UNIVERSIDAD NACIONAL DE TRUJILLO

FACULTAD DE INGENIERÍA

ESCUELA PROFESIONAL DE INGENIERIA METALURGICA

INFORME DE PRACTICAS PRE-PROFESIONALES

EMPRESA : CONSORCIO MINERO HORIZONTE SA

DURACION :

DICIEMBRE 2012 - MARZO 2013

PRACTICANTE :

ALCEDO BRIONES ITALO

CICLO :

IX

TRUJILLO – PERÚ

2013

AGRADECIMIENTO

Quisiera expresarle por medio de la presente mi agradecimiento por haberme brindado la oportunidad de realizar mis primeras prácticas en esta prestigiosa empresa. Durante mi tiempo de prácticas en Consorcio Minero Horizonte, no solo he podido aplicar los conocimientos adquiridos en la universidad sino que además he llegado a desarrollar otras capacidades gracias a su alto personal capacitado, lo cual me ha permitido desempeñarme óptimamente en la labor por la cual fui encomendado.Quisiera también reiterarle mi gran interés en formar parte de su equipo de trabajo ya que considero que, la filosofía de su empresa coincide plenamente con mi estilo de trabajo, y me siento capacitado, para realizar con éxito las funciones que se puedan otorgar.Agradezco el interés demostrado en mi formación, quedando a su entera disposición para un próximo encuentro.

RESUMEN

La planta cuenta con una capacidad alrededor de tratamiento de 1,500 tms/día.

La planta CMHSA está constituida por áreas, una de Concentración y la otra de

cianuración, así mismo posee dos relaveras; una para cada proceso metalúrgico

(concentración y cianuración) y para toda la operación se cuenta con una planta de

detoxificación en la cual se asegura el fiel cumplimiento de los requerimientos de ley

de evacuación de efluentes sin sobrepasar los límites máximos permisible.

La sección de chancado cuenta con tres etapas de reducción de tamaño,

primaria, secundaria y terciaria respectivamente. Reduciendo 32 a 1 veces el material

ingresante quedando un producto de aprox. 9mm-3/8pulgadas para alimento a la

molienda primaria.

La molienda se realiza en dos etapas, una primaria y una secundaria

obteniendo una granulometría de 64 % menos malla 200 (partículas que promedian

200 micras).

En concentración la planta cuenta con dos sistemas uno por gravimetría para la

captura del oro grueso y otra de flotación exclusivamente para sulfuros además de oro

libre fino. El ratio de concentración promedia 7 obteniendo aproximadamente 200 ton

secas día de concentrados auríferos.

El concentrado total obtenido (Gravimétrico y de flotación) es filtrado y remolido

con cianuro en medio alcalino(pH por encima de 7) Luego la pulpa es lixiviada en

tanques agitadores ; para luego recuperar la solución rica mediante sistema de

espesadores en contracorriente y la solución conducida al proceso de recuperación de

oro Merrill Crowe para su obtención como precipitado .

Las colas de cianuración son tratadas en tanques de carbón en pulpa

quedando la pulpa como relave de cianuración. Esta pulpa es enviada a la planta de

filtración donde se obtiene una torta con una humedad de 10 a 12% y granulometría al

final de 96% - Malla 400. Las tortas son transportadas finalmente a la presa de relaves

Curaubamba, mientras que el líquido o licor es recirculado al proceso de cianuración;

una pequeña fracción de este líquido es evacuado a la planta de detoxificación.

CONTENIDO CAPITULAR

CAPITULO I: DESCRIPCION DE LAS AREAS DEL PROCESO DE LA

PLANTA DE BENEFICIO DE CONSORCIO MINERO HORIZONTE.

I.1.- AREA DE CHANCADO

I.2.- ÁREA DE CONCENTRACIÓN GRAVIMETRICA Y FLOTACIÓN.

I.3.- AREA DE MOLIENDA Y REMOLIENDA.

I.4.- AREA DE CIANURACIÓN: CIRCUITO DE LAVADO EN

CONTRACORRIENTE Y ETAPA DE CARBON EN PULPA

I.5.- AREA DE RECUPERACIÓN

I.6.- AREA DE FILTRACIÓN DE RELAVES DE CIANURACIÓN

I.7.- AREA DE RELAVES

CAPITULO II: DESCRIPCION DEL PROCESO DE LA PLANTA PILOTO

“UNTUCA”

II.1.- GENERALIDADES

II.2.- DISEÑO DEL PROCESO

II.3.- OPERACIÓN DE LA PLANTA PILOTO

II.4.- DESCRIPCION DEL PROCESO

II.5.- ETAPAS DEL PROCESO

II.6.- EJEMPLO OPERATIO

CUERPO

CAPITULO I: DESCRIPCION DE LAS AREAS DEL PROCESO DE LA PLANTA DE BENEFICIO DE CONSORCIO MINERO HORIZONTE.

I.1.-ÁREA DE CHANCADO

Esta área tiene una capacidad instalada hasta 180 t/h, Se dispone de 03 tolvas

de gruesos para recepción de mineral, de las cuales las tolvas 1-2 se encuentran en

constante alimentación y la tolva 3 es en cao de emergencia, el circuito de chancado

cuenta con 08 fajas trasportadoras, 02 detectores de metales, 02 electroimanes. El

mineral procedente de las tolvas 1-2 alimenta a la faja1 por medio de un distribuidor

mecánico, este mineral en su trayecto pasa por un detector de metales y un

electroimán y es descargado en un Grizzly vibratorio 3´x 6´.El rechazo o grueso

obtenido en el Grizzly es conducido mediante una faja transportadora al chancado

primario, mientas que el pasante es introducido directamente a una Zaranda horizontal

doble piso JCI 5’x16’, cuyo piso superior tiene una abertura de 1” cuadrada y el piso

inferior de 3/8”. De la clasificación de esta zaranda el rechazo del piso superior

ingresa a la Chancadora primaria de quijadas Allis Faco 80x50E mientras que el

producto pasante del piso superior de esta zaranda 5´x16´ es tamizado en el piso

inferior de abertura de 3/8”, el rechazo o grueso de este piso se junta con el producto

del chancado primario para ser alimentado a una Zaranda marca Metso 5´x 14´.

Los pasantes o finos de los pisos de la zaranda o sea producto de menor a

3/8” son transportados con faja 10 directamente a la tolva de finos y los gruesos de

esta zaranda ingresan a la Chancadora secundaria Sandvik CH440, para obtener un

producto de ½” va a una Zaranda terciaria 8’x16’ de un piso cuya abertura de malla

es ¼”, el grueso retorna en circuito cerrado hacia la chancadora terciaria Sandvik

H3800, de donde se obtiene un producto de 8 mm. , que también es conducido por

faja transportadora a la zaranda 8’ x 16’ para ser tamizado junto al resto de la carga

obtenida en el chancado secundario.

El sistema de arranque/parada de esta sección se encuentra automatizado

bajo un centro de control de motores. Además la zona de chancado deja de operar

cuando la tolva de finos se encuentra llena (posee 4 niveles cuando se encuentra en el

3 nivel un sensor indica que debe parar, para evitar pérdidas de mineral)

En la Faja 7, se encuentra un operador con la finalidad de hacer una

clasificación constante del mineral, sacando maderas, alambres, bolsas, tubos, y sobre

todo el Shotcrete procedente de mina.

La carga

circulante entre las

chancadoras cónicas es de 250%

-Cuadro resumen de los equipos usados en el área de chancado con sus aberturas:

-Datos de operación de las chancadoras cónicas:

Chancadora Cónica Sandvik CH440 Chancadora Cónica Sandvik H3800

10mm 20mm20-120KW 12-60KW

0.3 MPa 0.2 MPa32°C 42°C

30-45 días (forro) 25-30 días (forro)

Equipo AberturaGrizzly vibratorio 3´x 6´ 5”

Zaranda doble piso JCI 5’x161”

3/8”Chancadora de quijadas Allis Faco

80x50E2”-3”

Zaranda Metso 5´x 14´3/4”3/8”

Chancadora Cónica Sandvik CH440 10mmChancadora Cónica Sandvik H3800 20mm

Zaranda terciaria 8’x16’ 3/8”

Molino Tamaño de Bolas

M-8’Φx10’ #1 3’’M-9’Φx12’ 2’’

M-8’Φx10’ #2 2’’M-6’Φx8’ 2’’

I.2.- ÁREA DE MOLIENDA Y REMOLIENDA.

El área de molienda trata actualmente 1500 tms/día, la alimentación de

mineral tiene un tamaño de 80% en malla -1/4” (100% -3/8”). Se cuenta con 04

molinos de bolas; 01 molino primario 8’Φx10’ (Nº 1) y 03 secundarios: un 8’Φ x10’ (Nº

2), otro 6’Φx8’ y un 9’Φx 12’.

El alimento ingresa al M-8’x10’ Nº 1(primario) cuya descarga pasa por un

tambor magnético para retirar elementos metálico ferrosos, posteriormente pasa por

03 Jigs IRD-Duplex 42”x 42”, cuya cola o relave es bombeada por una bomba ASS 6*6

hacia una celda de flotación SK-80, cuyo O/F se junta con los concentrados de los

Jigs y los de flotación y su U/F se junta con el U/F de las celdas SK-240.

El concentrado de los Jigs pasa a una etapa posterior de filtración, remolienda

y cianuración conjuntamente con los concentrados de flotación.

Los U/F de las celdas de flotación SK-240 son almacenados y bombeados por

3 bombas (WILFLEY 5K-5K-6K) hacia los hidrociclones D-20 y D-15.

Molino Velocidad(rpm)

M-8’Φx10’ #1 24M-9’Φx12’ 22

M-8’Φx10’ #2 20M-6’Φx8’ 24

El O/F del hidrociclón D-20 ingresa a un trommell astillero para retiro de

residuos de madera para luego ingresar a un acondicionador 10’x 12’alto, donde la

pulpa es homogenizada con los reactivos antes de ingresar a la etapa de flotación

final.

El U/F del hidrociclón se reparte en los tres molinos (M-8’Φx10’ #2, M-6’Φx8’ y M-

6’Φx6’) respectivamente.

La descarga del M-8’Φx10’ Nº 2 es ingresada a una celda de flotación SK-240

#1 Outokumpu y la descarga del M-9’Φx 12’ es alimentado a una celda de flotación

flash SK-240 #2 Outokumpu, cuyos concentrados son enviados por gravedad al cajón

de reunión de todos los concentrados, y las colas o relaves de estas celdas flash se

envían al cajón sumidero de alimentación de la bomba Wilfley 6K”, que nuevamente

bombea al hidrociclón D-20 para la clasificación del producto a 64% -malla 200, que va

al acondicionador y los gruesos del hidrociclón U/F regresan a molienda como carga

circulante repartiéndose el flujo entre los molinos secundarios.

Todos los concentrados obtenidos son enviados mediante una bomba

DENVER 5”x 4” hacia un hidrociclón D-10 de donde el O/F pasa a los Espesadores

Supaflo Outokumpu, uno con una capacidad de 348m³ y 392m³, para la sedimentación

de los finos del concentrado que junto con el U/F del hidrociclón se alimentan al filtro

de discos Fima 6’Φx 8 con 8 discos , de donde los sólidos (torta) son descargados y

repulpados hacia el molino 5’Φx 8’ para su remolienda inicial la cual continua en el

molino 6’ x 6’ Nº 1 en un arreglo en línea, la descarga de este molino es bombeado

hacia el molino 6’ x 6’ Nº 2 y luego bombeado hacia el nido de hidrociclones G-máx.

Para obtener un producto de 97% -400m en granulometría en el O/F (Over Flow), el

U/F (Under Flow) es recirculado como carga circulante al molino 5’Φ x 8’.

I.3.- ÁREA DE CONCENTRACIÓN GRAVIMETRICA Y FLOTACIÓN.

En esta sección de Gravimetría se trabaja con tres Jigs IRD-Duplex de 42”x

42” mientras que en flotación flash con 02 celdas automatizadas Outokumpu Flash

SK-240 y SK-80 cuyo circuito fue descrito anteriormente.

El material procedente del acondicionador 10’Φx 12’ alto ingresa a la operación

de Flotación directamente a 02 celdas automáticas OK-16 Outokumpu, cuya cola

ingresa a 02 bancos de 03 celdas automáticas Wemco 120 cada uno, cuya cola viene

a ser el relave de flotación final.

El concentrado de las Celdas OK-16 es dirigido al cajón de concentrados

finales y los concentrados de las celdas Wemco son clasificados en un nido de

ciclones D-4 cuyo O/F es enviado al espesador de 42’Φx 10’ para la separación

sólido / liquido y el U/F se envía a reunirse con los demás concentrados.

Todos los concentrados producidos: Concentrados Jigs, Celdas SK-240, SK-

80, Celdas Outokumpu OK-16, celdas Wemco se reúnen en el cajón de concentrados

finales, manteniendo un pH alrededor de 9.8, previo muestreo para obtener la ley de

cabeza de la etapa de cianuración.

I.4.- ÁREA DE CIANURACIÓN: CIRCUITO DE LAVADO EN

CONTRACORRIENTE Y ETAPA DE CARBON EN PULPA

En esta etapa se procesan todos los concentrados por cianuración. El material

es remolido y clasificado, el material fino clasificado a una granulometría de 97%

menor a malla 400 es llevado a un primer circuito de separación de sólidos y líquidos

(espesamiento), luego la pulpa es cianurada en 02 tanques agitadores de 20’ x 20’ y

de 30’ x 30’ y termina con un circuito de lavado de la pulpa en contracorriente en 02

espesadores 42’Øx10’ y finalmente una etapa final de carbón en pulpa en 03 tanques

agitadores CIP 20’x 20’ antes de ser enviado al filtro de relaves.

Tal como se describió antes, todos los concentrados reunidos en el cajón final

son bombeados a un hidrociclón D-10, cuyo O/F ingresa a un Espesador Supaflo

Outokumpu de 13 metros de diámetro y 10´ alto. Los Under Flow (U/F) de ambos

equipos se reúnen para ser alimentados a un filtro FIMA de 6´ x 8 discos, el cake o

torta es repulpado y alimentado a 03 molinos 5’x8’ , 6’x6’#1 y 6’x6’#2 consecutivos

respectivamente donde se efectúa la remolienda en medio cianurado, la descarga del

este último molino hace circuito cerrado con un nido de ciclones Krebs Gmax DS-10;

el U/F retorna como carga circulante a los tres molinos en serie descritos

anteriormente, mientras que el overflow (O/F) o rebose es dirigido por gravedad al

primer Espesador de cianuración de 42’Øx10’ (nº1), el rebose (solución rica) pasa a la

etapa de Merrill Crowe.

El U/F del primer espesador diluido con solución estéril de Merrill Crowe

(densidad de 1350 g/lt) ingresa a dos tanques de agitación continua y en serie 20’x20’

y 30’x30’, la pulpa saliente del último agitador ingresa a dos espesadores de 42’Øx10’

Nº 2 y Nº 3 en serie respectivamente lavando la pulpa en contra corriente, la solución

de los reboses de los tanques espesadores en contracorriente son enviadas a un

tanque (solución intermedia), esta solución intermedia es utilizada para dilución de la

descarga del molino de remolienda formando circuito cerrado de la solución

cianurada . Del último espesador #3, el U/F es diluido con agua fresca y bombeado a

3 tanques de agitación 20’Øx20’ para recuperar los últimos valores de Oro en solución

que estarían escapando los cuales quedan adsorbidos en el carbón activado (Proceso

CIP) La cosecha de carbón se realiza mediante airlift, el carbón activado es cosechado

y separado con el uso de una zaranda vibratoria Comesa 3´x 6’.

Las lamas finas de la última etapa de flotación, obtenidas como concentrado

son tratadas en tanques 12’x 12’ para su lixiviación con cianuro y luego la pulpa es

bombeada a los tanques CIP 20’x 20’ juntándose con el relave (U/F del ultimo

espesador de lavado) , para recuperar el oro disuelto en la solución usando carbón

activado.

I.5.- AREA DE RECUPERACIÓN

En esta sección el flujo diario de solución rica (1800 m3), obtenida de la

primera separación sólido/liquida en el espesador 42’Øx10’ (Nº 1), es enviado a la

precipitación para recuperar los metales preciosos haciendo uso de polvo de zinc

(proceso Merril Crowe).

La solución rica ha sido bombeada a 03 filtros prensa (Schriver)

clarificadores ,donde la solución ingresa con una turbidez de 100 y sale con 0.59,

luego pasa por una etapa de deaereación en una torre de vacío, que tiene por

finalidad reducir la concentración de [O₂] de 5ppm hasta 0.2ppm; se tiene un

dosificador de zinc automático. La solución conteniendo los precipitados es bombeada

usando Bombas Goulds hacia los filtros Perrin de precipitados para tener como cake o

torta el producto final.

La solución estéril (barren) es evacuada y retornada al circuito de lavado en

contracorriente.

I.6.- AREA DE FILTRACIÓN DE RELAVES DE CIANURACIÓN

La pulpa cianurada de los tanques CIP son bombeados a la planta de filtración,

donde se cuenta con un filtro prensa Marca CIDELCO con capacidad para 214

tms/día. Los sólidos obtenidos con una humedad de 12 a 13% son depositados en la

losa de la planta de filtrado y de ahí transportado mediante el uso de volquetes hasta

la relavera de Curaubamba. El licor o solución producto de la filtración es recirculado al

proceso para ser usada como solución de lavado en el proceso en contracorriente.

I.7.- AREA DE RELAVE DE FLOTACION

Se cuenta con una moderna presa de relaves de flotación en la zona de

Alpamarca cuyo diseño y ejecución fue encargada y realizada por la Compañía

Canadiense Golder Associates.

Los relaves provenientes del proceso de flotación son almacenados en la

presa, mientras el líquido sobrenadante (espejo de agua) clarificada por sedimentación

es bombeado de la zona de pondaje y trasferida a otra poza de sedimentación para

asegurar la calidad de clarificación. Los sόlidos no presentan sulfuros que pudieran

causar formaciόn de aguas ácidas. La vida proyectada de la presa cuando se concluya

su tercera etapa es aprox. 15 años partiendo desde el inicio del depósito.

Los líquidos evacuados no presentan valores de metales por encima de los

límites permisibles exigidos por el ministerio y las entidades de control.

Constantemente están realizando controles auditados internos por el área de Medio

ambiente.

CAPITULO II: DESCRIPCION DEL PROCESO DE LA PLANTA PILOTO

“UNTUCA”

II.1.- GENERALIDADES:

La Planta de beneficio de Consorcio Minero Horizonte posee una Planta Piloto

donde se realiza el tratamiento de los concentrados Gravimétricos de Cori Puno, en

los tanques 12’x12’ de este circuito.

Estos concentrados provienen desde Puno en bolsas (big bag), conteniendo

cada una un peso bruto aproximado de 0.8 a 1.2 ton.

Las ventajas que se obtiene es que se pueden realizar los procesos ya sea de

manera continuo o discontinuo hasta obtener una mejor recuperación en el proceso.

II.2.- DISEÑO DEL PROCESO: FLOW SHEET

ITEM DESCRIPCION POTENCIA(Hp)

1Big Bags

0

2Balanza Precix Weight 2456

0

3Cargador Frontal

0

4Tolva de Finos

0

5Faja Transportadora

5

6Molino 4'x4'

50

7Bomba 3’x3’

8

8Tanque 12'x12'

5

9Tanque 12'x12'

510 Tanque 12'x12' 5

11Bomba Tsurumi

9.63

12Circuito Merril Crowe

0

*Equipo e instrumentos usados:

- Lanzas para la inyección de Aire

- Vasos precipitados, Tubos de ensayo, Pipeta

- pH-metro

- Oximetro

- Solución titulante (Nitrato de Plata)

- Papel filtro

- Tecle (1/2Tn)

- Sogas

II.3.- OPERACIÓN EN PLANTA PILOTO.

El tratamiento se inició tomando muestras de cada big bag antes del vaciado a

la tolva de alimentación para determinar su ley y humedad, estos ensayes fueron

realizados en el Laboratorio Químico de CMHSA.

Luego de realizado el análisis, el concentrado gravimétrico pasó la etapa de

remolienda en un molino de bolas 4’x4’ en circuito abierto, con la cual se alcanzó una

granulometría de 85% -400m. La carga fue distribuida teniendo en cuenta el peso de

concentrado y contenido de Au. .

Fueron molidos por separado y alimentados a los 3 tanques agitadores, que

pueden ser N°1, N°2, N°3, N°4, N°5, N°6, dependiendo cuales se encuentren vacio u

operativos del circuito de la Planta Piloto. Luego se inició la oxidación en medio

alcalina con suministro de aire y sales de plomo. Una vez alcanzada la oxidación del

concentrado (hasta llegar a niveles de oxígeno disuelto de 5 a 6 ppm) se inició la

lixiviación intensiva con cianuro a una concentración de 2.0 a 2.5% en CN libre y pH

de 11.5.

La solución rica, producto de la lixiviación y de las 3 etapas de lavado, fue

enviada al proceso de Merrill Crowe para la recuperación de oro con polvo de zinc.

Los relaves finales de los tanques pasaron al circuito de lixiviación de CMHSA

para su evacuación hacia la presa de relaves.

II.4.- ETAPAS DEL PROCESO

II.4.1.- Recepción de Concentrado Gravimétrico:

El concentrado proveniente de Puno son enviadas en bolsas (big bags), cada

big bag es recepcionado, pesado en la Balanza de plataforma marca Precix Weight

2456 para 2.0 toneladas, cada big bag contiene aproximadamente entre 800 a 100 kg.

Y apilado en la zona de recepción en Planta de CMHSA.

Se descargará los big bags con ayuda de un cargador frontal en el área que

estará cubierta con la geomenbrana HDPE de 1.5mm

II.4.2.- Muestreo:

Los big bags conteniendo los concentrados son muestreados uno por uno para

determinar humedad y ley; antes del muestreo se verifica y se comprueba las

codificaciones por big bag muestreado, luego se abren los sacos retirando los

precintos externos e internos; después se realiza en forma homogénea el muestreo

introduciendo una sonda hasta obtener un peso aproximado de 18 – 20 (kg).

Luego una vez retirada la muestra representativa del big bag, se coloca en bolsas de

propi polietileno y luego se pesa cada una de las bolsas (2.5-3 Kg/muestra).

Los análisis correspondientes se realizan en el Laboratorio Químico de

CMHSA.

Finalizado el muestreo (20Kg aproximadamente) por BIG BAG, se procede a

disgregar los grumos, esta tiene que ser rápida para no perder demasiada humedad.

Homogenizar la muestra una vez disgregada, dándole 10 vueltas con ayuda de

una lona, luego se extiende el concentrado y sacar una muestra representativa de 2.5

Kg en promedio para ser entregada a Laboratorio Químico, para esto se emplea una

espátula especial de L.M

II.4.3.- Molienda:

El proceso se desarrolla utilizando un circuito de molienda Batch con un molino

de bolas 4’Ǿ x 4’ el cual tiene una velocidad de 28 RPM y su descarga pasa a un

tratamiento en un tanque 12’Ǿ x 12’. En la molienda se logró obtener una

granulometría de 85% -400m. La pulpa es distribuida en 3 tanques los cuales se

encuentran enumerados. (TK1-TK2-TK3-TK4-TK5-TK6)

El molino de la planta piloto se carga con bolas de 1’, El cual es alimentado por

una faja transportadora que lleva el mineral hacia un distribuidor giratorio donde se le

adiciona agua, la finalidad de obtener una densidad de descarga de 1500.

La carga que puede procesar el molino es de 0.5 a 1.0TM/hrs, por lo que se

tiene un tiempo de molienda por tanque:

TK(n) = TM mineral a Moler X Velocidad de Molino (1TM/hrs)

Teniendo en cuenta las dimensiones de los tanques de Oxi-Lixiviacion, y la

densidad de descarga del molino, cada uno de estos se carga aproximadamente con 9

-10 Big Bags, por lo cual cada tanque tendría 8.4 - 9.5 tms de mineral pirrotitico.

Además obtenemos el %S de la siguiente manera:

Las Líneas de agua para la molienda, aforo, limpieza son de 2" Ø.

II.4.4.- Oxidación:

Una vez terminado el proceso de molienda se inicia la oxidación con una

aireación intensiva, también se adiciona cal viva molida Prime al 85-90% de CaO

hasta obtener pH = [10.5-11.5] (0.035 %CaO aproximadamente), para regular el pH

(alcalino) y PbNO3, este compuesto sirve como catalizador, acelera por un tiempo de

oxidación aproximadamente de 72 horas hasta marcar un nivel de oxigeno disuelto

mínimo de (5-6) ppm.

Cuando los tanques 12'x12' recién se le está insuflando aire por medio de

lanzas, su espuma tiene un color plomizo, y conforme se empieza a oxidar se va

haciendo de color marrón al final de su oxidación.

En este proceso no es necesaria una etapa de lavado debido a que el proceso

de oxidación es con cal y el material no disuelve metales que producen excesivo

consumo de reactivos.

A Los tanques se les suministra aire (oxigeno) desde la línea de aire de mina

(comprensora Sullair) con lanzas de aire (5-6 aprox.), para ayudar a incrementar la

velocidad de oxidación, y evitar la sedimentación de la carga en el fondo del tanque.

El monitoreo de la concentración de Oxigeno [O₂] y del pH, en esta etapa se

realizan cada 12 horas.

A continuación se muestra una tabla correspondiente al Concentrado del Lote

1-2013, donde se detalla las cantidades de Reactivo usados para su oxidación y

lixiviación:

TANQUE12’Ǿ x 12’ PbNO₃ (Kg) CaCO₃(Kg) NaCN(Kg)

TANQUE N° 04 25 75-100 750

TANQUE N° 05 25 75-100 750

TANQUE N° 06 25 75-100 750

II.4.5.- Lixiviación y Recuperación:

Luego a la pulpa una vez oxidada se agrega Cianuro de Sodio (NaCN), aprox.

750 Kg por cada Tanque a una concentración de 2.5- 3% en CN libre para realizar la

lixiviación intensiva.

Teniendo el mayor control con la adición de NaCN manteniendo un pH mayor

de 10.5 evitando que el CN → HCN (gas cianhídrico) y en su almacenamiento

protegiéndolo con cinta distintiva de peligro y cerrado totalmente, se deberá mantener

este parámetro durante todo el proceso de Cianuración

Además se realizara controles de Fuerza de Cianuro y pH cada 6 horas,

Los cuales consisten en sacar pulpa de cada tanque y filtrar para obtener

solución, que se manda en un tubo de ensayo al Laboratorio Químico para determinar

la ley de oro en solución, Además con 1ml de solución aforado a 25ml con Agua

destilada en un vaso precipitado se titulan con Nitrato de Plata (AgNO₃) y se usa como

indicador a Yoduro de Potasio (KI) con la finalidad de determinar la concentración de

CN:

%CN = Factor de titulación x Gasto (ml)

%CN = (0.25) x Gasto en (ml)

*Se presenta un cuadro en el cual se observa la Concentración de CN, en

cada tanque del concentrado del Lote I-2013, este va disminuyendo conforme va

pasando el tiempo porque se va lixiviando:

Tanque 4

Concentración de CN

2.125 1° LAVADA 2° LAVADA

2.000 0.650 0.375

1.875 0.600 0.350

1.750 0.600 3° LAVADA

1.700 0.600 0.325

1.700 0.500 0.325

1.700 0.425 0.225

Tanque 5

Concentración de CN

2.200 1.325 0.500

2.200 1.325 0.500

1.800 50Kg + CN 0.475

1.700 1.500 2° LAVADA

1.500 1.350 0.375

1.500 1° LAVADA 0.375

1.500 0.625 0.250

Tanque 6

Concentración de CN

2.375 1° LAVADA 2° LAVADA

2.200 0.700 0.450

2.100 50Kg + CN 0.250

1.900 0.800 0.250

1.850 0.750 3° LAVADA

1.800 0.575 0.250

1.720 0.575 0.225

Etapas de Recuperación por Dilución

Cuando la solución de los tanques se encuentra con una ley alta

(350-450 gr/m³) dependiendo de la cantidad de oro que halla en cada

taque, (extracción 80-95 %), puesto que el Cianuro disuelve al oro

según la siguiente ecuación:

4 Au + 8NaCN + O₂ + H₂O → 4[NaAu (CN)₂] + 4Na (OH)

Gracias al reporte y monitoreo de pulpa, se adiciona floculante al

tanque, 50 g de floculante granulado aforado en 25 L de agua, para

sedimentar los sólidos.

La solución decantada se procederá a bombear al Merrill Crowe

para la recuperación del oro con polvo de zinc y los sólidos serán

lavados con Solución Barren de ley 0.03 ppm Au.

Los bombeos se deben realizar a las 06:00h y a las 18:00h y

solo pudiendo bombear 3 kilos (3000g) de Au por cada 12 horas.

Al poner en funcionamiento la bomba Tsurumi, esta debe

bombear solo solución rica y no pulpa:

*por ejemplo:

g Au bombeados = Ley de Au (g/m³) X (m³ Bombeados)

3000 g= 300(g/m³) X (m³ Bombeados)

m³ Bombeados = 10 m³

10 m³ = ( H * π * D² ) / 4

-donde H es la altura de bombeo que se debe controlar:

H=b-a

a

b

Etapas de Lavado

La solución remanente se procederá a lavar con Solución Barren

de ley ppm Au 0.03 ppm en 3 etapas (de lavado) aproximadamente, ya

no se adiciona NaCN, porque se corre el riesgo de la pulpa pueda

pasivarse

El proceso se complementa etapas de lavado en el tanque, de

donde la solución decantada es bombeada directamente al tanque de

solución rica para la recuperación del oro con polvo de zinc: proceso del

Merrill Crowe.

Después de cada lavada se “lancea”, proceso en el cual se

adiciona mas lanzas con inyección de aire a los tanques con la finalidad

de re-circular el posible mineral sedimentado. .

Etapa de Descarga de relave

El relave será evacuado al espesador de Cianuración Nº1 de

planta beneficio para integrarlo al proceso de Planta Parcoy y evacuar

su relave conjuntamente con el de la Cianuración de los concentrados

de CMH

Antes de realizar esta operación se debe sacar muestra de la

pulpa de los tanques, y enviar analizar

Los relaves finales del tanque pasan al circuito de remolienda y

lixiviación de CMH para su evacuación hacia la presa de relave

II.4.6.-Recuperacion (Merril Crowe):

Los bombeos de solución, de los tanques 12'x12', son enviados hacia el

tanque de solución rica (1800 m3), esta solución es enviada a la precipitación para

recuperar los metales preciosos haciendo uso de polvo de zinc (proceso Merril

Crowe).

La solución rica ha sido bombeada a 03 filtros prensa (Schriver) clarificadores,

en la cual se reduce la turbidez de la solución desde 140 hasta 0.5 aproximadamente,

también en este punto se adiciona CELITE, que ayuda a atrapar las lamas y así se

tiene una solución más limpia. Luego la solución ya clarificada pasa por una etapa de

deaereación en una torre de vacío, la cual tiene como finalidad bajar la concentración

de Oxigeno [O₂] desde 4.5ppm hasta 0.2 ppm aproximadamente.

A la salida de de la Torre de Vacio se cuenta con dosificador de polvo de zinc

y acetato de plomo automático, para capturar al oro y formar la esponja.

La solución conteniendo los precipitados es bombeada usando Bombas

Goulds hacia los filtros Perrin de precipitados para tener como cake o torta el producto

final.

La solución estéril (barren) que contiene 0.03 g Au/m³ es evacuada y retornada

al circuito de lavado en contracorriente en los esperadores de la planta de CMH.

II.6.- EJEMPLO OPERATIO

En el mes de Diciembre del 2012 se recibió en la Planta Piloto de CMHSA –

Parcoy 37 Big Bags de concentrado gravimétrico de Cori Puno – Untuca (de los cuales

7 pertenecieron al concentrado Vymsa) correspondiente al Lote XII – 2012, con un

peso neto húmedo de 32.027 TM equivalentes a 28.03 TMS, con una ley de 1,284.74

g. Au/TM y 12.12 % de humedad.

El tratamiento se realizó en la Planta Piloto de CMHSA, pasando por las etapas

de remolienda, oxidación y cianuración intensiva, como antes ya se describió (2.5%

NaCN), lavados y envío de solución rica a Merrill Crowe.

Del tratamiento del Concentrado Gravimétrico Cori Puno Lote XII - 2012 se han

obtenido 35,686.94 g. Au, alcanzando una recuperación de 99.09%.

Estos resultados se muestran en el siguiente cuadro:

Ley Cab. Calculada

g.Au/tms

28.03 1,284.74 36,013.07 11.63 35,686.94 99.09

Oro de acuerdo a Solución

Recuperado g.Au

% Recup.Según Solución

TMSCont. total g.Au

Ley Relave Ponderado AnalizadoFinal g/T

El gasto de reactivos se detalla en el siguiente cuadro, donde se detalla el

consumo y costo de los reactivos utilizados para llevar a cabo el proceso.

COSTO DEL TRATAMIENTO.

En este costo se considera todos los gastos originados durante el tratamiento

del concentrado gravimétrico de alta ley de Cori Puno - Untuca, desde la molienda,

oxidación, lixiviación y los lavados hasta la recuperación total con polvo de zinc en el

Merrill Crowe. También considera los gastos por consumo de energía de los equipos,

gastos del personal de operación y supervisión, la vigilancia y la etapa final de bombeo

del relave al circuito para su evacuación.

NºCONSUMO

(Kg/ton)CONSUMO

(Kg)

COSTO UNITARIO

($/kg)

COSTO TOTAL

$.

COSTO UNITARIO

$/Ton

1 85.62 2,400.00 4.40 10,560.00 376.72

2 16.05 450.00 0.18 81.00 2.89

3 2.29 64.24 3.00 192.71 6.87

4 2.68 75.00 4.07 305.25 10.89

5 - - - 10.67 0.38$11,149.63 $397.76TOTAL

DESCRIPCION

Zinc en polvo

Cal viva molida tipo Prime

Nitrato de Plomo

Varios (bolsas, cuadernos, etc)

Cianuro de sodio

COSTO TOTAL(us$)

COSTO UNITARIO

($/t)

COSTO TOTAL(us$)

COSTO UNITARIO

($/t)

COSTO TOTAL(us$)

COSTO UNITARIO ($/t)

COSTO TOTAL(us$)

COSTO UNITARIO ($/t)

COSTO TOTAL(us$)

COSTO UNITARIO

(us$/t)

2,469.44 88.10 11,149.63 397.76 2,407.40 85.88 2,049.92 73.13 $18,076.39 $644.86

COSTO TRATAMIENTOPERSONALREACTIVOSENERGIA COSTO DE PLANTA

CONCLUSIONES

- La planta cuenta con una capacidad de procesamiento alrededor de

tratamiento de 1,500 tms/día.

- La planta CMHSA está constituida por áreas, una de Concentración y la otra de

cianuración, adicionalmente cuenta con dos procesos de recuperación de oro,

uno mediante por Merril Crowe y otro por Carbón Activado

- En el área de chancado se reduce 32 a 1 veces el material ingresante

quedando un producto de aprox. 9mm-3/8pulgadas para alimento a la molienda

primaria.

- En la sección de Gravimetría se trabaja con tres Jigs IRD-Duplex de 42”x 42”

mientras que en flotación flash con 02 celdas automatizadas Outokumpu Flash

SK-240 y SK-80.

- el material fino clasificado a una granulometría de 97% menor a malla 400 es

llevado a un primer circuito de separación de sólidos y líquidos

(espesamiento), luego la pulpa es cianurada en 02 tanques agitadores de 20’ x

20’ y de 30’ x 30’ y termina con un circuito de lavado de la pulpa en

contracorriente en 02 espesadores 42’Øx10’ y finalmente una etapa final de

carbón en pulpa en 03 tanques agitadores CIP 20’x 20’ antes de ser enviado al

filtro de relaves.

- La pulpa de los tanques CIP, luego de su absorción, es enviada a la planta de

filtración donde se obtiene una torta con una humedad de 10 a 12% y

granulometría al final de 96% - Malla 400.

- El circuito de lavado en contracorriente y etapa de carbón en pulpa puede

variar dependiendo como se encuentren las leyes de solución y la clase de

mineral tratado.

- La planta piloto, UNTUCA, procesa pirrotitico, este mineral tiene elementos que

no dejan procesarlo de manera convencional, pero la CMH ha optado por

realizar una molienda muy fina, y oxidar antes de lixiviar, obteniendo

resultados satisfactorios.

- El producto de los lotes del mineral procedente de Puno, promedian 30-35 Kg.

de oro

- La recuperación en la planta piloto de CMH, UNTUCA, es de 99.00%

RECOMENDACIONES

En el área de chancado, la parrilla se encuentra con algunos fierros en

mal estado, pudiendo causar accidentes en los operadores.

Mejorar la inyección de agua en las fajas del área de chancado, ya que

en algunos momentos las tuberías se atoran.

Realizar una inspección diaria de los paneles de las zarandas

especialmente en la 8’x16’, que es donde se acumulan más desechos

(madera, Shotcrete, alambres, bolsas)

Regular los derrames de carga en las fajas del área de chancado.

Monitorear mensualmente las chaquetas de los molinos.

Supervisar continuamente la adición de reactivos en todo el proceso

Optimizar el tiempo y dilución en el lavado de carbón procedente de la

procesadora para ser recirculado de nuevo en los tanques CIP.

Tener mucho cuidado en la manipulación de NaCN, ya que llega a la

planta en un big-bag (1TM), que debe ser dividido manualmente en

latas (25Kg.)

Supervisar continuamente los tanques de oxi-lixiviacion de UNTUCA,

para que la carga no sedimente y pueda lixiviar mejor.

Al terminar de lixiviar el mineral procedente de Puno, se debe analizar

la ley de los relaves, para cerciorase que se obtuvo la recuperación

deseada.

Mejorar la geomenbrana que recubre el piso del Área de Carbón, esta

se encuentra desgastada y con huecos.

En la planta piloto, reinstalar la conexión hacia el hidrociclón y tener

una carga circulante, con la finalidad de obtener un concentrado más

fino y homogéneo

REFERENCIA BIBLIOGRAFICAS

1. TECSUP. “Hidrometalurgia del Oro”. Programa de capacitación continua,

Lima, 2011

2. TECSUP. “Procesos de Carbón Activado en la Metalurgia del Oro”. Programa

de capacitación continua, Lima, 2011

3. TECSUP. “Procesamiento de minerales auríferos”. Programa de capacitación

continua, Lima, 2011

4. Domic E. “Hidrometalurgia”. Instituto de Ingenieros de Minas de Chile.

Santiago de Chile, 2001

5. Texeira L. “Metalurgia del Oro”. Lima, 2000

APENDICE

-OPTIMIZACION DEL LAVADO DE CARBON

Actual5bidones= 1 balde ACIDO

1balde ACIDO = 3.85 L

Flujo de Aguaseg ml ml/seg L/min1.60 830 518.75 31.131.18 650 550.85 33.055.74 3050 531.36 31.884.10 2320 565.85 33.95

541.70 32.50

DATOS ACTUALES DEL LAVADO DEL CARBON

Bidones Carbón(kg) Acido(L) Agua(L) Dilución Densidad(kg carbón/L Solución)

5 490 3.85 162.51 0.0237 2.94510 980 7.70 325.02 0.0237 2.94515 1470 11.55 487.53 0.0237 2.94520 1960 15.40 650.04 0.0237 2.945

Densidad del carbón en Prueba (kg carbón/L Solución)

0.4

N° prueba

N° LAVADA Carbón (Kg)

Densidad (Kg/L)

Dilución Solución (L) Total (L) Tiempo (hrs)

1 1 0.5 0.4 1/3Acido (L) 0.3125

1.25 3Agua(L) 0.9375

2 2 0.5 0.4 1/3Acido (L) 0.3125

1.25 4Agua(L) 0.9375

1 3 0.5 0.4 1/4Acido (L) 0.2500

1.25 3Agua(L) 1.0000

2 4 0.5 0.4 1/4Acido (L) 0.2500

1.25 4Agua(L) 1.0000

1 5 0.5 0.4 1/5Acido (L) 0.2083

1.25 3Agua(L) 1.0417

2 6 0.5 0.4 1/5Acido (L) 0.2083

1.25 4Agua(L) 1.0417

1 7 0.5 2.945 0.0237Acido (L) 0.0283

0.17 2Agua(L) 0.1415

CODIGO LEY (mg/L) 24hhSol. Cabeza 3.7 inicial final %ab

Sol1/3-3h--24h 0.38 3.7 0.38 89.730Sol1/4-3h--24h 0.57 3.7 0.57 84.595Sol1/5-3h--24h 0.21 3.7 0.21 94.324Sol. Actual--24h 0.68 3.7 0.68 81.622

CODIGO LEY (mg/L) 48hSol. Cabeza 3.7 inicial final %ab

Sol1/3-3h--48h 0.14 3.7 0.14 96.216216Sol1/4-3h--48h 0.11 3.7 0.11 97.027027Sol1/5-3h--48h 0.31 3.7 0.31 91.621622Sol. Actual--48h 0.35 3.7 0.35 90.540541

Muestra g/TMcarbón 1:3-3h 143.56carbón 1:4-3h 154.97carbón 1:5-3h 148.29

carbón (actual) 140.54

* Dimensiones del tanque de lavado de carbón

H=1.3mD=2.02m

V=(π*D²)*H/4Volumen(m³) 4.1662

Volumen corregido(m³) 3.5412

Densidad del carbón en Prueba (kg carbón/L Solución)

0.8

Densidad de Carbón (kg/m³) 1481(kg max de carbón a lavar) 1840.590

(L de solución a aforar) 2298.4

DATOS OPTIMIZADOS DEL LAVADO DEL CARBON CON UNA DILUCION DE 1:4 3h

Bidones Carbón(kg) Dilución Solución(L)Solución(L)

Acido(L) Acido(baldes) Agua (L) Agua(min)5 490 1/4 611.88 122.3755 31.786 489.50 15.061

10 980 1/4 1223.76 244.7511 63.572 979.00 30.12115 1470 1/4 1835.63 367.1266 95.358 1468.51 45.18220 1960 1/4 2447.51 489.5022 127.143 1958.01 60.242

BidonesSolución:

Acido(baldes) Agua(min)5 1.299 15.061

10 2.597 30.12115 3.896 45.18220 5.195 60.242

*Después de realizadas las pruebas de lavado de carbón, se obtuvo que la mejor fue con una dilución de 1:4 y durante 3 horas, por lo que se recomienda lo siguiente llevado a parámetros utilizados en CARBON:

DENSIDAD DE PULPA

%SOLIDOS EN PESO

GRAVEDAD ESPECIFICA

%SOLIDOS EN VOLUMEN

TONELADAS DE MINERAL EN UN FLUJO DE PULPA

DENSIDA DE PULPA

*Donde:-Mineral = En TMS/h.-Peso Solidos = En TMS/h.-Flujo de Pulpa = En m³/h.-H2H = En m³/h.-G.E. = Gravedad Específica