGUA
El oxígeno que es producido naturalmente en el ánodo por oxidación de agua
suele, en una celda sin membrana, migrar o difundirse al cátodo donde es reducido
de regreso al agua, por cualquiera de las vías de dos o cuatro electrones:
O2 + 2H + + 2e H2O2 ; E0 = + 0.682 V
O2 + 2H2O + 4e OH - ; E0 = + 0.410 V
Ha sido mostrado que la reducción de oxígeno suele contar por sobre el 50% de la
corriente del cátodo. El uso de un intercambio de membranas iónicas elimina éste
problema, pero hay desventajas con aquellos sistemas.
El agua puede ser reducida a hidrógeno, como está dado por la siguiente ecuación:
2H2O + 2e- H2 + 2OH -; E0 = - 0.828 V
La reducción de agua y oxígeno en el cátodo tiende a incrementar el pH de la
solución.
36
2.7.1.3 REACCIONES ANÓDICAS
En la solución alcalina cianurada la mayor reacción en el ánodo es la oxidación de
agua a oxígeno:
O2 + 4H + + 4e 2H2O
Donde :
Erev = 1.228 + 0.015 log pO2 - 0.059 pH V.
Esta reacción tiende a decrecer el pH de la solución junto al ánodo.
El cianuro puede ser oxidado a cianato en el ánodo:
CN - + 2OH - CON - + H2O + 2e- ; E0 = - 0.97 V
y suele hidrolizarse en forma de amoníaco y dióxido de carbono, aunque esto ocurre
muy lentamente a pH altos:
CN - + H2O + OH - NH3 + CO2
Esta reacción suele contribuir al fuerte olor a amoníaco sobre muchas celdas
electrowinning, aunque una significante, si no dominante, porción del amoníaco
es probablemente llevado de los sistemas de elución de carbón.
37
2.8 REACCIONES CINÉTICAS Y FACTORES QUE AFECTAN LA
EFICIENCIA
2.8.1 IMPORTANCIA DE LA CINÉTICA EN EL PROCESO
La deposición de oro, está electrolíticamente controlada bajo
potenciales en el orden de - 0.85 a - 1.0 V, dependiendo de las
condiciones en la solución. La velocidad de la reacción en ésta región
está descrita por la ecuación de Butler - Volmer. A potenciales más
negativos la velocidad de deposición es dependiente del transporte de
masa de las especies de cianuro de oro (I) al cátodo. Para soluciones
conteniendo concentraciones bajas de oro, como es generalmente el
caso en los sistemas de extracción de oro, las celdas deben ser
operadas bajo condiciones de transporte de masa controlado para
maximizar la velocidad de deposición y permitir al electrowinning ser
ejecutado económicamente. La corriente óptima para la deposición de
oro es aquella en la cual la velocidad de deposición es sólo controlada
por el transporte de masa ya que esto minimiza el otro lado de las
reacciones en el cátodo.
Consecuentemente, para un sistema electrowinning operando en o
sobre la densidad de corriente limitante (iL), la velocidad está
determinada por factores los cuales afectan el transporte de masa del
cianuro de oro (I) al cátodo, llamando concentración de oro a (cb) y
coeficiente del transporte de masa del sistema a (km). El coeficiente de
transporte de masa depende de la hidrodinámica del electrólito,
temperatura de solución y área superficial disponible en el cátodo.
Otros factores que afectan la eficiencia de los sistemas electrowinning
son el voltaje y corriente de celda aplicado, los cuales son determinados
por las propiedades de la solución (por ejemplo: temperatura, pH,
concentración de cianuro, concentraciones de otros iones,
conductividad).
38
2.8.2 CONCENTRACIÓN DE ORO
El efecto de la concentración de oro sobre la velocidad de deposición es
ilustrado por las curvas corriente – potencial para dos concentraciones
de oro, dadas en la figura 2.14. Aquellas muestran que, la corriente
limitante es aproximadamente doblada por un incremento del 100% en
la concentración de oro.
Fig. 2.14 - Curvas corriente – potencial mostrando el efecto de concentración
de oro: CKCN = 3.14 x10-2
Sweep rate =10mVs-1 , velocidad de rotación = 11.43Hz. CAu (a) 1.00 x 10 -2, (b)
5.00 x 10-3M.
FUENTE MÉNDEZ, 1989
2.8.3 HIDRODINÁMICA DEL ELECTRÓLITO
El grado de mezclado dentro del electrolito tiene un gran efecto sobre el
transporte de masa de las especies de la solución y consecuentemente
sobre la velocidad de deposición de oro.
En las celdas electrowinning con electrodos fijos, tal como aquellos
usados normalmente para la recuperación de oro (y refinación), y con
agitación no mecánica, las condiciones hidrodinámicas son
determinadas por la estructura del electrodo, la configuración de la celda
y la velocidad del flujo de la solución.
39
2.8.4 TEMPERATURA
Elevadas temperaturas del electrólito tienen las siguientes ventajas para
el electro-deposición de oro:
(1) El coeficiente de difusión del cianuro de oro (I) es incrementado,
(2) la conductividad de la solución es incrementada, y
(3) la solubilidad de oxígeno es decrecida, reduciendo la cantidad de
oxígeno disponible para la reducción en el cátodo.
El ítem (1) incrementa la velocidad de deposición, mientras que el (2) y
el (3) improvisan la eficiencia de la corriente de celda.
Consecuentemente, hay una ventaja sobre todo al operar los
sistemas electrowinning a elevadas temperaturas. Sin embargo,
aquellos aspectos son completamente pequeños, particularmente
cuando son comparados con los efectos de la concentración de oro, el
grado de mezcla del electrolito y el área superficial del cátodo.
2.8.5 ÁREA SUPERFICIAL DEL CÁTODO
La eficiencia del electrowinning es maximizada al maximizar el área
superficial del cátodo y el vaciado, por ejemplo por el uso de electrodos
tridimensionales tales como la lana de acero usados en las celdas Mintek
y otros. La presencia de cualquier partícula material en el electrólito que
se construye en el cátodo tenderá a reducir el vaciado restringiendo así
el flujo y reduciendo la eficiencia de la celda. En suma, como la
cantidad de oro depositada sobre el cátodo se incrementa, el área
superficial del cátodo también se incrementa, la cual incrementa la
velocidad de reducción de agua y oxígeno en el cátodo. La evolución
de hidrógeno incrementado incrementa la caída de potencial a través del
cátodo el cual suele producir regiones dentro del electrodo donde
la deposición de oro no puede ocurrir.
Ratio oro/lana de acero: Tan pronto como el oro es depositado el oro en la lana de acero la eficiencia de la celda disminuye. Este efecto fue más notorio en celdas cilíndricas. La lana de acero podría ser cargado hasta con 6 Kg Au / Kg de lana de acero.
40
2.8.6 VOLTAJE DE CELDA
El voltaje y la corriente que deben ser aplicados a la celda para que la
recuperación de oro sea la más eficiente dependen del diseño de la celda
y las condiciones de la solución, incluyendo conductividad, pH,
temperatura y concentraciones de todas las especies iónica presentes.
En celdas industriales los voltajes del orden de 2-4 V son aplicados.
2.8.7 CORRIENTE DE CELDA Y EFICIENCIA DE CORRIENTE
La velocidad de deposición se incrementa con el incremento de la
corriente, arriba de la corriente limitante, en la cual el punto máximo de
eficiencia de corriente es obtenido en el sistema. Sobre los valores
limitantes el exceso de corriente es consumido por el lado de las
reacciones, principalmente la reducción de hidrógeno y agua, pero
además potencialmente la reducción de oxígeno y otros metales.
Corrientes entre 200 y 8000 A son aplicadas, con eficiencia de
corriente típicas de 2-8%, dependiendo de la configuración de la celda,
concentración de oro, composición del electrólito y propiedades
hidrodinámicas del electrólito. Eficiencias de corriente tan altas como
27% han sido registradas por soluciones de alto grado de oro (>300 g/t).
2.8.8 CONDUCTIVIDAD DE LA SOLUCIÓN
La conductividad de la solución se determina por la caída de potencial
que atraviesa la celda: la más alta la conductividad, la más baja las
pérdidas eléctricas en la solución.
Típicamente celdas operadas con conductividades de electrólito en el
orden de 2S/m. Electrólitos producidos por la elución de carbón
usualmente contienen una concentración suficiente de hidróxido de
sodio para una adecuada conductividad de la solución, pero la
conductividad suele ser incrementada por la adición de electrólitos útiles,
tales como el hidróxido de sodio.
41
Las soluciones de lixiviación generalmente tienen una conductividad
relativamente baja, la cual debe ser incrementada significativamente si
el oro va a ser electro-depositado eficientemente. Este factor asociado
con densidades de corriente limitantes extremadamente bajas,
previene el uso de electrowinning sobre soluciones que contienen
aproximadamente menos de 10 g/t de oro.
2.8.9 pH
El pH es también importante para la estabilidad del electrodo [3]. El uso
de ánodos insolubles, usualmente de acero stainless (18% Cr/8% Ni
con un bajo contenido de Mo o Ti), es una manera popular para minimizar
el capital de inversión. [9] La mayoría de las celdas electrowinning
comerciales usan ánodos de acero stainless (y cátodos en muchos
casos) el cual se corroe en soluciones bajo un pH de
aproximadamente 12,5. Esta corrosión incrementa la concentración de
las especies de hierro y cromo en la solución, la cual suele pasar de
lado reacciones y reducir la eficiencia de la celda. Por ejemplo, iones
de cromo son reducidos en el cátodo para formar una capa insoluble de
hidróxido de cromo:
CrO42- + 4H2O + 3e = Cr(OH)3 + OH - ; E0 = - 0.12 V
Concentraciones del ión cromo tan bajas como 5 g/t pueden afectar
significativamente la eficiencia de la celda y reducir la extracción de oro
a niveles bajos. Concentraciones de cromo sobre los 100 g/t han sido
observadas a prohibir completamente el electrowinning del oro.
Las especies de hierro(III) son también reducidas en el cátodo al
complejo de cianuro de hierro(II), de éste modo se instala un
sistema rédox a través de la celda:
Fe(CN)64- Fe(CN)6
3-+ e-; E0 = 0.46 V
Estos problemas pueden ser eliminados por el uso alternativo de
materiales del ánodo, aunque suele tener desventajas asociadas con
esto.
42
2.8.10 CONCENTRACIÓN DE CIANURO
El efecto de la concentración de cianuro sobre la curva corriente-
potencial para la deposición de oro es mostrado en la fig. 3.8. Esto indica
un cambio negativo en el potencial de aproximadamente 0.2V para un
incremento de 10 veces la concentración de cianuro (por ejemplo de 5
g/l de NaCN a 50g/l).
Un alto voltaje debe ser aplicado en la alta concentración para asegurar
que el sistema es operado en, o ligeramente sobre, la corriente limite.
Fig. 2.15 – Curvas corriente – potencial mostrando el efecto de
concentración de cianuro: CAu 1.00 x 10-2 M, sweep rate = 10 mVs-1 ,
velocidad de rotación = 11.43 Hz. CKCN : (a) 3.14 X 10-2 , (b) 0. 10;
3 (c) 1.00 M.
FUENTE MÉNDEZ, 1989
2.8.11 EFECTO DE OTRAS ESPECIES EN LA SOLUCIÓN
Iones de sulfuro, los cuales suelen estar presentes en bajas
concentraciones en electrolitos de oro son oxidados a polisulfuros en el
ánodo. Aquellos iones entonces ser transportados al cátodo donde
suelen reaccionar con depósitos de oro para formar complejos estables
(ejemplo: causando redisolución del metal depositado)
43
2.9 DIAGRAMA DE POURBAIX
FIG. 2.16 GRAFICA DEL CIANURO
Fuente: Dadgar, 1989
Para el diagrama de sistema de cianuro, obsérvese que para los niveles de pH
menores a 9.2 se verifica la evolución de HCN. Y pH mayores a 9.2 el cianuro de
mantiene estable.
Eh
pH
44
FIG. 2.17 GRAFICA DEL ORO - CN
Fuente: Dadgar, 1989
Como ejemplo de la utilidad de los diagramas Eh – pH o de Pourbaix, veamos la
Figura 2.17, en ella se observa que solamente el complejo ciano-auroso Au(CN)2 -
es el único compuesto estable en solución acuosa, además de encontrarse en toda
la amplitud del intervalo de pH, sin embargo, en la zona en donde se encuentran las
condiciones más favorables por ser menos oxidantes, es a un pH cercano al 9.5. Es
muy importante señalar que debido al valor tan grande de la constante de
estabilidad (pH=9.36) del HCN (ácido cianhídrico), de carácter muy venenoso, en la
práctica la cianuración se realiza bajo un pH de 10.5 a 12
45
CAPÍTULO III
DESCRIPCIÓN DEL PROCESO CONVENCIONAL DE DESORCIÓN
46
3.1 DESCRIPCIÓN DEL PROCESO CONVENCIONAL DE DESORCIÓN
Fig. 3.1 Vista frontal, aérea y en 3D de la planta de desorción la Joya Mining S.A.C
FUENTE - MAINSERV INGENIEROS S.A.C.
47
3.1.1 DESCRIPCIÓN DE LOS EQUIPOS DE DESORCION
CALDERO
El caldero es tipo acuotubular simple con tubo en espiral de material inox, cedula
40 AISI 304, la carcasa es de acero de plancha de espesor 1/8 ´´; alimentado por
un quemador automático BALTUR.
El caldero posee sus medidores de presión tipo reloj, válvula de alivio.
REACTOR DE CARBÓN ACTIVADO
Se cuenta con 2 reactores de carbón activado fabricado en material inox AISI 304
de 3 mm de espesor; para una capacidad cada uno de 2 toneladas de carbón
nuevo y hasta 2.5 toneladas de carbón usado esto debido al degaste de carbón.
Forrado con poliuretano expandido el cual permite evitar pérdidas de calor, y la
carcasa final es de plancha de material inox 0.3 mm de espesor. Cuenta con su
respectiva válvula de alivio.
CELDAS DE ELECTRODEPOSICIÓN.-
Tenemos 2 celdas de 450 litros y para almacenar 6 cátodos y 7 ánodos cada una;
las celdas están fabricadas en acero inoxidable AISI 304 de 3 mm de espesor con
un forro interior de polipropileno de ½ pulgada de espesor
o CÁTODOS
Los cátodos son de lana de acero # 1 envueltas en una estructura de acero
inoxidable de medidas: 40 x 40 cm,
El peso de la lana envuelta es de 100 gr. Por cátodo en total se cuenta con
un peso total de: 6 * 100 = 600 gr. Por celda x 2 = 1200 gramos de
lana por el ratio de deposición nos da el final una capacidad de 7.2 kg. De
oro
48
RECTIFICADOR DE CORRIENTE.-
Tenemos 2 rectificadores de corriente cada uno para una celda una es de 500
amp. Trifásicas con un regulador de voltaje (variac) que va de 0 a 10 voltios
ELECTROBOMBA.-
Contamos con una electrobomba 1.5´´ * 1.5 ´´ de 4.48 HP con impulsador inox,
marca ESPIASA
TANQUES DE RECIRCULACIÓN
2 tanques fabricados en acero inox 304 con una capacidad de 1000 litros cada
uno con forro de poliuretano expandido
ACCESORIOS
Todas las tuberías son de acero inox cedula 40 al igual que las válvulas son de
material inox 304.
FOTO 1 REACTORES 1 Y 2 CON CALDERO 1 Y 2 LA JOYA MINING SAC
FUENTE: LA JOYA MINING SAC
49
FOTO 2 CIRCUITO DE CELDAS LA JOYA MINING SAC
FUENTE: LA JOYA MINING SAC
FOTO 3 CÁTODOS Y ÁNODOS
FUENTE: LA JOYA MINING SAC
50
3.1.2 DESCRIPCION DE OPERACIÓN
MUESTREO DE CARBÓN ACTIVADO CARGADO
Una vez recibido el carbón proveniente de planta, con apoyo de personal de
chancado se procede a realizar el secado de carbón en caso tenga material
orgánico y/o sintético se realiza la limpieza, para después hacer el muestreo que
consiste en homogenizar todo el lote (aprox. 4 toneladas) de carbón dándole
vueltas con palas, se extiende en la cancha y el personal de laboratorio realiza la
toma de muestra representativa para calcular la cantidad de oro, plata y también el
% de humedad, una vez realizado el muestreo se procede a llenar en sacos el
carbón para depositarlos en los reactores de carbón activado con apoyo de personal
de chancado, este proceso demora aproximadamente 24 horas
ARRANQUE DE PROCESO
Teniendo ya el carbón activado en los reactores se procede a preparar la
solución eluyente.
Una vez listo esto se procede a agregarle los reactivos de elución, los cuales son
hidróxido de sodio, cianuro de sodio y alcohol industrial, cuando el circuito ya está
lleno se inicia a circular la solución, a su vez se alista el caldero con dos balones de
gas y así se da inicio al proceso
CONTROL DE PARÁMETROS
Cuando ya está iniciado el proceso la solución demora próximamente 4 a 5 horas
para llegar a la temperatura deseada de 60 grados centígrados, se controla
parámetros como la fuerza de cianuro, el voltaje en las celdas electrolíticas, la
cantidad de soda en el circuito y la toma de muestra que se realiza cada 12 horas a
las 7 am y a las 7 pm.
51
Esta operación se realiza todos los días que dure el proceso y cuando algún
parámetro varia se corrige inmediatamente para la buena elusión del oro y plata.
COSECHA DE CÁTODOS.
Realizamos dos tipos de cosecha, a media campaña y al término del proceso, esto
depende de órdenes de jefatura de planta y/o cantidad de metales depositados en
la celda (saturación de mallas)
Esta cosecha demora 3 horas y siempre va a realizarse entre dos personas con
presencia de personal de seguridad patrimonial
ATAQUE QUÍMICO Y FILTRADO
Cuando se termina la cosecha las lanas cargadas de oro, plata, cobre y otros
metales se procede a realizar el ataque químico con ácido clorhídrico para eliminar
el fierro y obtener precipitados como producto final esta operación depende mucho
de la cantidad de metales existentes en las lanas para el tiempo de ataque, una vez
realizado el ataque se lava con agua los precipitados para eliminar el ácido existente
y posterior filtrado.
Cuando termina el ataque y lavado, el precipitado es depositado en el filtro prensa,
el cual es preparado con sus distintos filtros y cuando ya se encuentra listo, se
procede a colocar el precipitado y a una presión de 100 psi, nuestro producto sale
con un porcentaje mínimo de humedad de aprox. 5 a 8 % y dicho precipitado queda
listo para pasar al área de fundición, la misma operación de filtrado se repite con los
lodos anódicos.
FUNDICIÓN
Cuando se obtiene el precipitado ya filtrado queda listo para el área de fundición,
contamos con un horno basculante de crisol fijo para 50 puntos. Este es encendido
52
previamente para que valla calentando, mientras tanto se calcula la cantidad de
fundente y/o reactivos de fundición.
Cuando se prepara los fundentes se procede a mezclar con el precipitado y de allí
se coloca al horno para su fundición, puede demorar hasta 5 horas, para un peso
de bullón de 40 kilos aprox. Cuando se termina la fundición se limpia manualmente
el bullón y se toma muestra con un taladro para posteriormente llevar la muestra a
laboratorio químico y determinen la cantidad de oro, plata y contaminantes en el
bullón, según ordenes de jefatura se procederá a el refinado final del oro y plata.
VACIADO Y ZARANDEO DE CARBÓN
Cuando el proceso finaliza, la solución eluyente barren (sin contenido metálico
considerable) es depositada nuevamente a nuestros dos tanques de solución barren
ahí se queda hasta que se dé inicio a una nueva campaña, y el carbón es retirado
manualmente en carretillas hacia una loza.
Aquí el carbón es extendido y muestreado para llevar a laboratorio y calcular la
cantidad de oro que retorna a planta y también se realiza el secado del mismo, una
vez seco se tamiza el carbón fino para evitar que ingrese al proceso de absorción
de oro ya que este si bien es cierto capta oro no es recuperable y se perdería.
53
3.1.3 PARÁMETROS DE OPERACIÓN
Resumen de la campaña 5 proceso de desorción LA JOYA MINING S.A.C.
PESO BRUTO DEL CARBÓN PROVENIENTE DE PLANTA CIP
TABLA 3.1 DATOS DEL CARBÓN INGRESADO
Item P.
Húmedo TM
% H2O P. Seco
(Kg) Ley Au (g./Kg)
Ley Ag (g./Kg)
Fino Au (g.)
Fino Ag (g.)
LOTE 1 5757.500 31.3 3955.4025 5.067 20042.024
LOTE 2 536.500 28.8 381.988 1.220 466.025
4337.3905 20508.050
TABLA 3.2 PARAMETROS DE OPERACIÓN
Valor Unidad
Temperatura 60 oC
Presión (KPa)
atmosférica -
Volumen de solución
8 m3
NaCN 50 Kg
NaOH 250 Kg
ALCOHOL 10-20 %
FLUJO 5 M3/H
54
TABLA 3.3 CONTROL DIARIO DE PARÁMETROS DE OPERACIÓN CAMP 5
FUENTE LA JOYA MINING S
55
3.1.4 ENSAYOS DE LABORATORIO
TABLA 3.4
FUENTE: LABORATORIO LA JOYA MINING SAC
56
3.1.5 RESULTADOS
Resumen de la campaña # 5
TABLA 3.5
FUENTE LA JOYA MINING SAC
57
3.1.6 ANÁLISIS DE RESULTADOS
0
5
10
15
20
25
30
35
40
45
50
0 12 24 36 48 60 72 84 96 108 120 132 144 156 168 180 192 204 216 228 240 252 264 276 288 300 312 324 336 348 360 372 384 396 408
mgr
/l
hrs.
Au vs tiempo
Series1
58
Interpretación de resultados y modelo propuesto para optimizar el
proceso
Se realizó la campaña número 5 de la planta con los parámetros
encontrados , con dos lotes de carbón cargados de oro los cuales se
muestran en la tabla 4, se trabajó en concentraciones de 1.0 % de Na(OH)
cantidad mantenida (fija), 0.4 en un inicio la fuerza de Cianuro de sodio y
a un porcentaje inicial de alcohol de 10%, se observa que el oro retenido
es muy poco en comparación con el oro extraído del carbón, lo cual nos
hace ver que tenemos un problema en la celda de electrodeposición,
también se observa que el flujo que, se midió es demasiado bajo, según
los libros consultados, todo el volumen de solución en el sistema debe ser
circulado 2 veces en una hora, dándonos un flujo de solución de 16 m3
por hora, todos estos factores nos da por resultado un proceso lento de
408 horas de elusión, 17 días de proceso lo cual hace que la planta de
desorción se convierta en un cuello de botella para la recuperación de oro,
ya que, las campañas se deben hacer semanalmente.
Se propone modificar parámetros como: el flujo en el sistema,
temperatura, % de hidróxido de sodio y voltaje, básicamente para poder
obtener la reducción del proceso al máximo posible.
59
CAPÍTULO IV
OPTIMIZACIÓN DEL PROCESO
4.1 OPTIMIZACIÓN DEL PROCESO, MEDIDAS REPETIDAS
4.1.1 MODELO CUANDO SE CONSIDERA GRUPOS O TRATAMIENTOS
Cuando se considera un diseño de medidas repetidas (MR) en el que se tiene α
grupos (o tratamientos) con η1 con sujetos asignados a ith tratamientos, 1 ≤ i ≤ α.
Sea N = ∑ η1, el número total de sujetos (unidades) en que cada sujeto es medido
(observado) por lo menos dos veces (m ≥ 2).
Sea Yijk que denota la medición de la variable respuesta en el tiempo K del j-esimo
sujeto en el tratamiento (grupo) i, i = 1,…, α j = 1,…, η1 k = 1,…., m.
El modelo considerado cuando se tiene grupos está dado por:
Donde:
Las suposiciones que se deben asumir son:
60
Y entre ellos son independientes, las restricciones del modelo son:
Nótese que las medidas repetidas son correlacionadas dentro de cada sujeto
(proceso o tratamiento) sin embargo son independientes entre los sujetos.
4.1.1.1 ANÁLISIS VARIADO PARA DISEÑOS MR
Al fin de analizar un análisis de varianza (ANOVA) es necesario asumir ciertas
hipótesis con relación a la matriz de covarianzas, para el modelo dado en (1), la
suma de los cuadrados total, SStot puede ser descompuesto en:
SStot = SSG + SSS(G) + SST + SSGT + SSe
Donde:
SSG : es la suma de los cuadrados de los tratamientos o grupos
SSS(G : es la suma de los cuadrados de la interacción de los sujetos y el
tratamiento respectivo.
SST : es la suma de los cuadrados relacionado con el tiempo.
SSe : es la suma de los cuadrados del error.
Para la hipótesis a ser evaluada por medio del ANOVA son las siguientes:
Para los tratamientos, procesos, (grupos)
61
Para el tiempo
Para las interacciones de grupo x tiempo
La tabla ANOVA es hecha para aceptar o rechazar la hipótesis nula en general se
utiliza el valor p.
Cuadro 4.1: tabla ANOVA para medidas repetidas considerando grupos, procesos
o tratamientos.
Tal fin así, si se considera un nivel de significancia α para la prueba de hipótesis
entonces:
Se rechaza H0 si el valor p < α
Se acepta H0 si el valor p ≥ α
62
4.1.2 PRUEBAS DE DESORCIÓN (APLICACIÓN DEL MODELO MATEMÁTICO)
El modelo de medidas repetidas será aplicado a los datos presentados en la tabla de resultados obtenidos de las pruebas propuestas.
Se realizan 8 pruebas con dos parámetros propuestos (alto y bajo) y combinadas entre sí, para obtener un rango amplio de resultados.
4.1.2.1 PARÁMETROS DE LAS PRUEBAS
Tabla 4.2
Se realizaron 8 pruebas con 3 repeticiones cada una
Tabla 4.3
flujo L/m T. °C Voltaje ( v ) NaOH %
prueba 1 5 60 2.5 1
prueba 2 5 60 3.5 2
prueba 3 5 85 2.5 1
prueba 4 5 85 3.5 2
prueba 5 16 60 2.5 1
prueba 6 16 60 3.5 2
prueba 7 16 85 2.5 1
prueba 8 16 85 3.5 2
Para la realizaciòn de las pruebas se utilizò el mismo carbon con la misma ley. Como se puede observer en la siguiente tabla.
Item P. Húmedo
TM % H2O
P. Seco (Kg)
Ley Au (g/Kg)
Ley Ag (g/Kg)
Fino Au (g)
Fino Ag (g)
LOTE 1 15.0 30.06 10.491 2.500 26.228 -
10.491 26.228 -
desorción
parámetros flujo temperatura voltaje % de NaOH
alto 16 m3/H 85°C 3.5 V 2%
bajo 5 m3/H 60°C 2.5 V 1%
63
FUENTE PROPIA
Tabla 4.4 Cuadros de las distintas pruebas realizadas
64
4.1.3 RESULTADOS
El modelo de MR será aplicado a los datos representados en la tabla siguiente:
TABLA 4.5 EFICIENCIAS DE LAS DIFERENTES PRUEBAS
FUENTE PROPIA
65
Antes de realizar el ANOVA respectivo será mostrado el grafico de perfiles para las pruebas realizadas en este trabajo, así, la figura de abajo muestra el grafico de perfiles, se puede observar que las pruebas T7 y T8 tienen una mayor eficiencia en desorción que las anteriores y alcanzan las metas establecidas en el menor tiempo posible. La prueba T1 que fue realizado con los parámetros encontrados inicialmente en la empresa, muestra que la eficiencia es demasiada baja y no satisface la meta establecida.
Fig. 4.6 GRÁFICO DE PERFILES PARA LOS DISTINTOS TRATAMIENTOS ELABORACION PROPIA
66
Para el ANOVA se considera el nivel de significancia α = 0.05 los resultados se
presentan en la tabla siguiente:
Cuadro 4.7: tabla ANOVA para medidas repetidas considerando grupos, procesos
o tratamientos.
El ANOVA observa que el valor p para los tratamientos (procesos), el tiempo y la
interacción de los tratamientos con el tiempo, como se puede observar el valor p es
menor al 5%, esto indica que existe el efecto de los tratamientos, del tiempo y de la
interacción entre ellos. Así, los tratamientos proporcionan resultados diferentes lo
que indica que la eficiencia de desorción depende del tratamiento propuesto. En
este trabajo, se observa que el tratamiento T7 y T8 que en menos de 72 horas se
obtiene resultados esperados, y este hecho satisface las restricciones pedidas por
los objetivos de la presente tesis y a la vez los requerimientos que pide la empresa.
Se puede concluir que, el intervalo de tiempo pedido y así como la eficiencia de
desorción planteado como objetivo, solo satisface cuando se considera el T7 y T8.
67
4.2 PROCESO CON PARÁMETROS ENCONTRADOS DE DESORCIÓN
Debido a los resultados mostrados en las pruebas se tuvo que modificar estructuralmente, algunos equipos de la planta de desorción. Se realizaron dos modificaciones en la planta de desorción, el primer punto que se tomó en consideración fue el flujo, y el segundo punto fue el área de la celda y los cátodos. Se cambiaron las celdas de electrodeposición, debido a que el tiempo de saturación de los cátodos era muy corto, como se puede observar en el gráfico de control de parámetros Nro. 1, y también la eficiencia de la celda eran muy baja. Se cambió la electrobomba por una de mayor capacidad como se aprecia en el gráfico siguiente:
TABLA 4.8 COMPARACIÓN DE LA BOMBA ANTIGUA VS LA NUEVA
Bomba Antigua Nueva
Marca Espiasa Q-pump
Hidrostal
HP 4.48 10
Dimensiones 1.5´´ * 1.5 ´´ 2´´ x 2´´
Motor Tipo F H
Impulsor Eje pegado
inox
Eje separado
inox
Flujo max 5 m3/h 20 m3/h
68
FOTO 4 NUEVAS CELDAS ELECTROLÍTICAS
FOTO 5 CIRCUITO DE CELDAS, BOMBAS 10 HP DE POTENCIA
69
4.2.1 PARÁMETROS DE OPERACIÓN
Datos del proceso modificado
TABLA 4.9 PARÁMETROS DE OPERACIÓN
4.2.2 COMPAÑA 6 DEL PROCESO DE DESORCIÓN
CUADRO 4.10
Item P. Húmedo
TM % H2O
P. Seco (Kg)
Ley Au (g/Kg)
Ley Ag (g/Kg)
Fino Au (g)
Fino Ag (g)
LOTE 1 5191.5 30.06 3630.935 5.220 18,953.481
3630.935 18,953.481
Valor Unidad
Temperatura 85 oC
Presión
(KPa) atmosférica -
Volumen de
solución 8 m3
NaCN 50 KG
NaOH 250 KG
ALCOHOL 20 %
FLUJO 16 M3/H
70
4.2.3 CONTROL DE PARÁMETROS CAMPAÑA 6
TABLA 4.11 CONTROL DIARIO DEL PROCESO
FUENTE LA JOYA MINING S.A.C.
71
4.2.4 ENSAYOS DE LABORATORIO (QUÍMICOS)
72
4.2.5 RESULTADOS
73
4.2.6 ANÁLISIS DE LOS RESULTADOS
Se realizó la campaña número 6 de la planta con los parámetros
MODIFICADOS , con un lote de carbón cargados de oro el cual se muestra
en el cuadro 2, se trabajó en concentraciones de 1.0 % de Na(OH) cantidad
mantenida (fija), 0.4 en un inicio la fuerza de Cianuro de sodio y a un
porcentaje inicial de alcohol de 20%, se observa que en comparación con
el proceso antiguo aquí la cinética de la elución aumenta drásticamente
con los parámetros propuestos en cuanto al flujo y temperatura, teniendo
eficiencias por encima del 99% a las 96 horas de proceso el cual satisface
por completo la meta trazada al inicio de este trabajo.
74
4.3 PRUEBAS DE ELECTRODEPOSICIÓN
4.3.1 PARÁMETROS DE LAS PRUEBAS
En el Capítulo III se describió brevemente el proceso de Desorción de la
Planta La Joya Mining S.A.C., fue mencionado además, que el mismo opera
simultáneamente con la electrólisis, originando así un circuito de Desorción
y electrodeposición continua de oro y plata cargado en el carbón activado.
El circuito a más de contar con caldero tipo acuotubular, los reactores de
carbón, dos celdas electrolíticas de 1.5 m3 cada una y rectificadores de
corriente, tanques de recirculación y una bomba de solución.
Las celdas electrolíticas tienen cada una, ánodos y cátodos construidos con
varillas de acero inoxidable, éste último recubierto además con lana de
acero #1 (lustre). Ambos ánodo (+) y cátodo (-) están conectados al
rectificador el cual brinda corriente y voltaje promedios de 2.5 y 400,
amperios y voltios respectivamente.
En el circuito descrito, la solución de lixiviación caliente pasa por el carbón
que está contenido en los reactores. La solución rica resultante luego pasa
desde el último reactor a las celdas electrolíticas donde la solución es re
extraída de sus metales preciosos por electrólisis. La solución estéril
(barren) resultante ingresa a los tanques de recirculación esta solución
retorna al caldero para recalentar y luego recircular por todo el circuito.
Esta elución y electrólisis simultánea se prolonga hasta después de
alcanzar valores de solución rica y barren mínimos tales como
0.01 gr/m3 de Au, teniendo estos valores se apaga el caldero para que
75
pueda descender la temperatura. Para poder cosechar los cátodos y lodos
anódicos
Al finalizar el proceso, el carbón es lavado y enviado a su posterior
regeneración térmica (600 oC).
4.3.1.1 TAMAÑO DE CELDA, ÁREA DE CÁTODOS.
El volumen de la celda fue modificada de 400 litros a 1500 litros y los catados fueron también modificados de 40 * 40 cm a 60 x 60 cm
El número de cátodos aumento a 10 cátodos y 11 ánodos
El peso de lana colocado es de 200 gramos de lana por catado:
10 x 200 = 2000 gramos de lana por celda por las dos celdas nos da un total de 4000 gr. De lana por el ratio de deposición de oro. Nos da una capacidad de 24 kg. De oro
4.3.2 ENSAYOS DE LABORATORIO
La electrólisis de oro a partir de una solución impregnada (rica) de 150
gr/m3 de oro en promedio proveniente de la desorción fue investigada con
el objeto de conocer el comportamiento al variar amperaje, voltaje y el uso
de lana de acero por malla de acero inoxidable.), para ello se usa un PH
metro, un multímetro, malla de acero inoxidable # 1. Y los rectificadores de
corriente.
Se construyeron tanto el ánodo como el cátodo de malla de acero. # 1, los
mismos que son sumergidos en la solución impregnada.
Los terminales del adaptador de corriente (-) y (+) son conectados al cátodo
y ánodo respectivamente. Luego se suministra corriente mientras la
solución está en recirculación.
Se realizan toma de muestras periódicas para medir la concentración
y consumo de NaCN, NaOH y el Ph
76
Con los valores obtenidos se realizan las curvas en gráficos mostrando el
porcentaje de recuperación contra el tiempo acumulado.
4.3.3 CONDICIONES DE LA SOLUCIONES DE ELECTROWINNING
TABLA DE % DE REACTIVOS
%
NaCN 0.1
NaOH 1
ALCOHOL 20
pH 13
4.3.4 RESULTADOS
Los resultados se detallan en las tablas: incluyendo los gráficos para el
respectivo análisis.
TABLA 12 RESULTADOS DE PRUEBAS DE ELECTROWINING
Tiempo (horas)
0.1 % NaCN
350 Amp.
1 v. 2.5 v. 3.5 v.
(%) (%) (%)
12 14.45 44.72 45.85
24 36.65 69.14 75
36 54.4 81.45 80.48
48 69.42 94.50 94.89
60 81.83 97.47 98.02
72 91.07 98.2 98.40
84 95.75 98.60 99.15
96 97.71 99.69 99.59
108 98.56 99.76 99.65
120 98.91 99.79 99.80
77
4.2.4 ANÁLISIS DE LOS RESULTADOS
Se observa que en la prueba de electrodeposición de oro, con los parámetros ya establecidos, solo variando el voltaje, tenemos una mejor recuperación de oro en 2.5 V, lo que confirma los datos obtenidos en el modelo matemático de medidas repetidas.
4.4 COMPARACIÓN DE RESULTADO
Se realiza una gráfica para mostrar la diferencia entre el proceso convencional encontrado en la planta La Joya Mining S.A.C. y el proceso con los parámetros encontrados.
14.45
36.65
54.4
69.42
81.83
91.0795.75 97.71 98.56 98.91
44.72
69.14
81.45
94.5 97.47 98.2 98.6 99.69 99.76 99.79
45.85
70.5
80.48
94.8998.02 98.4 99.15 99.59 99.65 99.8
12 24 36 48 60 72 84 96 108 120
1 V 2.5 V 3.5 V
78
TABLA 4.12 COMPARACIÓN DEL PROCESO ANTIGUO VS EL PROPUESTO
CUADRO COMPRATIVO DE AMBOS PROCESOS
DIA HORAS EFICIENCIA CAMP. 5
EFICIENCIA CAMP. 6
1
0 0 0
12 4.11 44.72
24 16.24 69.14
2
36 20.36 81.45
48 24.76 94.5
3
60 35.34 97.47
72 44.68 98.2
4
84 53.72 98.6
96 61.26 99.62
5
108 66.45 99.76
120 70.01 99.79
6
132 72.35
144 76.56
7
156 78.81
168 81.1
8
180 83.3
192 85.49
9
204 87.26
216 89.2
10
228 90.77
240 92.01
11
252 92.98
264 93.68
12
276 94.66
288 95.5
13
300 95.85
312 96.23
14
324 96.61
336 96.89
15
348 97.08
360 97.36
16 372 97.45 384 97.48
17
396 97.5
408 97.51
79
FUENTE PROPIA
Se observa la gran diferencia entre ambos procesos, con los parámetros modificados la cinética del proceso aumenta
considerablemente. La campaña 5 demora 408 horas mientras la campaña 6 demora apenas 120 horas
0
10
20
30
40
50
60
70
80
90
100
0 12 24 36 48 60 72 84 96 108 120 132 144 156 168 180 192 204 216 228 240 252 264 276 288 300 312 324 336 348 360 372 384 396 408
% R
ECU
P.
HORAS
CAMP. 5 VS CAMP. 6
CAMP 5 CAMP 6
80
4.5 REFINACIÓN QUÍMICA Y FUNDICIÓN DEL BULLION.
4.5.1 DIAGRAMA DE FLUJO
Para la refinación química del Oro utilizamos el método de precipitación con Bisulfito de Sodio, el cual es uno de los métodos más satisfactorios para la precipitación de Oro a partir de soluciones con agua regia.
La reacción global que gobierna el proceso es:
2HAuCI4 + 3 NaHSO3 + 3H2O ↔ 2Au + 8HCI + 3NaHSO4
Requiriéndose 0.79 g. de bisulfito de sodio para precipitar un gramo de oro.
81
4.5.2 DESCRIPCIÓN DEL PROCESO DE REFINACIÓN
El procedimiento general que se sigue es el siguiente:
Cosecha de cátodos.- Se cosecha los cátodos y se depositan en recipientes de acero inoxidable (como se observa en la Foto 6) para el ataque químico con ácido clorhídrico.
La fórmula es la siguiente:
6HCl + 2Fe = 3H2(gás) + 2FeCl3
El precipitado con contenido de oro, se procede a filtrar en un filtro prensa, para la combinación con el flux (fundentes) y posterior fundición, ahí se obtiene la barra bullión con contenido de oro de aproximadamente un 30 %, para su posterior comercialización o en caso que la gerencia de operación, ordene barra de oro fino, para su posterior refinación química foto 7 y 8
La barra se granalla, y se enjuaga con agua destilada para el ataque con ácido nítrico, para la eliminación de plata, cobre u otros metales no deseados.
Dándose lugar las siguientes reacciones: 3Ag + 4HN03 2H20 + 3AgN03 +NO 3Cu + 8HN03 4H20 + 3Cu(N03)2 + 2NO
El precipitado con mayor cantidad de oro actualmente se enjuaga con agua destilada para eliminar remanentes de los nitratos formados, y se procese al ataque con agua regia.
Reacción de oxidación: 3HCI + 30H- = Cl- + Ch + 3H20 + 2e - Reacción de reducción: HN03 +H20 + 2e- = NO+ + 30H- Reacción global: HN03 +3HCI = NOCI + 2H20 + Cl2
82
La reacción de disolución del oro se produce por la acción del agente oxidante formado, NOCI. Las reacciones de oxidación y reducción que tienen lugar nos permiten determinar la reacción global.
Reacción global: Au + 3NOCI + HCI = HAuCI4 + 3NOꜛ
Otros productos de reacción que ocurren con los metales son:
Au + 3CI- = AuCl soluble Ag + Cl- = AgCI insoluble Cu + 2CI- = CuCI2 soluble
Si no se nota presencia de Cloruro de Plata (AgCl), se separa por decantación y se lava con agua destilada.
A la solución rica en Oro se adiciona urea, realizándose la operación en caliente.
6HNO3 + 5CO (NH2)2 8N2 + 5 CO2 + 13 H2O
A la solución rica en agua regia, se adiciona Bisulfito de Sodio en cantidad adecuada para completar la precipitación del Oro.
2HAuCI4 + 3 NaHSO3 + 3H2O ↔ 2Au + 8HCI + 3NaHSO4 Requiriéndose 0.79 gr. de bisulfito de sodio para precipitar un gramo de oro.
El precipitado de Oro fino se filtra para eliminar restos de Bisulfito.
83
Finalmente el cemento de Oro fino obtenido se seca y se funde con una mezcla de fundentes.
Para precipitar la Plata que contiene la solución de nitrato de plata, se utiliza Cloruro de Sodio (sal común), obteniendo Cloruro de Plata en forma de gel la cual se lava hasta obtener un pH 7 (neutro), para luego ser precipitado con Zinc en polvo, obteniendo de este modo la Plata fina en forma de cemento.
El precipitado de Plata fina se mezcla con Bórax y se procede a fundir para la obtención de Plata fina metálica.
FOTO 6 COSECHA DE CATADOS
84
FOTO 7 FUNDICIÓN Y OBTENCIÓN DE BULLON
FOTO 8 BULLON
85
FOTO 9 DISOLUCIÓN CON AGUA REGIA
FOTO 10 CEMENTO DE ORO
86
FOTO 11 FUNDICIÓN DE CEMENTO DE ORO
FOTO 12 LINGOTE DE ORO 99.99
87
CONCLUSIONES
Se logró reducir el tiempo de desorción entendiendo los factores que
afectan al proceso como la temperatura, el flujo, el voltaje y % de soda
(hidróxido de sodio) y la internación entre ellas dando resultados distintos
en función del tiempo.
En las pruebas 7 y 8 del modelo para la realización de las pruebas ambas
satisfacen los objetivos trazados en el proceso. se opta por el tratamiento
7 debido a que el tratamiento 8 si bien satisface los requerimientos en
menor tiempo que el 7, pero económicamente no representa una ventaja
debido a que el tratamiento 8 requiere mayor cantidad de reactivos lo cual
es un gasto para la empresa.
Los parámetros ideales para el proceso de desorción de la JOYA MINING
S.A.C. fueron encontrados satisfactoriamente: dando como resultados
para el proceso el flujo en 16 m3/ h., la temperatura en 85 °C, el voltaje
de celda en 2.5 v y la soda en 1 %.
88
RECOMENDACIONES
A partir de la experiencia y los resultados obtenidos en el presente
estudio se plantea algunas recomendaciones. Los Equipos de desorción
están fabricados por materiales que no garantizan la resistencia a las
condiciones de operación (temperatura, % de soda, etc.).
No superar el nivel del flujo de 2 volúmenes por hora, debido a que
empieza a levantar carbón fino.
Se recomienda instalar equipos de precisión como: flujómetro, pH metro
en línea para poder tener mediciones exactas.
89
BIBLIOGRAFÍA
FJ. ALGUACIR REFINO DE ORO - REV. METAL MADRID, 31 (3), 1995
http://revistademetalurgia.revistas.csic.es ASALDE HORNA, ROSA MARÍA.- OPTIMIZACIÓN DE UN PROCESO DE
RECUPERACIÓN DE ORO MEDIANTE CARBÓN ACTIVADO - INFORME
DE SUFICIENCIA- UNIVERSIDAD NACIONAL DE INGENIERIA
FACULTAD DE INGENIERIA QUIMICA Y TEXTIL – LIMA - PERÚ 2010
MISARI, F.S. “METALURGIA DEL ORO”. VOLUMEN 1 UNIVERSIDAD
MAYOR DE SAN MARCOS LIMA. ENERO 1993.
MYSRL, CIA. MINERA. “PROCEDIMIENTO DE DESORCIÓN”.
CAJAMARCA – PERÚ. 2010.
TECSUP VIRTUAL. “TECNOLOGÍA DEL CARBÓN ACTIVADO”. LIMA.
2009.
JUAQUIN JOSE ABARCA RODRIGUEZ - DESORCION
ELECTRODEPOSITACION Y REFINACION DE ORO Y PLATA -
UNIVERSIDAD NACIONAL JOSE FAUSTINO SANCHEZ CARRION –
HUACHO, PERU 2012
C.E.TOMALA ANDRADE - ANÁLISIS DE UN SISTEMA DE ABSORCIÓN,
DESORCION DE ORO DE CARBÓN ACTIVADO Y SU
ELECTRODEPOSICIÓN. TESIS DE GRADO – GUAYAQUIL ECUADOR –
1998
G&R MAQUINAS S.A.C. - MANUAL DEL HORNO DE REGENERACION
DE CARBON ACTIVADO - Arequipa 2014
JHON F. BERNEDO GONZALES - MEDIDAS REPETIDAS *‡†
†UNIVERSIDAD LA SALLE, AREQUIPA, PERÚ ‡UNIVERSIDAD
NACIONAL DE SAN AGUSTÍN, AREQUIPA, PERU 2018
