III. MANEJO OPERATIVO DE LAS PILAS DE LIXIVIACIÓN 3.1 ...€¦ · de pilas de lixiviación,...

Manejo de Pilas de Lixiviación de Oro en Minera Yanacocha S.R.L.Manrique Martínez, José Antonio

Derechos reservados conforme a Ley

Elaboración y diseño en formato PDF por la Oficina General del Sistema de Bibliotecas y Biblioteca Central de la UNMSM

III. MANEJO OPERATIVO DE LAS PILAS DE LIXIVIACIÓN

3.1 MINADO EN MINERA YANACOCHA

La construcción de más áreas plastificadas obedece a las necesidadesprogramadas por el departamento de Planeamiento de Mina. Anualmentese presenta un plan de producción donde se detalla todas lasnecesidades en las distintas áreas de producción.

Este plan es desarrollado por el área de proyectos y para esto cuentancon el asesoramiento de la compañía Knight Piésold LLC y Fluor Daniels.

Knight Piésold LLC está en Minera Yanacocha orientado específicamentea todo lo relacionado con la construcción de áreas plastificadas, diseñode pilas de lixiviación, botaderos de desmonte, canales plastificados,pozas de solución y el manejo del sistema de agua.

Fluor Daniels está orientada al diseño de las instalaciones, las plantas deprocesos, sistema de bombeo, distribución de tuberías, generación ydistribución de energía, y son los que supervisan la construcción einstilación de los equipos.

3.1.1 PLANIFICACIÓN

Tres meses antes de terminar el año se presenta el plan de producciónpara el próximo año; en ella se detalla:

� Producción de mineral que será enviada a las canchas de

lixiviación.

� Producción de desmonte que será enviada a los botaderos.

� Cantidad de oro recuperable por lixiviación que se depositarán en

las pilas.

� Cantidad de oro que se producirán en las plantas de procesos.

� Volumen de solución que es necesario procesar en las plantas.




Otros datos que servirán para generar el presupuesto de las áreas de lacompañía y los planes de ampliación para proyectos.

Este plan normalmente es cambiado en el transcurso del año debidoprincipalmente al precio del oro y los compromisos con los inversionistas.

En lo que se refiere al área de lixiviación un cambio en los planes significael incremento o reducción del mineral depositado en las canchas delixiviación, la variación en el tiempo de regadío y la ubicación del mineralen la pila.

Esto además genera un reajuste en el consumo de los reactivos,combustibles, tuberías, mangueras, accesorios y personal.

3.1.2 CARGUIO Y ACARREO DEL MINERAL

La naturaleza del mineral ha permitido que el mineral de las minas deCarachugo, San José, Chaquicocha, Maqui-Maqui, Yanacocha Norte ySur, sean directamente enviados a las pilas de lixiviación sin ningúntratamiento previo. En La Quinua se ha diferenciado dos tipos de mineral,el que necesita aglomerarse y otro que va directamente a la pila delixiviaciónCon excepción de La Quinua, la granulometría del mineral apilado en un75% es menor a 3”; algunas veces se tienen bancos de 1.5 metros dediámetro constituyendo un problema para la lixiviación.El mineral producido en la voladura es cargado y transportado porcamiones de 90 -120 o 260 TM.Esta etapa de la producción constituye el 50% del costo de producción deuna onza de oro.

3.1.3 PROGRAMA DE APILADO DE MINERAL EN LAS PILAS.

El programa de producción de mineral esta dividida en dos etapas: LargoPlazo y Corto Plazo. A continuación se detallan.




Corto Plazo: Esta encargada de planificar la producción del mineral y elapilado de este en las pilas, en un periodo de una semana, un mes, tresmeses y un año.(Ejemplo: Julio 05 – julio 06)Largo Plazo: Esta encargada de planificar la producción del mineral y elapilado de este en las pilas, hasta el fin de vida de la explotación minera.(Ejemplo: Julio 06-diciembre 06; 2007, 2008 ….)El programa de carguío de corto plazo se divide en: Planificación de estasemana, planificación para la próxima semana, planificación a un mes yplanificación a tres meses.

El

programa

de

lixiviación esta más relacionado con la planificación a Corto Plazo, debidoa que este define que parte de la pila será rellenada con mineral, y dondees necesario retirar el sistema de riego para que ingrese el mineral. Estees un trabajo de mucha coordinación entre los departamentos deMetalurgia de lixiviación y Planeamiento Corto Plazo.

Area a ser rellenada con mineral

Ruta de los camiones gigantes

Celdas en lixiviación

Area a ser rellenada con mineral

Ruta de los camiones gigantes

Celdas en lixiviación

Grafico N° 8




3.2 ALCALINIZACIÓN DEL MINERAL

El mineral que va a las canchas de lixiviación esta constituido por óxidos,sílice, sulfuros primarios, el mineral tiene un pH natural de 4.5, es por esoque tiene que adicionarse cal antes de la lixiviación. En las pruebasmetalúrgicas la cantidad de cal necesaria para alcalinizar es de 0.35 a0.40 Kg/Tm, en los sulfurados de 1.0 a 2.0 Kg/Tm. Estas cantidades sonpara condiciones ideales, es por eso que en la práctica la dosificación esde 50 a 100 % más que los resultados de las pruebas metalúrgicas.

La cal es dosificada en forma de lechada, es esparcida directamentesobre el mineral depositado en las pilas.

Inicialmente cada pila de lixiviación tenía una planta de preparación delechada y estaba ubicada a 1,000 metros de la pila, con el crecimiento delas pilas estas plantas han quedado a más de 2,500 metros, resultandoser inconveniente ya que no se podía mantener el pH de la solución rica yencarecía el proceso por el uso de cal adicional. El año 1,999 un grupo detrabajadores formo un taller de trabajo con la finalidad de generar ideaspara solucionar este inconveniente, el año 2,001 dio su primer resultadoal construirse la planta de cal “El Mirador” a un costo de 1.5 millonesUSD.

El año 2,002 se inauguró la nueva planta de cal, Esta planta tiene unacapacidad de producción de 180 TM de lechada de cal por día. Ademástiene dos estaciones de almacenamiento ubicadas a 500 metros de laspilas.Ver gráficos 9 – 10 y 11.

1009080706050403020100

0102030405060708090100

5 76 8 9 10 11 12 13 14

9.38

pH

1009080706050403020100

0102030405060708090100

1009080706050403020100

1009080706050403020100

0102030405060708090100

5 76 8 9 10 11 12 13 14

9.38

-CN- + H2O HCN + OH -

pH

HCN CN-

pH y la degradación del cianuro de sodio a ácido cianhídrico

1009080706050403020100

0102030405060708090100

1009080706050403020100

1009080706050403020100

0102030405060708090100

5 76 8 9 10 11 12 13 14

9.38

pH

1009080706050403020100

1009080706050403020100

0102030405060708090100

1009080706050403020100

1009080706050403020100

0102030405060708090100

5 76 8 9 10 11 12 13 14

9.38

-CN- + H2O HCN + OH -

pH

HCN CN-

pH y la degradación del cianuro de sodio a ácido cianhídrico

Gráfico N° 9

Gráfico N° 10

Cal en polvo

Lechada deCal

Lechada deCal

Silo de

cal fina300 TM

Molino de

bolas 10"

10 TM/día

Tk 400 m3

Tk 150m3 Tk 150m3

PadCarachugo

Pad Yanacocha

Hidrociclon 4"

Planta de Preparación de lechada de cal

Lechada de Cal

Descarga de lechada de cal en la pila

Lechada de cal

Bulbo húmedo

Manguera de riego

Talud

Gráfico N° 11




3.3 REGADIO DEL MINERAL

El diseño de pilas de lixiviación estáticas como los que hay en MineraYanacocha tienen dos tipos de inconvenientes:

§ El constante incremento en la capacidad de bombeo de la solución a laspilas.§ La acumulación de inventario oro.

En este punto debo de hacer algunas definiciones:

§ Solución Rica: Es la solución que proviene de las pilas, producto de lalixiviación del mineral, la principal característica es que contiene de 0.5 gr.A 4.0 gr. oro/m3. La solución rica es bombeada de la poza hacia la plantade precipitación Merrill Crowe o a la planta de Adsorción en Columna deCarbón.§ Solución pobre: Llamada solución barren, solución con bajo contenidode oro y otros metales que provienen de las plantas de precipitación o deadsorción la principal característica es que contiene de 0.03 gr. A 0.10 gr.De oro/m3.

§ Solución de Recirculación: Es la solución rica que se encuentra enuna poza llamada Menores Eventos que por su contenido de oro oturbidez no puede ser enviado a la planta de procesos, por eso sonbombeadas directamente a las pilas.

La capacidad de bombeo de solución pobre a la pila está directamenterelacionado con la capacidad del proceso de las plantas, esto quiere decirsi la planta incrementa su capacidad de tratamiento la pila tambiénincrementará su capacidad de contener más mineral nuevo, en casocontrario habría una disminución en el contenido de oro de la soluciónrica.

Además por el tiempo que dura la lixiviación, es necesario bombear unacantidad extra de solución a la cual llamamos recirculación.




La taza de riego promedio del mineral es de 10 l/h-m2; pero como la pilacrece en sentido vertical, mayor al horizontal, las plantas de recuperacióndeben incrementar, su capacidad de bombeo en volumen y altura debombeo.La solución barren y de recirculación son bombeadas por los perímetrosde la pila por tuberías separadas, cada una forma un anillo. En elperímetro hay lugares donde las soluciones se juntan por un sistema deválvulas, y los llamamos “BY PASS”, de esta unión salen tuberías de 12”de diámetro, y son enterradas y protegidas porque van por la base de lapila, hasta un punto determinado por donde asciende a la superficie de lapila en construcción, a las tuberías que ascienden los llamamos “RISER”.

Además en la tubería perimétrica hay válvulas en las líneas de soluciónbarren y recirculación, las llamamos tomas independientes. Estas nossirven para conducir la solución por los taludes de la pila.Actualmente se bombea más de 15,000 m3/h a una altura de 150 m.

3.3.1 DISEÑO DEL SISTEMA DE RIEGO

En el diseño del sistema de regadío se toma dos consideraciones:

§ Geometría de la celda de lixiviación:

Se busca que la forma de un área nueva que va ha ser lixiviado sea uncuadrado de 100 m de lado, es decir de 10,000 m2.

§ Distancia entre la toma de solución y la celda de lixiviación:

La distancia entre los riser que alimentan la solución pobre o derecirculación y la celda de lixiviación es muy importante ya que la presiónde de ingreso debe ser como mínimo 20 PSI. Para lograr esto sonimportantes los cálculos de las pérdidas de presión por la distancia ydiámetro.




3.3.2 INSTALACIÓN DEL SISTEMA DE RIEGO

El diagrama muestra una instalación típica del sistema de riego, esta seinicia en el riser.

La solución es conducida a la celda por mangueras flexibles de 6pulgadas de diámetro.

Al inicio de la celda son instalados una válvula y un medidor de caudal,que son controlados diariamente. En la tubería principal son instaladaslas mangueras de regadío, cada una de ellas tiene 16 milímetros dediámetro y son colocados diametralmente opuestos, hay una separaciónentre ellas de 80 centímetros.

Las mangueras de riego son instaladas desde la manguera principalhacia las mangueras secundarias. Este diseño ayuda a mejorar ladistribución de la presión y la solución. En las mangueras secundarias selogra el flujo laminar que permite la sedimentación de las partículas queobstruirían los goteros de las mangueras. Ver Gráfico N° 12.

F

VRISER

V

M

V

V

V

V

V

100 m

125 mangueras

125 mangueras

M

M

MM

M

V

F

Manómetro

Válvula

Medidor de caudal

Manguera Principal

Mangueras de riego

80 cm

Manguera flexible

Manguera Secundaria

Manguera Secundaria

FF

VVRISERRISER

VV

MM

VV

VV

VV

VV

VV

100 m

125 mangueras

125 mangueras

MM

MM

MMMM

MM

VV

FF

Manómetro

Válvula

Medidor de caudal

Manguera Principal

Mangueras de riego

80 cm

Manguera flexible

Manguera Secundaria

Manguera Secundaria

Grafico N°12




3.3.3 CALIDAD DE RIEGO

Una de las principales preocupaciones del área de lixiviación esmantener la calidad de riego y esta definida por la uniformidad de riego yel taponamiento de los emisores (goteros).Uniformidad de riego:

Es la cantidad de solución que descarga cada emisor en unidad detiempo, esta no debe tener más de 5% de variación entre ellas.Taponamiento:

Es la cantidad de emisores que se obstruyen y dejan de descargar flujo.Indicadores de calidad:

Cada semana se realiza el monitoreo de la cantidad de emisoresobstruidos, esta información es reportado al departamento de Metalurgiade Lixiviación para que tomen las acciones correctivas cuando halladesviaciones al programa.

% Taponamiento -N° Celda / Fecha 23-mayo-05

0

1

2

3

925

926

927

930

931

932

933

934

935

936

937

938

939

940

941

942

943

945

946

947

948

949

950

951

952

953

954

955

956

Celda de lixiviación N°

Grafíco N° 13




De igual manera diariamente se monitorea la cantidad de solución queingresa a la celda, para contrastar con el programa y tomar las accionescorrectivas.

CELDA 923: Solución m3/h - Ratio mineral / solución: Fecha: 23-05-05

0.0

0.1

0.2

0.3

0.4

0.5

0.6

0.7

0.8

0.9

1.0

19-M

ar

21-M

ar

23-M

ar

25-M

ar

27-M

ar

29-M

ar

31-M

ar

02-A

br

04-A

br

06-A

br

08-A

br

10-A

br

12-A

br

14-A

br

16-A

br

18-A

br

20-A

br

22-A

br

24-A

br

26-A

br

28-A

br

30-A

br

02-M

ay

04-M

ay

06-M

ay

08-M

ay

10-M

ay

12-M

ay

14-M

ay

16-M

ay

18-M

ay

20-M

ay

22-M

ay

0

50

100

150

200

250

Real S/O Estimado S/O Programado m3/h Real m3/h

Grafico N° 14

Ratio Solución/ Mineral - Actual / Programado Fecha: 23-mayo-05

-

0.2

0.4

0.6

0.8

1.0

1.2

1.4

925

926

927

930

931

932

933

934

935

936

937

938

939

940

941

942

943

945

946

947

948

949

950

951

952

953

954

955

956

957

958

959

Cell N°

S/O

ACTUAL Ratio Sol/Mineral

PROGRAMADO Ratio Sol/Mineral

Grafíco N° 15




3.4. MANEJO DE PILAS DE LIXIVIACION

En pilas estáticas con gran crecimiento en área y mineral es común ver elincremento de inventario de oro en la pila, sin embargo la necesidad decumplir con la producción y la reducción de mineral en la mina hace quedebamos cambiar la estrategia de producción y empezar a reducir elinventario de oro antes que producir más mineral en la pila que solollevaría a un mayor aumento de inventario.

3.4.1 CAUSAS PARA EL INCREMENTO DE INVENTARIO

Las principales causas para el incremento de inventario son:

� Reducción de la calidad de riego.

� Distribución de mineral en las pilas.

� Distribución de solución en las pilas.

3.4.2 REDUCCIÓN EN LA CALIDAD DE RIEGO

La influencia que puede tener un gotero en la lixiviación debe serconsiderada como muy importante, esto que no parece importante es unade los puntos clave para una buena recuperación.

El año 2001 se inicia la operación de la planta de carbón en YanacochaNorte.

Uno de los principales problemas era el sistema de filtración de carbónfino a la salida de los tanques de adsorción.

Al iniciar la operación de esta planta el porcentaje de goteros obstruidosen la pila se incrementó de 10% a 35% haciendo que sea inmanejable elriego.

Una celda de lixiviación tiene 10,000 m2, esto quiere decir que hay 3,500m2 que no tenían contacto con la solución de cianuro, si lo llevamos a




toneladas serian 71,400 TM de mineral aproximadamente o 780 onzas deoro que no se recuperarían y quedarían como inventario.Para definir los temas de inventario se realizaron estudios geofísicos conla intención de definir el problema que estábamos enfrentando.

En los años 1999 empezamos los primeros estudios en la cual sedeterminó la existencia de los siguientes tipos de inventario:

Inventario pasivo: Es el oro recuperable que aun no ha sido lixiviado y eloro disuelto que está atrapado como humedad.

Inventario activo: Es el oro que esta en solución y que esta en tránsitopor la pila o en las pozas o tuberías.

1. Oro no lixiviado: Es el oro que no se está recuperando debido auna ineficiencia en el riego o el tipo de mineral.

2. Oro en el mineral: Es el oro que se encuentra en la plataforma queno esta lixiviándose.

3. Oro soluble atrapado como humedad: Es el oro en solución queesta atrapado como humedad en el mineral.

4. Oro soluble en pozas y tuberías: Es el oro en solución que estáen las pozas y las tuberías.

5. Oro soluble en tránsito: Es el oro soluble que está en solución yestá en tránsito a través de la pila.

6. Oro máximo recuperable: Es el porcentaje de oro máximo que sepuede recuperar del mineral, este valor es obtenido en las pruebasmetalúrgicas; para el mineral de Yanacocha Norte la recuperaciónes 72 %.

Casos:1. Oro soluble en tránsito >> Oro atrapado como humedad: El

paso de oro en tránsito a oro atrapado como humedad es fácil yaque el mineral tiene una humedad final de saturación de 12% yhumedad final de 9%.

2. Oro atrapado como humedad >> Oro soluble en transito: Elpaso de oro atrapado como humedad a oro en transito en mas difícil




debido a la compactación y canalización que sufre el interior de lapila.

3. Oro no lixiviado > Oro soluble en tránsito: El origen del oro nolixiviado se encuentra en las ineficiencias en el riego, lacompactación y las canalizaciones en el interior de la pila.Mejorando la eficiencia de riego es posible pasar al estado de oroen tránsito.

Concepto de inventario

1 - Oro no lixiviado

2 - Oro en mineral Fresco

o como

vo 1 – 2 - 3vo 4 - 5

5 - Oro soluble en transito

Gráfico N° 16




3.4.3 ESTUDIOS SOBRE LA EFICIENCIA DE RIEGO

Una de las preocupaciones que tenemos, es como podemos mejorar laeficiencia de riego ya que la probabilidad de incrementar nuestroinventario de oro no lixiviado es mayor debido al incremento en elporcentaje de taponamiento de las mangueras.

Estudio Geofísico: El estudio geofísico se realiza en la superficie de lacelda de lixiviación. Para esto se instalan electrodos a lo largo del área aestudiar. Después se le aplica una corriente de 1200mv, esta corrienteingresa al terreno y es detectado por un sensor que a través de unsoftware lo convierte en un mapa de dos o tres dimensiones concoloraciones que van desde el púrpura al rojo, el púrpura correspondeal área donde se ha detectado mayor paso de corriente y enconsecuencia de mayor humedad, mientras que el rojo indica que se hadetectado una baja conductividad y en consecuencia poca humedad.

El Gráfico N°8 corresponde a una prueba de conductividad que serealizó a dos celdas, en una se usó una manguera distinta de la otra.

Riego uniforme: El gráfico muestra que un gran porcentaje de ella tieneun color azul, esto indica que hay distribución homogénea de la soluciónen el interior de la pila.

Riego no uniforme: El gráfico muestra áreas con diferentes tonos deazúl a verde, esto indica que la solución se ha concentrado en algunoslugares más que en otros.



Riego No uniforme

Riego Uniforme

Conductividad-Humedad

ALTA Conductividad-Humedad

BAJA Conductividad-Humedad

Grafico N° 17




¿Qué es lo que está pasando con los emisores?En el Gráfico N° 9 se puede ver lo que esta sucediendo con los emisores,algunos están obstruidos y no descargan la solución. Y en los que noestán obstruidos hay una gran cantidad de solución.La Foto N° 5 muestra una gran cantidad de finos que han migrado porexceso de flujo en el emisor.

Manguera de riego Gotero

Zona Humeda

Zona Seca

Gráfico N° 18

Foto N° 5




El Grafico N° 10 muestra la vista de un estudio geofísico del perfil de unaplataforma.

En este gráfico se puede ver que hay una gran probabilidad de tener orosólido sin lixiviar.

Las causas para obtener este tipo de ineficiencia se debe al gotero o almineral que por la cantidad de finos se compacta y forma canalizacionesinternas que segregan la solución. Para nuestro caso la mala distribuciónde solución en la pila se debe al carbón que no está siendo clasificado enlalanta.

Riego No uniforme Riego Uniforme




Riego No uniforme Riego Uniforme




Gráfico N° 19




La Foto N°6 muestra la gran cantidad de carbón en la celda de lixiviacióndebido a la mala separación sólido / líquido de las zarandas de la plantade carbón en columnas.

Inicialmente la respuesta a este problema fue la instalación de un sistemade filtros en la manguera principal que ingresa a la celda de lixiviación,esto puede verse en la Foto N° 7. Obviamente esto no fue la mejorsolución debido a la gran cantidad de carbón que tenía que filtrar cadauno de ello.

Foto N° 6

Foto N° 7




3.4.4 DOS ACCIONES QUE MEJORARON LA EFICIENCIA DE RIEGO.

CAMBIO EN EL SISTEMA DE FILTRACIÓN:Debido a la distancia, el manejo de filtros en la pila de lixiviación eradificultoso, el control era solo de día y la distancia entre ellos era de180m. Definitivamente la ubicación de los filtros no favorecía aincrementar la eficiencia de riego.

Además la cantidad de carbón que era enviada a la pila saturabarápidamente el filtro reduciendo su eficiencia en pocas horas.

Para esto surge la idea de mover los filtros a un lugar donde deberíamosoperar y controlar constantemente y que, mejor lugar, que la planta decarbón.

Después del cambio el carbón en la solución se ha reducido a 1.5 gr/m3

la Foto N° 8 muestra el filtro de tipo centrifuga, la Foto N° 9 muestra losnuevos filtros tipo centrifuga con malla.

Foto N° 8




CAMBIO DE LAS MANGUERAS:

Desde el año 2000 se habían programado pruebas para cambiar el tipode mangueras, dentro de ellas se consideró también a los aspersores. Apesar de que los aspersores dieron buen resultado, estos fuerondescartados por un tema de imagen de la compañía.

Después de cuatro años de comparaciones, las mangueras que dieronun excelente resultado fue un emisor plano Leach Line de Netafim.

El gráfico N°20 muestra la forma, como se realizaban las pruebas, untipo de mangueras se instalaron a un lado y al otro las del tipo LeachLine.

En todo momento el propósito era tener la misma distribución de laspartículas de carbón en ambos tipos de mangueras. Se realizó lamedición del caudal a todos los goteros y conteo de los goterostapados en toda la celda. Con esto se evitó tener algún dato que pudieradar un error en el cálculo estadístico.La primera etapa fue evaluar el comportamiento del caudal del goteroante los cambios de presión y observar, si se conservaba la eficienciade aplicación en todas las mangueras.

Foto N° 9

50

50

RISER

100 m

125

125Manómetro

Válvula

Medidor de

Manguera

Manguera

Manguera

Manguera

Grafico N° 20




Las tablas 2 y 3 muestran el resultado de una de las evaluacionesrealizadas durante el estudio de comparación

Tabla N° 2




Tabla N° 3




EFICIENCIA DE APLICACIÓN.

La eficiencia de aplicación es la relación de la uniformidad con laspérdidas de cargas totales y las pérdidas con encharcamientos.

Mediante la siguiente ecuación podemos calcular los valores dados enla tabla:

Ea = CU * Ks

Donde:

Cu: Es la Constante de uniformidad

Ks: Son las pérdidas de cargas totales y las pérdidas porencharcamientos; tomando el valor de 0.98 para ambos casos,solamente considerando pérdidas de cargas.

Mangueras Cu KS Ea

Max-Emitter 79.43 0.98 77.84

Leach Line 93.99 0.98 92.11




COEFICIENTE DE UNIFORMIDAD.

Determinamos los coeficientes:

Para:

Para:

COEFICIENTE DE VARIACIÓN.

Max-emitter Lt/H-m2 Lt/H-m2 Lt/H-m2

Coeficiente de variación 7.86 6.53 9.73

Leach Line Lt/H-m2 Lt/H-m2 Lt/H-m2

Coeficiente de variación 4.68 3.92 3.92

Max-Emitter Fechas de Evaluación# Muestra 2-Apr-04 7-Apr-04 15-Apr-04 23-Apr-04 29-Apr-04 5-May-04 18-May-04

1 1 5 6 24 28 28 31

2 4 7 6 21 25 27 233 2 2 10 17 19 28 274 0 5 10 22 26 27 295 2 2 10 28 34 31 336 1 4 8 32 30 30 337 0 1 3 29 27 24 408 4 6 11 31 32 27 389 2 0 3 28 23 35 34

10 0 5 6 30 34 34 33Promedio 1.6 3.7 7.3 26.2 27.8 29.1 32.1

% Taponamiento 2.5 5.9 11.6 41.6 44.1 46.19 50.95

Taponamiento de goteros.

Tabla N° 4

Derechos reservados conforme a LeyLech Line Fechas de Evaluación

# Muestra 2-Apr-04 15-Apr-04 8-Apr-04 23-Apr-04 29-Apr-04 5-May-04 18-May-04

1 0 0 0 0 4 5 8

2 0 0 0 0 1 1 2

3 0 0 0 0 1 2 7

4 0 0 0 0 1 10 21

5 0 0 0 0 0 0 7

6 0 0 0 2 3 3 4

7 0 0 0 1 4 4 3

8 0 0 0 2 6 6 2

9 0 0 0 1 5 5 0

10 0 0 0 2 4 4 11

Promedio 0 0 0 0.8 2.9 4 6.5

% Taponamiento 0.0 0.0 0.0 1.3 4.6 6.35 10.32

Incremento del % de taponamiento a travez del tiempo

46.1950.95

6.3510.32

5.872.54

11.59

41.59 44.13

0.00 0.00 0.004.60

1.270

10

20

30

40

50

60

02-Abr-04 07-Abr-04 15-Abr-04 23-Abr-04 29-Abr-04 05-May-04 18-May-04

Fechas de Evaluación

% d

e tap

onam

iento

Max-Emitter

Leach Line

Grafico N° 21

Tabla N° 5

Lt/H-m2 Lt/H-m2 Lt/H-m2

Max-Emitter

P: 7.5 psi P: 15.5 psi P: 13.5 psi

RatioPromedio 6.07 12.30 10.45

Lt/H-m2 Lt/H-m2 Lt/H-m2

Leach Line

P: 7.5 psi P:15.0 psi P: 13.5 psi

RatioPromedio 7.06 13.06 11.02

Comportamiento del caudal por la presión.

1999 2000 2001 2002 2003 2004 2005

10 %

11 %

35 %

1 %

Taponamiento %

1999 2000 2001 2002 2003 2004 2005

10 %

11 %

35 %

1 %

Taponamiento %

1999 2000 2001 2002 2003 2004 2005

10 %

11 %

35 %

1 %

Taponamiento %




3.4.5 RIEGO CON DIFERENTES CONCENTRACIONES DE CIANURO

El consumo de cianuro de sodio en el proceso de lixiviación es el 31% delcosto, las investigaciones realizadas para la reducción de este costofueron orientadas a la reducción de la concentración de cianuro en lasolución de lixiviación.

Riego con diferentes concentraciones de cianuro, se ha convertido en unproyecto muy importante que permitió reducir el costo de la lixiviación deminerales oxidados en un millón ocho cientos mil de dólares anualesaproximadamente, sin considerar los otros beneficios en la precipitación yfundición del precipitado.

3.4.5.1 ANTECEDENTES

Minera Yanacocha en 1994 inicia la operación de lixiviación, laconcentración de cianuro libre en la solución de lixiviación tenia 200 ppm.En 1995 los resultados de las pruebas realizadas por el departamento deInvestigaciones Metalúrgicas, concluyó que la concentración de lasolución de lixiviación podría ser reducida a 100 ppm. de cianuro libre,esto no afectaría la recuperación del oro ni el ciclo de riego de 60 días.En 1996 la concentración de mercurio en la solución rica se habíaincrementado debido a la mayor cantidad de mercurio en el mineral; serealizaron pruebas metalúrgicas de lixiviación con la finalidad de reducir ladisolución del mercurio, el resultado fue la reducción de la concentracióna 50 ppm. de cianuro libre, al igual que en la primera reducción larecuperación del oro no se ve afectada, sin embargo la reducción de laplata, mercurio y cobre se reduce considerablemente. Actualmente laconcentración de la solución es 50 ppm. de cianuro libre.

El año 2002 se inicia la etapa IX del pad de Carachugo, en este pad seinició la lixiviación de la primera celda el 18 de noviembre;simultáneamente se inició el monitoreo de la solución rica quedescargaba la pila, el objetivo era ver el tiempo de percolación, y elcomportamiento de la concentración de cianuro con el tiempo. Ver Gráfico23.




Oro ppm en la descarga celda 721

0

1

2

3

4

5

6

0 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 24 25 26 27 28 29 30 31 32 33 34 35 36 37

Dias

oro

(g

r/m

3)

Gráfico N° 23

En enero del 2003 se inicia las pruebas de alcalinización en el padYanacocha, la intención de estas pruebas era cambiar el sistema dedosificación de cal (lechada por cal viva); los resultados llamaron miatención debido al comportamiento del oro en la solución, al igual que elpH y cianuro libre en la descarga, similares al Gráfico 23.

El gráfico 26, muestra el comportamiento típico de la cantidad de oro quedescarga la pila, este mismo comportamiento se repitió en 7 pruebas quese realizaron en el pad Yanacocha Norte y La Quinua. Como se puedever a los 30 días la cantidad de oro por metro cúbico que descarga la pilaes el mismo en el tiempo.




Au Recuperación% - Au en solución ppm /Ingreso de cianuro

-

10

20

30

40

50

60

70

80

224 672 1,134 1,589 2,044 2,509 2,967 3,426 3,888 4,351 4,796 5,2300

1

3

4

5

6

8

9

10

Au Rec % Au gr/m3

Gráfico N° 25

Recuperación de oro - ratio Solución/Mineral

0

10

20

30

40

50

60

70

- 0.2 0.6 0.9 1.2 1.6 1.9 2.2 2.5 2.9 3.2 3.5 3.9 4.2 4.3

Rec %

S/O

Gráfico N° 24




Al tener evidencia que era posible lixiviar en dos etapas con soluciones adiferentes concentraciones, en junio del 2003 se solicitó al departamentode metalurgia la realización de 7 pruebas en columnas de 25 Kg demineral cada una; el objetivo era lixiviar en dos etapas, la primera con unaconcentración de 50 ppm de cianuro libre, y concluir con 30 ppm decianuro libre.

3.4.5.2 ANALISIS DE LOS RESULTADOS

Los resultados de la prueba industrial nos muestran el comportamientoque sigue la solución rica que descarga la pila y que éste es similar a losresultados obtenidos en el laboratorio (Gráfico 23 – Gráfico 26).

En los Gráficos 23 y 26, se puede observar el contenido de oro en lasolución y la relación Solución/Mineral, de este gráfico podemos ver lastres etapas de lixiviación. La lixiviación que disuelve las partículas de oroque está en la superficie del mineral, ésta se caracteriza por el alto

Oro en solucion - ratio Solucion /mineral

0

1

2

3

4

5

6

7

8

9

10

0.0 0.1 0.2 0.4 0.6 0.7 0.9 1.1 1.2 1.4 1.6 1.7 1.9 2.1 2.2 2.4 2.5 2.7 2.9 3.1 3.2 3.4 3.5 3.7 3.9 4.1 4.2 4.3

Au ppm

S/O

Gráfico N° 26




contenido de oro en la solución. La lixiviación que ocurre por la mezcla dela disolución de las partículas superficiales y la difusión donde se puedever que el contenido de oro en la solución se está reduciendo; yfinalmente la lixiviación que ocurre por difusión, donde el oro que está enel interior del mineral tiene que migrar hacia la superficie,caracterizándose por el poco contenido de oro en la solución.

En el Gráfico 26 se puede ver que la lixiviación por difusión se iniciacuando la relación solución mineral es de 0.30; en consecuencia, el restode cianuro que entra a la pila servirá para disolver otros metales y unmínimo porcentaje de oro.

En el Gráfico 25 se puede ver que la cantidad de cianuro que esnecesario para alcanzar a la etapa de difusión está entre 1,000 y 1,500Kg de cianuro libre que ingresan al mineral. Esto refuerza la idea de tenerdos etapas de lixiviación.

Si comparamos el comportamiento del contenido de oro en la descargasegún el Gráfico 23 se ve que a los 30 días de iniciada la lixiviación sealcanza la etapa de difusión.

Al lixiviar en dos etapas primero con 50 ppm de cianuro libre y despuéscon 30 ppm, la recuperación de oro al finalizar el período de lixiviación noes afectada y la recuperación promedio es de 72.0 % según el Gráfico 24.

Las pruebas en columna son repetibles a nivel industrial en 80%, loscálculos del ejemplo dan como resultado que debemos de lixiviar con 50ppm de cianuro libre por 26 días y el resto del tiempo se puede reducir a30 ppm, en consecuencia habrá un ahorro en el consumo de cianuro.

Las recuperaciones de los otros metales se reduce, tal es el caso de laplata de 6.5% a 5.9 % (Gráfico 38). El cobre de 7.8% a 5.0 % (Gráfico39).

Para la plata ocurre lo mismo; en cuanto a la recuperación de cobre ymercurio observamos una menor recuperación cuando usamos




concentraciones combinadas (50ppm y 30ppm CN-) 55.8% y 27.8%menos cobre y mercurio respectivamente.

Lo que se confirma con la literatura existente que a más bajasconcentraciones de cianuro, la reacción de disolución se hace másselectiva hacia el oro y los beneficios son múltiples.

La cal agregada con un ratio de 0.5 Kg/ton garantiza que el pH sea de10.5 durante todo el ciclo de lixiviación.

Observamos que el promedio de cianuro remanente (en solución ricalixiviación a 50ppm CN-) que retorna al proceso es de 19 ppm CN- másque cuando lixiviamos con concentraciones combinadas.

En teoría podríamos lixiviar en 11 días con una concentración de cianurolibre de 50 ppm, pero en el Gráfico 26 podemos ver que necesitamosllegar a un ratio de solución/mineral de 0.3 esto equivale a 30 días. Loúltimo se debe a que tenemos que contar la solución que se quedaatrapado por humedad y la velocidad de percolación, esto esaproximadamente 12 días.

Después de los 30 días, la lixiviación con 30 ppm de cianuro libre soloservirá para lixiviar el oro por difusión y la reducción del inventario enáreas que han cumplido el ciclo de riego de 60 días.

Ejemplo: Cálculo de la cantidad de cianuro que necesita una celda.

EjemploCelda 837

TM 236,676 ( a )Area 9,944 ( b )

Datos obtenidos de las pruebas

RatiosPara alcanzar la etapa de difusión S/O Kg-CN-

0.3 ( c ) 1,500 ( e )

Taza de riego 10 l /h-m2 ( g )

Calculos:

Cantidad de solucion para alcanzar 0.3 S/O

1 ( a ) x ( c ) = 71,003 m3 ( h )

Calculo de los días para alcanzar este volumen

2 ( h ) / (( b ) x ( g ) / 1,000)/24 = 30 días ( i )

Cantidad de cianuro

3 ( h ) * 50 * 1.88 / 1,000 = 3,550 Kg-CN-




3.4.5.3 REDUCCION DE COSTOS AL REGAR CON DIFERENTES

CONCENTRACIONES DE CIANURO

Barren Recirculación TotalCarachugo 1,600 1,100 2,700 Yanacocha 1,100 2,500 3,600 La Quinua 500 3,000 3,500

9,800

Factor de conversion Cianuro libre cianuro de sodio 1.81

Actual Propuesto

Barren Recirculación Barren RecirculaciónCarachugo 18 18 Carachugo 9 9 Yanacocha 23 23 Yanacocha 9 9 La Quinua 27 27 La Quinua 9 9

Barren Recirculación Barren RecirculaciónCarachugo 50 50 Carachugo 50 30 Yanacocha 50 50 Yanacocha 50 30 La Quinua 50 50 La Quinua 50 30

Barren Recirculación Total Barren Recirculación Total812 558 1,370 812 209 1,021 471 1,070 1,541 471 277 748 182 1,094 1,276 182 143 325

4,187 2,095

Diferencia cianuro TM ( e - f ) 2,093 Costo de la TM de cianuro de sodio (USD) 1,104 Ahorro por año (USD) 2,310,605

Calculo del consumo de cianuro de sodio mt

Concentracion de cianuro libre en solucion enviada al pad ppm

Consumo de cianuro de sodio por TM / año

Solucion enviada al pad m3/h

Concentracion de cianuro libre en la descarga ppm

Concentracion de cianuro libre en solucion enviada al pad ppm

Concentracion de cianuro libre en la descarga ppm

Consumo de cianuro de sodio por TM / año

a

b c

d e

e f

Cianuro TM (e) = (d-b) x 1.180 x a x 24 x 365 Cianuro TM (f) = (e-c) x 1.180 x a x 24 x 365

GASTOS PARA LA IMPLEMENTACION

Cantidad Unidad Precio Unitario Costo totalCompra de tuberias y accesorios USD USDManguera flexible de 8" 100 pza 1,000 100,000 Manguera flexible de 6" Lay Flat 3,000 mt 95 285,000 Accesorios para manguera flexible de 6" 300 pza 50 15,000 Trabajos de soldadura para las tuberias 30 unidad 150 4,500 Mantenimineto de valvulas reguladoras 120 unidad 100 12,000

Gasto de la implementación (USD) 416,500

BALANCE DE LA PROPUESTA

Ahorro por año (USD) 2,310,605 Gasto de la implementacion (USD) 416,500

TOTAL (USD) 1,894,105

Porcentaje de reduccion del presupuesto 45%

III. MANEJO OPERATIVO DE LAS PILAS DE LIXIVIACIÓN 3.1 ...€¦ · de pilas de lixiviación,...

Documents

Transcript of III. MANEJO OPERATIVO DE LAS PILAS DE LIXIVIACIÓN 3.1 ...€¦ · de pilas de lixiviación,...