UNIVERSIDAD NACIONAL DE TRUJILLO FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
ESCUELA PROFESIONAL DE INGENIERÍA QUÍMICA
Tesis para optar el título profesional de
INGENIERO QUÍMICO
“PROCESO DE LIXIVIACIÓN A NIVEL ARTESANAL PARA LA
OBTENCIÓN DE LOS PARÁMETROS ÓPTIMOS EN LA
RECUPERACIÓN DE PLATA Y ORO EN EL DISTRITO DE
SIMBRON DE LA PROVINCIA DE GRAN CHIMÚ”
AUTORES: Br. ELVIS JUNNIOR OYARCE GUARNIZ
Br. MARCO ANTONIO LESCANO TERÁN
ASESOR: Dr. JOSÉ LUIS SILVA VILLANUEVA
TRUJILLO – PERÚ
2015
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ÍNDICE
JURADO DICTAMINADOR…………………………………………………………1
DEDICATORIAS……………………………………………………………………..2
RESUMEN……………………………………………………………………………3
ABSTRAC…………………………………………………………………………….5
I.- INTRODUCCION…………………………………………………………………….…6
1.1 El proceso de lixiviación……………………………………………………......6
1.2 Teorías sobre la cianuración del oro………………………………………….7
1.3 La cianuración del Oro………………………………………………………….8
1.4 Mecanismo de la Cianuración del oro………………………………………...8
1.5 Cinética de la cianuración del oro……………………………………………..10
1.6 Efectos de la cianuración en la Disolución del oro…………………………..13
1.7 Lixiviación en pila para minerales de oro y plata…………………………….26
1.8 Pruebas de docilidad del mineral……………………………………………...27
1.9 Preparación para la lixiviación en pilas……………………………………….29
1.10 Recuperación de oro y plata………………………………………………….33
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II. MATERIALES, REACTIVOS, EQUIPOS Y DESARROLLO EXPERIMENTAL……42
2.1 Materiales, reactivos y equipos......................................................................42
2.2 Desarrollo experimental utilizando el equipo de absorción atómica…………..44
2.3 Determinación de oro y plata en el mineral......................................................49
2.4 Determinación de Cianuro................................................................................51
2.5 Procedimiento experimental de las pruebas en Pozas.....................................52
III.RESULTADOS………………………………………………………………………...…...57
IV.DISCUSIÓN…………………………………………………………………………..…….71
V. CONCLUSIONES………………………………………………………………………….73
VI. RECOMENDACIONES………………….…………………………………………….…74
VII. REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS………………….……………………………......75
ANEXOS…………………………………………………………………………………..……77
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1
PAGINA DEL JURADO
ING. WONG LOPEZ ERNESTO SEGUNDO
Presidente
DR. YUPANQUI GIL NAPOLEON SEGUNDO
Secretario
DR. SILVA VILLANUEVA JOSE LUIS
Asesor
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DEDICATORIA DE Marco
Lescano. A mis padres,
hermanas, familiares y
amigos que con especial
cuidado forjaron mis ideales
y fueron el motivo para
alcanzar mis metas con
determinación.
DEDICATORIA DE Elvis
Oyarce. A mis padres,
hermanos y amigos cuya
constancia y fortaleza
fueron el reflejo de mis
acciones y el logro de mis
metas.
AGRADECIMIENTO
Presentamos nuestra gratitud a
los señores ingenieros miembros
del jurado por su apoyo y
dirección para la finalización de
este trabajo así mismo nuestro
más profundo agradecimiento a
todos nuestros profesores de la
U.N.T ING.QUIMICA
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RESUMEN
La presente investigación está orientada a desarrollar la minería artesanal
dedicada a la extracción de oro y plata mediante el proceso de lixiviación.
La técnica de lixiviación, es una práctica universal para la recuperación de oro, la
cual ha tenido un auge bastante notable en nuestro país para el tratamiento de
minerales oxidados comúnmente de baja ley.
Todo esto no solo es aplicable a metales preciosos, sino también a minerales de
cobre y no metálicos, es decir a las mineras polimetálicas.
Esta investigación muestra concentraciones variadas de cianuro de sodio, % de
cal variado y granulometría diferente para las diferentes pruebas realizadas en
pozas de lixiviación de minerales.
En el distrito de Simbrón de la Provincia de Gran Chimú, estas concentraciones
van en el orden de 0,030% hasta 0.20% de contenido de cianuro, % de consumo
de cal, para un rango de pH de 10 a 13 y granulometría desde malla -65 hasta
mallas -200. Encontrando que a 0.065% de concentración de cianuro, pH = 11,5 y
granulometría de malla -200 la recuperación es la mejor, ya que las cantidades
gastadas de cianuro de sodio son las más bajas y una concentración manejable y
está dentro de los márgenes de los límites permisibles para no producir
contaminación, además la recuperación de oro a estas condiciones se puede
decir que es la más elevada alcanzada.
Durante la realización de este trabajo se ve que a concentraciones mayores de
cianuro, se lixivian otros metales como el cobre, plomo, arsénico y no metálicos,
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etc. Lo cual no es recomendable para el proceso. También que debería diseñarse
un mejor sistema de evacuación de la solución de los sistemas más fijos, así
mismo si el mineral contiene arsénico, puede interferir con la cianuración del
cianuro de sodio e inhibir la disolución del oro.
Palabras clave: lixiviación, cinuración, oro, plata.
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ABSTRACT
The present research is aimed at developing artisanal mining for the extraction of
gold and silver by the leaching process.
The leaching technique, is a universal practice for the recovery of gold, which has
had quite a remarkable boom in our country for the treatment of minerals
commonly oxidized low grade.
Al this is not only applicable to precious metals, but also copper ores and
nonmetallic, ie with the polymetallic mining.
This research shows varying concentrations of sodium cyanide, lime % varied and
different for different test son leach pads mineral grain.
In Simbrón district of the province of Gran Chimú, these concentrations are on the
order of 0.030 % to 0.20 % of cyanice content,% consumption of lime to a pH
range of 10 to 13 and -65 mesh particle size from to -200 mesh. Finding that a
0.065 % concetration of cyanide, pH= 11.5 and particle size of -200 mesh recovery
is the best, because the amounts spent sodium cyanide are the lowest and
manageable concetration is within the range the permissible limits produce no
pollution, and gold recovery of these conditions can be said to be the highest ever.
During the realization of this work is that higher concetrations of cyanide, other
metals such as copper, lead, arsenic and not leach metal, etc. This is not
recommended for the process. Should also be designed better evacuation system
solving the fixed systems, likewise if the ore contains arsenic, cyanide can
interfere with sodium cyanide and inhibit the dissolution of gold.
Keywords: leaching, cinuración, gold, silver.
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I. INTRODUCCION
1.1 El Proceso de Lixiviación
El proceso hidrometalúrgico más utilizado en la recuperación del oro, es aquel
en donde el oro es disuelto mediante soluciones alcalinas cianuradas en
presencia de oxígeno, este es el proceso llamado lixiviación.
El mineral de mina debe ser reducido de tamaño hasta alcanzar una
granulometría que permita a la solución lixiviante alcanzar el metal valioso y
llevarlo a solución. La granulometría de operación se consigue, mediante la
aplicación de molienda en molinos de bolas operando en húmedo. En esta
etapa es donde comienza la lixiviación del oro, pues es práctica común
agregar al molino cianuro de sodio y cal; esto es para que en la medida que la
partícula se quiebre y deje expuesta la superficie fresca del mineral de oro, la
solución comience a actuar y a disolver a este último. Dependiendo de la
refractariedad del mineral, en esta etapa, se puede alcanzar un porcentaje
importante en la disolución de este metal. El resto del oro no disuelto aún, es
lixiviado en una serie de tanques agitadores, cuyo volumen es determinado en
función del tiempo de residencia, obtenido previamente en ensayos de
laboratorio. La agitación puede ser mecánica, mediante el insuflado de aire o
mediante la aplicación de ambas.
En la actualidad el cianuro es el agente lixiviante más ampliamente usado en
la extracción de metales preciosos tales como el oro y la plata, debido a su
bajo costo y simplicidad química, pero la mayor desventaja que posee es su
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alta toxicidad que lo hace muchas veces incompatible con normas
ambientales a las cuales están siendo sometidas actualmente las plantas
mineras en todo el mundo.
Dentro de los lixiviantes alternativos al cianuro se Encuentra el tiosulfato de
amonio, el cual presenta un comportamiento muy favorable para minerales
que contienen cobre y cierta cantidad de materias carbonaceas, además de
ser una alternativa no contaminante en comparación con la alta toxicidad del
cianuro.
La lixiviación es un proceso en el cual se extrae uno o varios solutos de un
sólido, mediante la utilización de un disolvente líquido. Ambas fases entran en
contacto íntimo y el soluto o los solutos pueden difundirse desde el sólido a la
fase líquida, lo que produce una separación de los componentes originales del
sólido. Adams C, 1999
1.2 Teorías sobre la Cianuración del Oro
Varias son las teorías las cuales tratan de explicar de alguna forma el
mecanismo de la disolución de oro y plata mediante una solución de cianuro
de sodio utilizando para esto múltiples definiciones.
1.2.1 Teoría del Oxigeno
- En la siguiente ecuación se muestra la importancia que tiene el oxígeno
en la disolución de cianuro de sodio.
- Presencia importante: Oxigeno
4Au + 8NaCN + O2 + H2O 4NaAu(CN)2 + 4NaOH
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1.2.2 Teoría del Hidrogeno:
- En la siguiente ecuación se muestra la formación del gas hidrogeno
durante el proceso de la cianuración de oro.
- Presencia importante: Gas hidrogeno
2Au + 4NaCN + H2O 2NaAu(CN)2 + 2NaOH + H2
1.3 La Cianuración del Oro
1.3.1 El Proceso de Cianuración:
El proceso consiste esencialmente en atacar los minerales de oro con
soluciones diluidas conteniendo menos del uno por ciento, de cianuro
alcalino, añadiéndose un ligero exceso de soda cáustica o cal a aquellos
minerales que se hubieran vuelto ácidos por la oxidación de las piritas, y
además precipitar el oro y la plata con el zinc. Es necesario usar
soluciones diluidas, las cuales bastan para disolver el oro y la plata; pero
tienen poca acción sobre la pirita y otros minerales básicos. Caceres
Arenas 1996.
1.4 Mecanismos de la Cianuración
Los procesos de la disolución del oro en una solución de cianuro de sodio y
consecuentemente de oro de estos minerales por cianuro, involucran
reacciones heterogéneas en la interface sólida líquido. Desde la siguiente
secuencia de etapas poder asumir la disolución de oro (de estos minerales),
por una solución de cianuro de sodio.
Absorción de oxigeno por la solución.
Traspaso de la disolución de cianuro y oxigeno hacía la interfaz sólida
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líquido.
Adsorción de los restantes (CN- y O2), en la fase líquida.
Reacción electroquímica.
Desorción de la solución aurífera; complejos y otras reacciones productos
de la fase sólida.
Transporte de producto desorbido dentro del volumen de solución.
Kakowky, sostiene que sobre el metal se forma un cianuro simple de metal
precioso, que constituye un obstáculo a las sustancias reaccionantes. El
cianuro entonces se difunde a través de la película de cianuro metálico. El
espesor de la película es variable según los metales, siendo muy fina para el
cobre, moderada para el oro y gruesa para la plata.
Sostiene además que por encima de un valor crítico de la concentración de
Area anódica
Au Au+ + e-
Au++ 2CN- Au (CN)-2
Desplazamiento de Electrones
Area Catódica
O2+2H2O+2e- H2O2+2OH.
(O2+H2O+4e- 4OH-)
CN-
Au (CN)-
O2N2O
H2O2 OH-
Capa de Nerst
Fase Acuosa Mineral
𝜹
Figura 1: Esquema de la reacción sólida – líquido de la disolución de
oro en una solución de cianuro de sodio
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cianuro, para una presión dada de oxígeno, la velocidad de metales preciosos
no varía prácticamente y muestra una tendencia a decrecer, por encima del
valor crítico, se tendría un exceso de oxigeno sobre la superficie del metal y la
velocidad de disolución seria determinada por la velocidad de difusión del
cianuro mientras que, por debajo del valor crítico, el cianuro estaría en exceso
sobre el metal y el proceso estaría regulado por la difusión del oxígeno.
1.5 Cinética de la Cianuración del Oro
Como el tiempo en el cual se lleva a efecto la reacción es en gran parte, el de
la etapa de menos velocidad (llamada entonces etapa controlante) es
importante Identificar a esta para incrementar su rapidez.
Una reacción fisicoquímica en la cual se hallan involucradas una fase sólida y
otra líquida se consuma en las cinco etapas siguientes:
1) Desorción de los productos de la reacción de la superficie del sólido
2) Difusión de los reactantes desde la solución hasta la interfaz, sólido-
líquido.
3) Difusión de estos productos de la interfaz, sólido-líquido a la solución.
4) Reacción en la superficie.
5) Absorción de los reactantes en la superficie del sólido.
Tiempo que emplean las etapas 1 y 5 es controlado por las velocidades de
difusión, en tanto que de las etapas 2,3 y 4 es función de rapidez de los
procesos químicos. Si la difusión es muy lenta, una mayor agitación es
necesaria para acelerar la reacción, si en cambio esta última es retardada por
los procesos químicos, se debe incrementar la temperatura. Ballester 2000
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La cianuración es gobernada por las leyes de Fick, expresadas
matemáticamente de la siguiente manera:
( )
([ ] [ ] ……………….. (1)
( )
([ ] [ ] ………………… (2)
Donde D(O2)/Dt y D(CN)/Dt son las velocidades de difusión de O2
y CN respectivamente, expresadas en moles/s.
DO2 y DCN son los coeficientes de difusión en cm2/s
A1 y A2 las superficies catódica y anódica sobre las cuales se lleva a cabo la
reacción, ambas medidas en cm2.
G: ancho de la capa límite de Nerst en cm.
[O2] y [CN-]: Concentraciones de oxígeno y cianuro en la solución, en moles/ml.
[O2] s y [CN-]s: concentraciones sobre la superficie de reacción.
Si en las dos anteriores ecuaciones se consideran que la reacción química es
muy rápida, se tiene [O2] s = [CN] s = O
Si se acepta asimismo que la velocidad de disolución del metal es; dos veces la
del oxígeno y solo la mitad la del cianuro, se tiene la siguiente igualdad:
( )
[ ]
( )
[ ] …………………… (3)
Se debe tener en cuenta además que el área total es ,
resolviendo este sistema de ecuaciones se deduce que la velocidad de
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cianuración es:
[ ][ ]
( [ ] [ ] …………… (4)
Si las concentraciones de cianuro son bajas, el primer término del denominador
es despreciable respecto del segundo, con lo cual la expresión anterior resulta:
( ) ( ) ……………….. (5)
[ ] …………….. (6)
Por lo tanto, en estas condiciones, la velocidad de lixiviación es función de la
concentración de cianuro, hecho que ha sido comprobado experimentalmente,
la segunda posibilidad es que las concentraciones de este compuesto sean
altas. En este caso el segundo término del denominador es despreciable
respecto al primero, entonces la ecuación seria:
V = 2D (O2) AT/G [O2]...................................................... (7)
V = K2[O2]....................................................................(8)
Esto significa que altas concentraciones de cianuro, la velocidad de disolución
depende solamente de la concentración de oxígeno, los experimentos han
corroborado también esta previsión teórica.
Para hallar él límite en el cual el predominio de una de las concentraciones
cede el paso al de la otra en el control de la velocidad de lixiviación, se debe
volver a la ecuación general. Cuando dicha ecuación cumple:
D[CN-] = 4DO2[O2]..............................(9)
O también;
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[CN-]/ [O2] = 4 DO2/ D[CN-]..............................(10)
Y se asume que DO2/DCN = 1,5 (promedio establecido a partir de diferentes
pruebas experimentales se determina que él limite referido se alcanza cuando:
[CN-] / [O2] = 6............................................ (11)
Es de suma importancia conocer la cantidad de oxígeno disuelto durante la
cianuración. Como esta cantidad varia con la altitud y la temperatura a las que
se realiza el experimento. Ballester 2000
Tabla N° 1: Valores estimados de los coeficientes de difusión.
Temp. °C
KCN %
DkCN- cm2/s
Do2 Cm2/s
Do2/Dkcm Investigador
18
- 1.7x10-5 2.54x10-5 1.48 White 1934
25
0.03 2.01 3.54 1.76 Kameda 1949
27 0.0175 1.75 2.20
1.26 Kuadryk Kellogg
Promedio 1.5 1954
1.6 Efectos de la Cianuración en la Disolución del Oro
1.6.1 Efecto de la alcalinidad sobre la disolución del oro
Las funciones de hidróxido de calcio en la cianuración son las siguientes:
Evita la pérdida de cianuro por hidrólisis.
NaCN + H2O NaOH + HCN.................... (E-1)
Evita la perdida de cianuro por acción del dióxido de carbono del aire.
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NaCN +CO2+ H2O HCN + NaHCO3......................... (E-2)
Descompone los bicarbonatos en el agua antes de ser usados en
cianuración. Neutraliza los compuestos ácidos tales como sales ferrosas,
sales férricas y sulfato de magnesio en el agua antes de adicionar al
circuito de cianuro.
- Neutraliza los constituyentes ácidos del mineral.
- Neutralizan los compuestos ácidos que resultan a partir de la
descomposición de varios minerales en soluciones de cianuro.
- Ayuda a la sedimentación de partículas de mineral fino de modo que
la solución impregnada clara puede ser separada a partir del mineral
cianurado.
- Mejora la extracción cuando se trata de minerales que contienen
teluros, los que descomponen más rápidamente a mayor alcalinidad.
- Un exceso ocasiona un mínimo de hidrólisis del cianuro pero puede
retrasar la velocidad de disolución de oro, especialmente si se trata
de menas sulfuradas. Barsky, 1934
H2SO4 + CaO CaSO4 + H2O.............................. (E-3)
CO2 + CaO CaCO3............................... (E-4)
1.6.2 Efecto de la concentración de cianuro en la disolución de oro.
A presión atmosférica, no es dependiente en la concentración de cianuro
en un lugar donde la temperatura y la presión atmosférica sean de 8.2
mg/L de oxigeno es disuelto en agua, equivalente a 0.26*10-3 moles/L en
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estos casos se requiere cianuro de sodio (peso molecular 49) debería
usarse una concentración equivalente a 4*0.26*10-3*49=0.051g/L. La
causa de las amplias variaciones en las concentraciones de la solución
encontradas por varios investigadores para dar una velocidad máxima
de disolución de oro probablemente está en la variedad de técnicas
empleadas en la determinación de estos valores. Estas variaciones
incluyen tales factores como el ratio de volumen de solución a superficie
de oro velocidad de agitación, velocidad de adición de oxígeno, etc.
Julián y Smart, (1903) demostraron que la velocidad con que se disuelve
el oro se agiliza rápidamente con el aumento de la concentración de la
solución hasta 0.10% de KCN.
Barsky en 1934 encontró que la velocidad máxima de disolución de plata
metálica en soluciones de cianuro tuvo lugar a 0.10% de NaCN. Esto no
se aplica a la disolución de minerales sulfurados de plata y oro que
requieren de diferentes condiciones de operación.
También encontró que la velocidad máxima de disolución es cuando la
concentración de solución es de 0.027% KCN en 0.020% de NaCN y
cuando dicha solución está saturada de oxígeno.
Se encontró la rapidez de disolución de oro en las soluciones de cianuro
las cuales alcanzan un máximo pasando de soluciones concentradas a
diluidas. En su investigación demostró que este máximo es el alcanzado
a una concentración de 0.25% de KCN en la solución o en un
equivalente a 0.19% de NaCN.
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Tabla N° 2 Efectos de la concentración de cianuro sobre la velocidad de
disolución del oro.
% NaCN en solución mg/cm2hora
Disueltos
0.500 2.941
0.250 3.005
0.100 2.984
0.050 3.249
0.025 2.511
0.010 0.336
1.6.3 El efecto del oxígeno sobre la cianuración de oro
La importancia del oxígeno en la disolución de oro es muy necesaria,
aunque agentes oxidantes tales como el peróxido de hidrogeno,
permanganato de potasio, bromo, cloro, pueden ser usados con una
adecuada aireación que puede dar unos buenos resultados como estos
oxidantes químicos, a muy bajo costos.
La cantidad de oxígeno disuelto en la solución de cianuro depende de
cuatro parámetros.
El tipo y la intensidad de agitación
La altitud (presión barométrica)
La fuerza iónica de la solución.
La temperatura de la solución
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A concentraciones bajas de cianuro, la presión de oxigeno no tiene
efectos en el porcentaje de la disolución del oro. Sin embargo a altas
concentraciones de cianuro donde el porcentaje de disolución es
independiente de la concentración del solvente, la recuperación depende
de la presión de oxígeno.
.
La presión en la cianuración (alta presión, alta temperatura y una
concentración óptima de cianuro) estas condiciones especiales se
pueden usar para el tratamiento de ciertos minerales refractarios.
Barsky en 1934 determinaron la velocidad de disolución de oro en 0.10%
de NaCN usando nitrógeno, oxígeno y mezclas de nitrógeno y oxígeno.
Las pruebas fueron conducidas sobre volúmenes de 100 M de solución
3
0
2
0
0.02 0.04 0.06
Por
cent
aje
de d
isol
ució
n m
g/cm
2 /h
Figura N° 2: Porcentaje de disolución de plata (mg/cm2/h) a diferentes presiones de
oxígeno en función a la concentración de NaCN a 24 °C
NaCN concentración, ppm
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de cianuro, a 25°C y con volumen de gas para cada prueba. A través de
cada prueba la velocidad de disolución fue uniforme excepto cuando fue
usado él oxígeno solo. En él último caso el oro es disuelto rápidamente
durante la primera hora y luego es retardado considerablemente.
1.6.4 Efecto del Tamaño de Partícula
El efecto del tamaño de la partícula cuando se presenta oro grueso libre
en los minerales, la práctica usual es recuperarlos mediante Jigs,
mantas, etc. antes de la cianuración. De otro modo estas partículas
gruesas no podrían ser completamente disueltas en el tiempo adecuado
para la cianuración.
Otra práctica que reduce el tamaño de las partículas de oro que va a la
cianuración es la molienda y la clasificación de minerales de oro en
circuito cerrado. Esta práctica mantiene en recirculación las partículas de
oro más pesadas a la molienda hasta que ellos sean lo suficientemente
delgadas para rebozar el clasificador en el circuito de cianuración.
Barsky en 1934 encontró que la velocidad máxima de disolución de oro
fue de 3.25 mg/cm2/h, los cálculos muestran que esto es igual a una
penetración de 1.68 micrones en cada lado de una partícula plana de
oro, o una reducción total en espesor de 3.36 micrones por hora, así una
pieza de oro de 44 micrones de espesor (malla 325) tomaría no menos
de 13 horas y una pieza de 1.19 micrones de espesor (malla 100) no
mayor que 44 horas para disolver.
La plata metálica del mismo espesor como el oro tomaría dos veces más
de tiempo para disolver, con un mineral y bajo condiciones de plata la
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velocidad de disolución es afectada por factores que dependen de la
asociación del oro. Sobré balance la polarización y la disolución de oro
puede proceder sin oxígeno.
En la práctica, el uso de las soluciones calientes para la extracción de
oro a partir de un mineral tiene muchas desventajas tales como el costo
de calentamiento del mineral y solución.
El aumento de la descomposición del cianuro debido al calor, el
incremento en el consumo de cianuro debido a la reacción acelerada
entre cianicidas en el mineral tales como sulfuros de cobre, fierro etc.
1.6.5 Efectos del pH y potencia (Eh) en la cianuracíón de oro
En forma general la lixiviación puede llevarse a cabo mediante
mecanismos diversos, tanto físicos como químicos y electroquímicos, en
el caso específico de la cianuración se ha podido establecer que la
150
140
130
120
110
100
0
20 40 60 80 100
Pes
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Figura N° 3: Efecto de la temperatura en el porcentaje de disolución del oro en
solución de KCN 0.25%
Temperatura, °C
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disolución está regida por los principios electroquímicos de la corrosión.
Fue Thompson en 1947 quien demostró este hecho utilizando para ello
pequeñas esferas de oro y una solución solidificada como soportes de
estas.
Haciendo circular una corriente de KCN libre de aire, al cabo de tres días
una ligera corrosión en el lado opuesto de la incidencia de flujo, depues
de otros tres días la particula de oro había sido reducida a la mitad.
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Figura N° 5: Diagrama de estabilidad potencial pH para el sistema Au -H2O-Cl,
[Au (III)] = 10-3M; [Cl] = 2M; P02 = 0.1 atm; [CLO] = 6*10; PO2 = PH2 = 1 atm.
Figura N° 4: Diagrama de estabilidad de potencial redóx y pH para el sistema Au-H2O-CN a 25°C [CM] = 10-3M concentración de todos los espacios solubles de oro = 10-4M y PO2 = PH2 = 1 atm.
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1.6.6 Efecto de los Agentes Desoxidantes Distintos del Oxigeno
El oro no se disuelve en una solución de cianuro alcalino de la cual se haya
expulsado el oxígeno por una corriente de Hidrógeno, pero si se agrega a esa
solución bicromato, cromato, clorato, nitrato o nitrito de potasio, el oro será
disuelto. El oro se disolverá, en ausencia del oxígeno, si el mineral contiene
sulfato básico de fierro, del cual se forma ferrocianuro de potasio, según la
reacción siguiente:
Fe2 (SO4)3 + 12KCN 3K2SO4+K6Fe2 (CN)12.............................(E-5)
Fe2 (SO4)3 + 6KCN + 6H2O Fe2 (OH)6 + 3K2SO4 + 6KCN.......(E-6)
En la práctica, cuando no se emplea aire, se usa permanganato de
potasio, soda, bromuro o bromato de potasio, u otros elementos
oxidantes para apresurar la disolución del oro, para este efecto se
encuentra en el mercado una mezcla de bromuro y bromato en la
proporción conveniente. JUAN VARGAS, 2003
1.6.7 Efecto del Cianuro Sobre los Metales:
El mercurio se disuelve en un exceso de KCN pero con más lentitud que
el oro.
Hg+4 KCN + 2 H2O O Hg (CN)2 2KCN + 2 KCH + H2.............. (E-7)
El fierro se disuelve en el cianuro pero menos fácilmente que el oro y la
plata.
Fe + 5 KCN + H2O + O K4Fe (CN)6 + 2 KCH......................... (E-8)
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El zinc y el cobre también se disuelven en el cianuro sin requerir la
presencia de oxígeno libre; pero con desprendimiento de hidrógeno.
2Cu+4KCN+2H2O OK2Cu2(CN)4 + 2 KOH + H2........................(E-9)
Zn+4 KCN + 2 H2O O K2Zn (CN)4 + 2 KCH + H2.................... (E-10)
De aquí que para evitar un excesivo consumo de cianuro debe evitarse
el exceso de polvo de zinc en la precipitación. Cuando se emplea Zinc
en la precipitación se acumula en las soluciones este metal; el cianuro
de sodio y zinc es débil disolvente del oro; pero la adición de cal o de
soda libera el cianuro y devuelve su eficiencia a las soluciones.
Sin embargo, en presencia del Oxígeno libre, el oro se disuelve en el
cianuro seis veces más rápidamente que el zinc (considerados en peso,
y por razón de su valencia y sus pesos atómicos). Pero en ausencia del
oxígeno, el zinc desplaza fácilmente al oro de sus soluciones del
cianuro, reacción que se utiliza en la precipitación.
El plomo y teluro se disuelven muy lentamente, y el aluminio
aparentemente no se disuelve. Arsénico, platino y carbono no se
disuelven en el cianuro. El Aluminio se disuelve en álcalis y el teluro es
igualmente soluble en álcalis en presencia del oxígeno. JUAN VARGAS,
2003
1.6.8 Efecto del Cianuro Sobre los Compuestos de Plata:
El cloruro y el arsénico de plata son fácilmente disueltos por la solución
de cianuro; el sulfuro y el antimoniuro son menos fácilmente solubles;
pero no son tan refractarios como la plata estática. La presencia de sales
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de cobre parece ejercer una acción dañina en la solubilidad del sulfuro
de plata.
El sulfuro de plata es disuelto más lentamente que el oro metálico y se
requiere emplear soluciones más fuertes, que contengan uno por ciento
de cianuro o más. La reacción es así:
Ag2S + 4 NaCN 2 NaAg (CN)2 + Na2S........................... (E-11)
Esta reacción es paralizada por el sulfuro de sodio, pues en exceso re
precipita la plata y restablece el equilibrio.
El sulfuro de sodio soluble puede ser eliminado por reacciones
secundarias.
2 Na2S + 2 O2 Na2S2O3 + Na2O......................... (E-12)
Na2S2O3 +Na2C + 2O2 2Na2SO4........................ (E-13)
De aquí que la operación es también importante en la cianuración de
minerales de plata. JUAN VARGAS, 2003
1.6.9 Efecto de los Sulfuros Solubles en la Solución de Cianuro:
Un porcentaje pequeño de un sulfuro soluble que esté presente en la
solución de cianuro, retarda la disolución del oro. Esto se debe en parte,
a que el sulfuro sustrae oxígeno de la solución.
Por otro lado, se ha hecho notar que el sulfuro de plata es mucho menos
soluble que el de oro; y que si el oro tratado contiene 20% de plata, se
podrá formar una película casi insoluble en soluciones diluidas de
cianuro.
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Lo cierto es que algunas muestras de oro puro se disuelven con gran
dificultad si han sido previamente sumergidas en soluciones de sulfuro, o
si trozos de sulfuro solubles o sulfocianuros están presentes en la
solución. La dificultad desaparece si los sulfuros son eliminados, sea por
precipitación con sales de plomo o por la acción de ciertas sustancias
oxidantes. CÁCERES, 1996
Se ha observado que los sulfuros solubles provienen del cianuro
comercial y de la acción del cianuro sobre los sulfuros de fierro
existentes en el mineral. Ellos se convierten en sulfocianuros, con
consumo de cianuro y oxígeno, de esta forma:
Na2S + NaCN + H2O NaCNS +2NaOH....................... (E-14)
Los sulfuros alcalinos son comúnmente eliminados por la dilución de
sales de plomo o mercurio. Inversamente, una acumulación de metales
básicos en la solución puede ser eliminada por la adición de sulfuros
solubles.
Se ha observado que los sulfuros solubles se oxidan fácilmente y rara
vez se encuentra en las soluciones puede se eliminada por la adición de
sulfuros insolubles, pero que las sales de plomo ofrecen las siguientes
ventajas:
a) Remueven los iones de azufre y así acelera la disolución de la
plata que está como sulfuro.
b) Retardan la formación de sulfocianuros y la separación de azufre
libre.
c) Controla la tendencia nociva del cobre.
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Pero se observa que:
a) Un exceso de Plomo es dañino; pero lo es menos cuando está en
forma de litargirio.
b) El plomo es más favorable con los minerales de Plata o de Plata -
Oro que con los que sólo contienen oro.
1.7 Lixiviación en pila para Minerales de Oro y Plata
La lixiviación en pila es una lixiviación por percolación de mineral acopiado
sobre una superficie impermeable preparada para colectar las soluciones,
sobre la pila se esparce solución diluida de cianuro de sodio que percola
atreves del lecho disolviendo los metales preciosos finamente diseminados.
Sus características principales son:
- Las partículas de oro deben ser muy pequeñas.
- Los valores de oro y plata deben reaccionar con el cianuro, bien sea por
exposición a través de la porosidad natural de la mena o como resultado
del chancado para exponer los minerales con contenido de oro y plata.
- El mineral debe estar relativamente libre de cianicidas sulfuros de Sb, Zn,
Fe, Cu y As parcialmente oxidados y otros interferentes que inhiben la
solubilidad del oro y la plata en el cianuro.
- El mineral debe estar libre de material carbonáceo, el cual puede
adsorber cianuro de oro o plata y causar una prematura precipitación de
valores.
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- El mineral debe estar relativamente libre de constituyentes que formen
ácidos que causen un alto consumo de cal.
- El mineral no debe contener cantidades excesivas de finos o de arcilla
que pueden impedir la percolación de la solución. Si existen finos, el
problema algunas veces puede eliminarse por aglomeración u otras
técnicas.
1.8 Pruebas de Docilidad del Mineral
Un estudio mineralógico puede indicar que un mineral particular de oro y plata
es apropiado para la lixiviación en pila; sin embargo pruebas de laboratorio y
la escala piloto deberían ser conducidas antes de una decisión para seguir
adelante con una pila más grande de producción. Los procedimientos para
tales pruebas están bien establecidos y son buenos indicadores del potencial
del proceso.
Tres pruebas deberían ser realizadas:
a) Prueba de lixiviación a escala piloto
b) Prueba de lixiviación con cianuro en frasco agitado
c) Prueba de lixiviación por percolación en columna
a) Prueba de Lixiviación a Escala Piloto
Esta prueba puede ser efectuada en una pila de mineral de cualquier
tamaño pero generalmente es realizada en pilas de 100 a 500 t. Una
disposición de la prueba de lixiviación en pila a escala piloto es mostrada
en la imagen 01. Generalmente consiste de:
1) Una hoja de plástico tendido sobre una ligera inclinación del terreno
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que; servirá de base.
2) Pequeñas piscinas cubiertas de plástico (pats) para la solución.
3) Columnas de plástico que contienen el carbón activado. Aunque la
lixiviación; en pila a escala piloto no requiere materiales elaborados, es
importante simular tan; cerca como sea posible el tamaño de partículas
de mineral que será lixiviado en la pila de producción.
b) Prueba de Lixiviación en Frasco Agitado
La prueba normalmente es conducida sobre una carga de 400g de mineral
que es mezclado con 600ml de agua. El mineral puede ser molido a una
malla fina, o puede ser chancado a menos 3/4". La cal es adicionada a la
pulpa para ajustar el pH a 11. La cantidad de cal adicionada a la pulpa
generalmente varía desde 2 a 5 lb/t de mineral o más, dependiendo de la
cantidad y tipo de cianicidas en el mineral.
El frasco conteniendo la pulpa y reactivos es agitado continuamente
durante 72 horas. La solución de lixiviación y los residuos lavados son
luego analizados, se hacen determinaciones de los porcentajes de valores
de oro y plata y también son determinados los requerimientos de reactivos.
Si ésta prueba índica que la extracción de oro y plata vs. el reactivo usado
son económicas entonces deberían ser llevadas a cabo pruebas de
lixiviación por percolación en columna.
c) Prueba de lixiviación por percolación en columnas:
La prueba es realizada sobre mineral chancado a varios tamaños, en el
rango de 2" a 3/8". Aproximadamente 601b de mineral chancado son
mezclados con suficiente cal para; dar la alcalinidad protectora durante la
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cianuración. La mezcla de mineral y cal es colocada en una columna de
plástico transparente (6" de diámetro aprox.) hasta que la mezcla tenga
aproximadamente 4 pies de alto.
Cinco litros de agua con 5 Ib de NaCN/TM de solución son colocados en un
reservorio encima de la columna de plástico esta solución se deja percolar
hacia abajo a través del mineral.
La solución que ha percolado a través del mineral es medido diariamente y
se efectúa determinaciones de oro y plata, contenido de cianuro y pH.
La lixiviación se deja progresar hasta que la velocidad de extracción del
oro-plata llega a ser requerible. La columna de plástico es enjuagada con
agua, los residuos son analizados. Un análisis de malla de los residuos
determina el contenido de oro y plata de las diferentes fracciones de
mineral.
1.9 Preparación para la Lixiviación en pilas
Una vez que las pruebas de laboratorio y piloto han establecido que el mineral
particular de oro y plata es apropiado para la lixiviación se debe seguir una
secuencia para su producción. Estas son:
A) Preparación de Mineral
La mayor parte de minerales requieren una preparación especial antes de
ser lixiviados en pila Algunos son naturalmente permeables a las
soluciones de lixiviación, pero, la mayoría no lo son y tienen que ser
chancados o Utilizados antes de ser colocados en el pad. Generalmente,
cuanto más fino se tritura el mineral mayor será la extracción de oro y plata
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durante la lixiviación.
- La Granulometría
Es el conjunto de propiedades que caracterizan las dimensiones,
proporciones y la forma de las partículas, que constituyen un lote de
sólidos dispersos.
Cuando se logra una separación de las partículas, mediante un tamiz,
expresando el resultado, según el rango de tamaño factible de
interpretar y utilizar, es está, en realidad, haciendo un análisis
granulométrico.
- Análisis de Malla
Para realizar el análisis granulométrico, se debe disponer los cedazos
en orden decreciente de abertura, y en el fondo la bandeja. La muestra
se coloca sobre el primer cedazo, y luego se tapa. El conjunto, llamado
nido de cedazos, se zarandea en el Ro - Tap por el tiempo necesario
(para arena, la norma ASTM indica 15 minutos).
La aglomeración del mineral chancado para producir un material
poroso y uniforme es un método potencialmente factible para tratar los
problemas mencionados anteriormente. La aglomeración consiste en:
1) Chancar el mineral.
2) Añadir cemento Portland de 10 a 15 Ibs/ton de mineral y mezclar
bien.
3) Agregar agua o solución de cianuro a la mezcla en cantidad
suficiente para producir el
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4) aglomerado del mineral (es decir aproximadamente 1090 L de agua
por peso).
5) El mineral aglomerado se debe someter a un período de curado
durante 24 a 48 horas.
B) Carguío del Mineral
El carguío del mineral es controlado en su mayor parte, por la naturaleza
del mineral. Básicamente, una pila de mineral parece una pirámide
truncada de 10 - 30 pies de altura. Una pila (montón) puede comprender
menores variaciones y el lecho de lixiviación no tiene que ser construida
sobre la superficie del terreno.
El tonelaje del mineral que va a ser lixiviado puede variar entre 5000 y 2
millones de toneladas. La altura de la pila depende de factores tales como
permeabilidad, fuerza del cianuro y contenido de oxígeno. El oxígeno
disuelto debe permanecer en la solución de lixiviación hasta que ha
percolado al fondo de la pila. Cuando la pila es demasiado alta o
demasiado gruesa. El oxígeno disuelto puede ser consumido antes de que
la solución pueda penetrar a las secciones más bajas. Asimismo la altura
de la pila depende usualmente de la máxima altura alcanzada por la
cuchara de un cargador frontal.
Se recomienda un cargador frontal con llantas de caucho o un camión
volquete para cargar el mineral chancado sobre el lecho de lixiviación en
pila. El mineral cargado de esta manera permanece homogéneo. Sin
embargo, cuando se carga el mineral sobre el lecho con un transportador,
puede ocurrir una clasificación natural del mismo.
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Los finos tienden a concentrarse en los declives inferiores y en la base de
la pila. Con mineral cargado con un transportador, la solución de lixiviación
tiende a localizarse en las áreas que tienen buenas características
filtrantes, (es decir el material grueso); así, la solución puede no penetrar
en áreas de mala permeabilidad (es decir los finos).
Después de que el mineral molido ha sido cargado sobre el lecho de
lixiviación, se nivelan las pilas de mineral. Para una pila grande, puede
usarse un buldózer con rastrillo para nivelar las cimas de las pilas. Para
una pila pequeña el mineral, puede nivelarse a mano con pala y rastrillo.
C) Sistema de Rociado
Una vez que el mineral ha sido nivelado, se instala un sistema de rociado
para distribuir la solución de cianuro sobre la pila. Por medio del rociado, el
oxígeno necesario penetra en la solución.
El sistema de rociado puede consistir en un tubo de PVC con huecos
perforados en él, o en regaderas, rociadores de plástico o rociadores tipos
de agua. No se debe usar equipos de cobre o bronce porque pueden ser
disueltos por el cianuro. En algunos son especialmente cuando la
percolación a través de la pila es lenta se forman lagunas encima de las
pilas para distribuir la solución de lixiviación. Las velocidades típicas para
aplicación del lixiviante van de 4 a7.5 galones/pie cuadrado de área de
superficie por día. Una vez que el sistema de rociado, los tres tanques de
solución y columnas de carbón han sido construidos, se prueba todo el
circuito de lixiviación llenando los tanques de solución estéril con agua y
bombeándola sobre la pila, permitiendo que fluya dentro del tanque de
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solución fértil atraviese las columnas de carbón y regrese al tanque de
solución estéril. Si hay fugas en el sistema, deberán repararse y hacerse
otra prueba con agua. Después que el sistema ha sido revisado puede
comenzar la verdadera operación de lixiviación en pila.
1.10 Recuperación de Oro y Plata
Los valores de oro y plata pueden recuperarse de la solución fértil de
lixiviación (impregnado) por varios métodos:
1.10.1) Precipitación con sulfuro de sodio
1.10.2) Adsorción con carbón activado
1.10.3) Precipitación Merríll-Crowe
Antes de seleccionar el método, se debe considerar la relación plata y oro la
experiencia del personal la disponibilidad de instalaciones de molienda y
cualquier otro factor económico pertinente.
1.10.1 Precipitación con Sulfuro de Sodio:
Este proceso generalmente se usa como una modificación del proceso
de adsorción con carbón activado. Incluye la precipitación selectiva de
la plata en los efluentes de la lixiviación en pila agregando sulfuro de
sodio y precipitando la plata como sulfuro de plata. Antes de pasar por
las columnas de carbón activado, se extrae el precipitado de la solución
por filtración
Este método se debe usar únicamente cuando el mineral contiene
relaciones de plata y oro extremadamente altas. Actualmente se usa el
método comercialmente, pero no es tan popular como el proceso de
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Merrill-Crowe.
1.10.2 Adsorción con Carbón Activado:
Debido a la simplicidad de su operación y a la baja inversión de capital
la adsorción de oro y plata con carbón activado es el método
usualmente recomendado para recuperar oro y plata de las soluciones
fértiles de lixiviación con cianuro. Este método se convirtió en el
preferido cuando la U.S. Bureau of Mines desarrolló un medio práctico
de aislar metales preciosos del carbón activado. Los costos de un
sistema de carbón activado más los costos operacionales de la
lixiviación en pila son mínimos, cuando se comparan con los costos de
una planta de cianuración convencional.
El método más eficiente de cargar el carbón activado consiste en el
bombeo de la solución del cianuro con contenido de oro plata hacia
arriba a través de cuatro (cinco tanques o columnas en serie).
Después que las columnas de carbón están ubicadas en su lugar y
llenadas con carbón en una tercera parte. Se debe bombear agua a
través de ellas para comprobar, que no haya fugas y remover el polvo
de carbón. Si no se agregó cal mientras se chancaba el mineral una
solución de lechada de cal debe circularse a través de la cama para
asegurar que el mineral no acidifique la solución.
Todo el sistema debe revisarse en busca de fugas añadiendo agua al
depósito de solución estéril y bombeándolo través de todo el sistema.
Toda fuga debe repararse y repetirse la prueba de agua antes de
preparar la solución de cianuro.
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Bombas.- Una buena bomba es importante para el éxito global de la
operación de lixiviación en pila. Una bomba debe ir situada al borde del
depósito de solución barren cerca del lecho de lixiviación y una
segunda bomba al borde del depósito de solución rica. Cerca del
edificio que alberga las columnas de carbón. Las bombas no deben
contener partes de cobre o de bronce que puedan estar en contacto
con la solución de cianuro.
1.10.3 Precipitación Merrill – Crowe:
Este proceso ha sido usado por años en la extracción de oro y plata a
partir de operaciones con cianuro convencionales. El, proceso conlleva
la purificación de la solución de cianuro, de reacción de la misma y la
adición de Zn en polvo en el cual el oro y plata se precipitan.
Precipitación del Oro y de la Plata
Si la solución es acida se dice que hay algún peligro de precipitación
del Oro disuelto, en la forma de cianuro de Oro Insoluble; así;
KAu(CN)2 + HCl KCl + HCN + AuCN.................(E-15)
Esta reacción sólo ocurriría, cuando no hubiera un exceso de cianuro
da Potasio, el cual sería preferentemente atacado por el HCl.
Además, el cianuro de oro puedo dar lugar a la formación de ácido
aurocianhidrico KAu (CN)2 el cual queda en solución; por lo cual el
AuCN se precipita sólo cuando el HCN ha dejado la solución por
evaporación.
Hay peligro en transferir soluciones auríferas a vasijas que contengan
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material pirítico, pues si este último contiene sales solubles de metales
pesados, puede ocurrir la precipitación de sales auríferas insolubles,
ejemplo:
2KAu (CN)2 + ZnSO4 K2SO4 + ZnAu2(CN)4
Este hecho ha ocurrido en oficinas de Kolar y Rand, usando arenas
conteniendo pequeña cantidad de pirrotita en procesos de clarificación.
La presencia de materia orgánica en descomposición o de materia
carbonosa es dañina por la absorción del oxígeno y por su tendencia a
re precipitar el Oro que ya está en solución.
Fenómenos observados en las cajas de zinc.
Antiguamente se creía que la precipitación del Oro y la Plata por el zinc
se afectaban por simple desplazamiento, en esta forma:
2KAu (CN)2 + Zn K2 Zn (CN)4 + 2 Au........................... (E-17)
Esta forma no es aceptada ahora y se observa los siguientes hechos:
A) Un exceso de cianuro libre favorece la precipitación del oro algunas
veces es necesario agregar cianuro, en forma directa, a la solución en
las cajas de precipitación. Sin cianuro libre y sin alcalinidad el zinc no
precipitará el oro del amo-cianuro: y solamente muy pequeña
precipitación ocurre con el par zinc-plomo en ausencia del oxígeno. La
precipitación es rápida sin embargo cuando la solución contiene
0.021% de KCN y 0.002 % de NaOH. Aún entonces se disuelva más
zinc del equivalente del Oro precipitado. La presencia de un exceso del
álcali y una deficiencia de cianuro favorece aparentemente la
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producción de zincato de sodio:
Zn + 2NaOH Zn(NaO)2 + 2H..........................(E-18)
B) Un desprendimiento de hidrógeno tiene lujar durante la precipitación. El
hidrógeno naciente ayuda la precipitación pero el hidrógeno gaseoso
libre no precipita el oro, muy pocas burbujas de hidrogeno se
desprenden, sin embargo, de las cajas de precipitación con las
soluciones diluidas que se usan ahora.
C) El zinc se disuelve en la solución, dependiendo la cantidad de su
calidad y estado. El consumo de zinc es tal que se puede requerir de
15 a 20 partes de zinc por una de oro precipitado. Parte del zinc es
desintegrado y queda junto con el precipitado aurífero.
D) La precipitación es auxiliada por la presencia de metales tales como el
plomo, que son electro negativos con respecto al zinc, el plomo
aumenta la proporción de disolución del zinc; por consiguiente debe
estar en contacto con él; y generalmente se usa en la forma de zinc
emplomado para formar el par.
E) Es conveniente que el zinc presente gran área para la más eficiente
precipitación, especialmente en las soluciones débiles de cianuro.
Placas de zinc no son apropiadas; prefiriéndose usar el metal en la
forma de virutas o polvo.
La mayor área se requiere especialmente para exponer la mayor
superficie posible al contacto con la solución para acelerar el proceso.
Además, sólo una pequeña proporción de la superficie del zinc trabaja,
pues el resto es rápidamente cubierto con sales de cal y compuestos
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de zinc. El par Zinc-Plomo fue usado al principio con el exclusivo objeto
de reducir la tendencia de precipitarse del cobre, el cual forma una
capa coherente sobre el Zinc.
Cuando hay materia orgánica presente en la solución, puede provocar
la formación de una película continua de plomo sobre lo cual se aislan
las virutas de zinc de la solución. En tal caso se recomienda la
eliminación de esa materia orgánica empleando el hipoclorito de sodio
o calcio.
El hidrógeno, en cierta proporción, polariza el zinc por formarle una
película delgada de gas que impide el contacto con la solución. Sin
duda, la eficacia del plomo es en parte debida a la rugosidad que
provoca en la superficie del zinc, lo que ayuda a escapar el Hidrógeno,
a las virutas de zinc se les atribuye acción análoga por sus bordes
agudos.
F) Además del oro, se precipitarán en la misma forma que él, algo de
plata, mercurio, cobre y níquel, que estén presentes en la solución
como cianuros dobles. El cobre se nota por el color rojo que toman las
virutas de zinc y el mercurio porque estas presentan un aspecto
brillante. Otros elementos como el plomo, teluro y selenio también se
precipitan. El precipitado contiene así algunas veces cierta cantidad de
metales cuya presencia en el mineral puede no haberse sospechado.
G) Durante el paso de la solución a través de las cajas, algo de cianuro se
consume y la alcalinidad crece; aunque en la práctica este aumento no
es nunca muy notable.
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H) El calor ayuda a la precipitación; pero aumenta el gasto de cianuro por
descomposición, tanta cantidad de oro se precipito en 24 horas a 20° C
de temperatura, como en dos horas a 90cC. En el último caso hay
enormes gastos de cianuro por la formación de urea, la cual se
manifiesta por su olor desagradable.
I) La proporción de oro precipitado disminuye cuando la solución de
cianuro se empobrece en este metal, de aquí que una pequeña
proporción de oro queda en la solución.
J) El oro se re disuelve si desaparece el contacto de la solución con el
zinc y hay oxigeno presente. De aquí que soplando aire a través de las
virutas de zinc que tienen oro precipitado encima, se aumenta la ley en
oro de la solución. Efecto similar se obtiene exponiendo al aire
recipientes que contengan virutas de zinc, con oro precipitado y
cubiertas con solución. Las soluciones al salir estarán por esto siempre
exentas de oxígeno.
- Reacciones químicas durante la precipitación por zinc.
La precipitación se favorece por las condiciones reductoras y se
dificulta por las condiciones oxidantes.
Se han establecido las siguientes reacciones (Caldecott):
Zn + 2H20 Zn(CH)2 + 2H+ (17.4 caL)..................................(E-19)
2 NaAu (CN)2 + 2 H 2 HCH + 2 NaCN + 2 Au................... (E-20)
HCN + NaOH NaCN + H20.............................................. (E-21)
La oxidación del zinc levanta según Caldecott, en 1°F. La
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temperatura de la solución que pasa por las cajas de precipitación.
Esta oxidación puede difícilmente tener lugar, excepto con otro
elemento tal como el plomo, oro, mercurio, etc. que sea electro
negativo con respecto al zinc.
Puede que se produzca Hidrógeno según la siguiente reacción:
Zn + 4 NaCN + 2 H2O Na2Zn (CN)4 + NaOH+2H............. (E-22)
Esta reacción tendría lugar en ausencia del metal para precipitar, y
por consiguiente, es difícil que se convierta en el proceso general.
Esta reacción ocurre más fácilmente cuando hay más cianuro
presente; si la reacción esencial, sería de desear un exceso de
cianuro libre. Respecto a la necesidad de exceso de cianuro las
reacciones de Caldecott (E-19), (E-20), (E-21) son menos claras, y
según Ulloa se producirla un aumento de cianuro libre, lo que es
contrario a los hechos. Además, esas reacciones no toman en
cuenta la bien conocida producción de álcali libre.
Si el hidrato de zinc formado según la ecuación (E-19) es disuelto en
cianuro en el momento de su formación, así:
Zn(OH)2 + 4KCN K2Zn (CN)4 + 2 KOH..........................(E-23)
Entonces la pérdida de cianuro y crecimiento del álcali habría sido
considerado y la necesidad de la presencia de cianuro libre serie
explicado como la necesidad de mantener limpio el zinc metálico.
Esta explicación hace las ecuaciones (E-19) y (E-23) idénticas con la
(E-22), la cual establece los hechos más simplemente y da igual
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cantidad de calor.
Mac Farren, siguiendo a J. E. Clennell, supone la precipitación del
Oro en presencia del cianuro, en esta forma;
KAu (CN)2+2KCN+Zn+H2O K2 Zn (CN)4+Au+H+ KOH........... (E-24)
Y si no hay cianuro libre presiente, así
KAu (CN)2 +Zn + H2O Zn(CN)2+ Au + H +KOH.....................(E-25)
Suponiendo la precipitación un desplazamiento electroquímico de
potasio y oro por zinc, seguido por el desplazamiento del Hidrógeno
del agua por el Potasio.
Las ecuaciones (E-24) y (E-25) parecen las más probables cuando
se recuerda que los iones de potasio en KCN son desplazados por el
Zn en presencia del agua.
Los álcalis cáusticos que resulten de las ecuaciones (E-22), (E-24) y
(E-25) son parcialmente neutralizados por el ácido carbónico del
aire; y el carbonato alcalino así producido reacciona con la cal que
está en solución precipitándose carbonato de cal.
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II. MATERIAL Y METODOS
2.1 Materiales, reactivos y equipos
- Desecador
- Pipetas graduadas 5 y 10 ml (pyrex)
- Embudo
- Buretas de 50 ml
- Matraz Erlenmeyer 125 , 250, 300 ml (pyrex)
- Balones de 500, 1000 ml (pyrex)
- Probetas de 10, 25, 50 , 100 ml (pyrex)
- Lunas de reloj
- Vasos de precipitación de 100 , 250 , 300 , 500 ml (pyrex)
- Agitador de vidrio
Otros
- Mortero de Fierro
- Lingotera
- Crisoles para fundir
- Papel Filtro
- Crisoles de porcelana
- Pizetas (plásticas)
- Copelas
- Mortero de porcelana
- Martillo
- Tenazas de fierro (brazo largo)
-
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Materiales de Campo:
- Agitador manual
- Motobomba o baldes de acarreo
- Carretilla
- Palana
- Geomembrana (polietileno de alta densidad)
- Cilindros
- Llaves de control (v. globo).
- Tuberías
- Manta (sacos de polietileno)
- Graba o madera
- Mangueras
Equipos de Experimentación en el Laboratorio:
- pH-metro marca HACH : modelo Sension 1 serie, 06080C820021
- Estufa Thelco : serie 21 .AC-9, temperatura máxima 225°C
- Hornilla Eléctrica
- Plancha de Calentamiento
- Balanza analítica: Sartorios -Werke GMBA Gottingen, serie
2403-280614, capacidad máxima 200 gramos con una sensibilidad de
+-0.001 gramos.
- 1 Ro- Tap HAVER & BOECKER Laborsieb Machine 220 V 60 Hz y 9
Amp.
- Campana extractora.
- Mufla eléctrica: marca, Heraeus serie 42145229 Temp. máx. 70 °C.
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Reactivos:
A. En la Determinación del Cobre
- Acido Nítrico Concentrado (HNO3 densidad =1.4 g/mL al 70%)
- Acido Clorhídrico Concentrado (HCl densidad =1.2 g/mL al 37%)
- Acido Perclórico (HClO4 densidad =1.055 g/mL al 70%)
B. En la Determinación del Hierro
- Acido Clorhídrico Concentrado (HCl densidad =1.2 g/mL al 37%)
- Acido Nítrico Concentrado (HNO3 densidad =1.4 g/mL al 70%)
- Acido Perclórico (HClO4 densidad =1.055 g/mL al 70%)
C. En la Determinación del Plomo
- Acido Clorhídrico Concentrado (HCl densidad =1.2 g/mL al 37%)
- Acido Nítrico Concentrado (HNO3 densidad =1.4 g/mL al 70%)
- Acido Perclórico (HClO4 densidad =1.055 g/mL al 70%)
D. En la Determinación del Arsénico
- Acido Clorhídrico Concentrado (HCl densidad =1.2 g/mL al 37%)
- Acido Nítrico Concentrado (HNO3 densidad =1.4 g/mL al 70%)
- Acido Perclórico (HClO4 densidad =1.055 g/mL al 70%)
E. En la Determinación del Oro y Plata
- Oxido de silicio (sílice,SiO2)
- Nitrato de potasio (KNO3)
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- Carbonato de sodio
- Bórax (Na2B4O7)
- Oxido de Plomo (Litargirio, PbO)
- Harina
- Acido nítrico concentrado (HNO3CC)
- Cloruro de sodio (sal común, NaCl)
F. En el Análisis de Cianuro Libre
- Cianuro de sodio.
- loduro de potasio (100 gramos en un litro de agua)
- Solución de nitrato de plata (4.33g en un litro de agua destilada)
G. En el Análisis de Oro en Solución
- Papel de plomo
- Solución de acetato de plomo (100 gramos de la sal en 150 ml de
ácido).
- Solución de cianuro de sodio al 1 % P/V
- Polvo de Zinc , malla 400
2.1 MÉTODOS
2.1.1 Determinación de cobre en el mineral por espectrofotometría de
Absorción Atómica.
Pasos previos al análisis:
- Chancado
- Molienda
- Pulverizado
- cuarteo
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Pasos durante el análisis:
- Pesa de 0.1 a 2 gramos de mineral
- Transfiera la muestra en un vaso de precipitación de 250 ml
- Añade 10 ml de ácido nítrico (HNO3) concentrado y 3 ml de ácido
perclórico (HClO4).
- Calentar en la plancha hasta que el cobre haya sido disuelto
totalmente es decir hasta completar la digestión total de la muestra.
- Dejar enfriar la muestra
- Lavar el vaso que contiene la muestra
- Llevar a una fiola de 100 ml
- Aforar
- Filtre en papel filtro cuantitativo (papel filtro N° 42)
- Llevar a lectura en el Espectrofotómetro de Absorción Atómica
modelo: AANALYST 300 marca: PERKIN ELMER.
2.1.2 Determinación de Hierro en el Mineral por Espectrofotometría de
Absorción Atómica.
Pasos Previos al análisis:
- Chancado
- Molienda
- Pulverizado
- cuarteo
Durante el análisis
- Pesa de 0.1 a 2 gramos de mineral
- Transfiera la muestra en un vaso de precipitación de 250 ml
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- Añade 10 ml de ácido nítrico (HNO3) concentrado y 3 ml de ácido
perclorico (HClO4).
- Calentar en la plancha hasta que el cobre haya sido disuelto
totalmente es decir hasta completar la digestión total de la
muestra.
- Dejar enfriar la muestra
- Lavar el vaso que contiene la muestra
- Llevar a una fiola de 100 ml
- Aforar
- Filtre en papel filtro cuantitativo (papel filtro N° 42)
- Llevar a lectura en el Espectrofotómetro de Absorción Atómica
modelo: AANALYST 300 marca: PERKIN ELMER.
2.1.3 Determinación de plomo en el mineral por Espectrofotometría de
Absorción Atómica.
Pasos Previos al análisis
- Chancado
- Molienda
- Pulverizado
- cuarteo
Durante el análisis
- Pesa de 0.1 a 2 gramos de mineral
- Transfiera la muestra en un vaso de precipitación de 250 ml
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- Añade 10 ml de ácido nítrico (HNO3) concentrado y 3 ml de ácido
perclórico (HClO4).
- Calentar en la plancha hasta que el cobre haya sido disuelto
totalmente es decir hasta completar la digestión total de la
muestra.
- Dejar enfriar la muestra
- Lavar el vaso que contiene la muestra
- Llevar a una Gola de 100 ml
- Aforar
- Filtre en papel filtro cuantitativo (papel filtro N° 42)
- Llevar a lectura en el Espectrofotómetro de Absorción Atómica
modelo: AANALYST 300 marca: PERKIN ELMER.
2.1.4 Determinación de arsénico en el Mineral por Espectrofotometría
de Absorción Atómica.
Pasos Previos al análisis
- Chancado
- Molienda
- Pulverizado
- cuarteo
Durante el análisis
- Pesa de 0.1 a 2 gramos de mineral
- Transfiera la muestra en un vaso de precipitación de 250 ml
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- Añade 10 ml de ácido nítrico (HNO3) concentrado y 3 ml de ácido
perclórico (HClO4).
- Calentar en la plancha hasta que el cobre haya sido disuelto
totalmente es decir hasta completar la digestión total de la
muestra.
- Dejar enfriar la muestra
- Lavar el vaso que contiene la muestra
- Llevar a una fiola de 100 ml
- Aforar
- Filtre en papel filtro cuantitativo (papel filtro N° 42)
- Llevar a lectura en el Espectrofotómetro de Absorción Atómica
modelo: AANALYST 300 marca: PERKIN ELMER.
2.2 Determinación de Oro y Plata en el Mineral por Método de Ensayo al
Fuego.
2.2.1 Preparación de la Muestra
De 30 Kg. aproximadamente de mineral de una granulometría de ½”
más finos se cuartea y se obtiene aproximadamente 2 kg. Luego se
muele en un crisol de hierro hasta I mm de granulometría. Luego se
cuartea y se obtiene aproximadamente 100 gramos. Esto se muele
en un crisol de porcelana a malla -100 de allí se pesa la muestra
para el análisis.
2.2.2 Mezcla y Fundición
Se pesa 20 gramos de muestra y se vierte sobre el crisol, luego se
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agrega 90 gramos de litargirio, 30 gramos de carbonato de sodio, 4
gramos de harina y una cubierta de fundición de 15 gramos de
cloruro de sodio y 30 gramos de bórax. El homo debe estar caliente
y se coloca el crisol con una tenaza de metal. Luego de
aproximadamente 1 hora de fundición se vacía su contenido en una
lingotera, dándole antes un movimiento de agitación. Se deja enfriar
y con un martillo se golpea la escoria que ha quedado en la parte
superior del molde cónico.
Se retira del molde el regulo de plomo auro - argentífero y con un
martillo se golpea sobre el yunque a fin de eliminar la escoria que
lleva adherida y para darle la forma cúbica que permita con más
facilidad cogerlo para la próxima etapa.
2.2.3 Copelación
El botón de plomo auro - argentífero es colocado en la copela que
previamente ha sido colocada en el horno. El plomo es absorbido
por la copela conjuntamente con las impurezas metálicas que están
presentes en el mineral. La temperatura de copelación se da más o
menos a 800 °C y el tiempo es de 30 minutos hasta cuando aparece
en el fondo de la copela una perla brillante, es cuando se retira la
copela y se deja enfriar.
2.2.4 Separación del Oro y la Plata
Una vez fría la copela se retira el botoncito auro- argentífero y se
lamina sobre un yunque. Luego es pesado en la balanza analítica y
se anota su peso. La lámina es introducida en un crisólito de
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porcelana y se le agrega 15 ml de HNO31:5 y se calienta hasta
disolución total de la plata, la reacción es:
(Ag + Au) + 2 HNO3 O AgNO3 + Au + H20 + NO2
Cuando haya terminado el desprendimiento de burbujas se agrega
unas gotas de HNO3 concentrado, para asegurar la completa
eliminación de la plata. Se lava 5 veces con agua destilada, se seca
el oro en el mismo crisol de porcelana y luego se pesa.
2.3 Determinación de Cianuro por el Método de Vía Húmeda
2.3.1 Cianuro Libre
Se toma 25 ml de muestra previamente filtrada sin sólidos en
suspensión y se coloca en un matraz Erlenmeyer de 125 ml. Se titula
con solución estándar de AgNO3. El punto final de la titulación es
cuando la brillantez original de la solución se va apagando por una
bruma azulada. Para determinar con más precisión el punto final, se
suele colocar un fondo negro de papel.
2.3.2 Cianuro Total
Se toma 25 ml de muestra previamente clarifica y se coloca en un
matraz erlenmeyer de 300 ml se añade 3 a 4 ml de solución alcalina
de yoduro de potasio (KI) y se titula con solución estándar de nitrato
de plata hasta que aparezca una opalescencia amarilla en la solución
al finalizar la titulación.
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2.3.3 Análisis de Oro en Solución por el Método Chiddy
Filtrar 300 ml de solución de cianuración y depositarlo en un vaso
de 600 ml.
Se añade suficiente cantidad de cianuro de sodio para llevar la
solución a 0.5% (5g/l).
Se agrega de 0.3 a 0.5g de acetato de plomo.
Calentar la solución hasta una temperatura cercana a 100 °C
durante 20 minutos para eliminar el oxígeno disuelto.
Agregar 5g de zinc para precipitar el oro contenido en la solución
(es recomendable agregar un exceso de zinc para asegurarse
que precipite el 100 % de valores)
Seguidamente se procede a decantar la solución y a atacar con
25 ml de HNO3 para eliminar el zinc excedente.
Una vez seco el precipitado se procede a agregar los fundentes
para su respectiva fundición y posterior copelación siguiendo el
mismo procedimiento que para la determinación de oro y plata en
el mineral.
2.4 Procedimiento para la recuperación de Au y Ag en las Pozas de
cianuración
En la realización de este trabajo se consideró que este mineral tenga una
caracterización la cual no contenga sulfuros y otros elementos que dificulten
la recuperación de oro y plata dentro del proceso.
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Para esto se realizó un análisis completo de los elementos que contienen el
mineral realizándose la siguiente secuencia.
1. El mineral es chancado a una granulometría de 1 pulg. se coloca el
mineral sobre una área predeterminada y se deja secar al ambiente.
2. El mineral es molido a diferentes granulometrías de mallas.
3. Se coloca el mineral en un área predeterminada de forma extendida.
4. Se le agrega el cemento TIPO MS al fino y se mezcla.
5. Se pesa la cantidad de cal para agregar poco a poco a la mezcla.
6. Se prepara la solución de cianuro de sodio a diferentes
concentraciones para cada prueba, procede a pelletizar y se deja
aproximadamente 12 horas para que los pellets tomen consistencia.
7. Se le vacía a la poza de manera uniforme.
8. El riego de cada poza se hace con una manguera y con la ayuda de
una bomba.
9. Se recepciona la solución rica en cilindros previamente colocado en
la parte inferior de la poza.
10. Se agrega polvo de zinc y se agita con una varilla de madera de
forma homogénea.
11. Se retira una pequeña muestra y se le agrega sulfuro de sodio el
cual funciona como indicador esto dará una opalescencia oscura,
esto indica que la presencia de plata dentro de la solución.
12. Se sigue agregando un poco más de polvo de zinc hasta que tenga
un color blanco este indica el punto final.
13. Se retira la solución y se vuelve a recircular durante los días de las
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pruebas.
14. A las 24 horas se realiza la primera toma de muestra de solución y
se hace la verificación del consumo de cianuro, pH y se toma una
muestra para el análisis de oro y plata de la respectiva solución.
15. Terminado el tiempo de cianuración establecido se procede a
desmontar las pozas y se retira el relave.
16. El mineral es retirado hacia el ambiente por algunos días luego es
cuarteado y se saca una muestra representativa para realizar
análisis de colas en oro y plata.
17. Se cosecha el zinc de los cilindros y se procede a secar el
precipitado.
18. Una vez seco se retira a otro depósito y se procede a pulverizar en
un mortero.
19. Después se le añade aun depósito para mezclar con los agentes
fundentes y se procede a rundir.
20. Se comienza a retirar la escoria y se sigue fundiendo.
21. Se obtiene el oro impuro (bullón) dentro del crisol para su refinación
respectiva.
22. Se le retira a otro depósito y se le adiciona HNO3cc para su
refinación.
23. Se espera que reaccione y se le adiciona agua (agua potable).
24. Se lleva a fundición y tenemos el oro refinado.
25. Finalmente se procede al pesado y venta respectiva.
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Figura N° 6: Diagrama de Bloques para el proceso de Lixiviación en laboratorio
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Figura N° 7: Diagrama de bloques para el proceso de lixiviación en poza
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III. RESULTADOS
Tabla N°3.1: Se muestra el análisis de Au, Ag, As, Cu, Fe, Pb, de las
muestras 1 y 2 del mineral de Simbron – Gran Chimú
Elemento MUESTRAS Promedio
1 2
Oro (g/TM) 30.00 30.00 30.00
Plata (g/TM) 42.058 42.08 42.056
Arsénico (%) 0.0056 0.0055 0.00555
Cobre (%) 0.250 0.225 0.237
Hierro (%) 0.184 0.150 0.167
Plomo (%) 0.724 0.751 0.737
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Tabla N°3.2 Se muestra el Análisis Granulométrico del Mineral Simbron –
Gran Chimú
WMuestra = 500 gramos (cantidad de muestra tomada para el análisis de mallas)
Malla
N°
Abertura de
Malla
Retenido en c/ malla
gramos
Pasante gramos
Porcentaje en Peso
C
Porcentaje en Peso
Acumulado
65 0.208mm 145 355 29 29
100 0.147mm 65 290 13 42
200 75um 125 165 25 67
-200 75um 165 - 33 100
Total 500 100
Tabla N°3.3 Se muestra las Características del mineral de Simbron – Gran
Chimú
Caracterización del Mineral del distrito De Simbron – Gran Chimú
Tipo de Mineral - Oxidado
Mayor Contenido - Demonita
Minerales Adicionales - Cuarzo – FeO
Características Físicas del Mineral
- Poroso
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Tabla N° 3.4 Se muestra las leyes de Cabeza del Mineral de las Pozas a
Lixiviar.
Pozas N°
Peso de Mineral (g) Au (g/TM) Ag (g/TM) Au (mg) Ag (mg)
1 25 27.2 31.9 680 797.5
2 25 29.1 35.0 727.5 875
3 25 26.8 30.7 670 767.5
4 25 28.4 32.6 710 815
5 25 24.2 30.26 605 756.5
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Tabla N°3.5 Resultados experimentales de las pruebas Metalúrgicas en la poza N° 1.
Fecha 02/11/2013 Parámetros
Día 5 Día 6 Día 7 Día 8 Día 9 Día 10
inicio 09:00 AM
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05:00 PM
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01:00 PM
05:00 PM
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05:00 PM
pH 13 13 13 13 13 12.5 12.5 12.5 12.5 12 12 11 11 11 11 11
[CN-] 0.2 0.085 0.1 0.1 0.13 0.18
Au ppm 0 9.41 12.67 5.21 1.13 0.27
Ag ppm 0 3.52 1.91 1.47 0.73 0.44
Au ppm acumulado 0 9.41 22.08 27.29 28.42 28.79
Ag ppm acumulado 0 3.52 5.43 6.9 7.53 7.97
Au extracción % 0 47.32 59.22 68.2 74.21 78.46
Ag extracción % 0 45.83 57.1 79.83 86.21 87.74
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Figura N°1: Grafica tiempo (días) vs % de Recuperación de Au en las pruebas de Cianuración en Pozas N°1
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Tabla N°3.6 Resultados experimentales de las pruebas Metalúrgicas en la poza N° 2.
Fecha 02/11/13 Parámetros
Día 5 Día 6 Día 7 Día 8 Día 9 Día 10
inicio 09:00 AM
01:00 PM
05:00 PM
09:00 AM
01:00 PM
05:00 PM
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01:00 PM
05:00 PM
09:00 AM
01:00 PM
05:00 PM
09:00 AM
01:00 PM
05:00 PM
pH 13 13 12.5 12.5 12 12 12 12 11.5 11.5 11 11 11 11 10.5 10.5
[CN-] % 0.1 0,042 0.061 0.068 0.088 0.094
Au ppm 0 7.62 10.33 4.17 0.94 0.19
Ag ppm 0 1.35 0.95 0.71 0.42 0.28
Au ppm Acumulado 0 7.62 17.95 22.12 23.06 23.25
Ag ppm acumulado 0 1.35 2.3 3.01 3.43 3.71
Au extracción % 0 48.53 55.66 66.71 79.34 83.83
Ag extracción % 0 42.54 55.72 77.91 85.44 89.25
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Tiempo ( dias)
Figura N°2: Grafica el tiempo (días) vs % de Recuperación de Au en las pruebas de cianuración en Pozas N°2
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Tabla N°3.7 Resultados experimentales de las pruebas Metalúrgicas en la poza N° 3.
Fecha 02/11/13 Día 5 día 6 Día 7 Día 8 Día 9 Día 10
Parámetros inicio 09:00 AM
01:00 PM
05:00 PM
09:00 AM
01:00 PM
05:00 PM
09:00 AM
01:00 PM
05:00 PM
09:00 AM
01:00 PM
05:00 PM
09:00 AM
01:00 PM
05:00 PM
pH 13 13 13 13 12.5 12.5 12.5 12.5 12 12 11.5 11.5 11 11 10 10
[CN-] 0.080 0.023 0.043 0.052 0.069 0.076
Au ppm 0 6.93 9.76 5.34 2.62 1.13
Ag ppm 0 1.09 0.67 0.43 0.24 0.15
Au ppm acumulado 0 6.93 16.69 22.03 24.65 25.78
Ag ppm acumulado 0 1.09 1.76 2.19 2.43 2.58
Au extracción % 0 50.59 65.62 70.33 83.97 87.24
Ag extracción % 0 57.22 64.11 72.77 86.38 93.17
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Tiempo ( dias )
Figura N° 3: Grafica tiempo (días) vs % de Recuperación de Au de las pruebas de Cianuración en Pozas N°3
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Tabla N°3.8 Resultados experimentales de las pruebas Metalúrgicas en la poza N° 4.
Fecha 02/11/13 Día 5 día 6 Día 7 Día 8 Día 9 Día 10
Parámetros inicio 09:00 AM
01:00 PM
05:00 PM
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05:00 PM
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05:00 PM
pH 13 13 13 13 13 13 12.5 12.5 12.5 12.5 12.5 12 12 11.5 11.5 11.5
[CN-] 0.065 0.018 0.031 0.045 0.057 0.062
Au ppm 0 5.52 4.34 5.91 3.07 1.47
Ag ppm 0 0.86 0.38 0.19 0.27 0.11
Au ppm acumulado 0 5.52 9.86 15.77 18.84 20.31
Ag ppm acumulado 0 0.86 1.24 1.43 1.7 1.81
Au extracción % 0 60.76 75.21 82.55 87.22 90.85
Ag extracción % 0 69.38 79.83 85.31 90.13 92.53
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Figura N° 4: Grafica Tiempo (días) vs % de Recuperación de Au de las pruebas de Cianuración en Pozas N° 4
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Tabla 3.9 Resultados experimentales de las pruebas Metalúrgicas en la poza N° 5.
Fecha 02/11/13
Día 5 día 6 Día 7 Día 8 Día 9 Día 10
Parámetros inicio 09:00 AM
01:00 PM
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pH 12 12 12 12 11.5 11 11 11 10.5 10.5 10.5 10.5 10 10 10 10
[CN-] 0.050 0.011 0.024 0.036 0.042 0.047
Au ppm 0 4.89 8.31 4.22 1.86 0.83
Ag ppm 0 0.95 0.58 0.28 0.17 0.10
Au ppm acumulado 0 4.89 13.2 17.42 19.28 20.11
Ag ppm acumulado 0 0.95 1.53 1.81 1.98 2.08
Au extracción % 0 45.66 51.31 62.72 69.75 73.86
Ag extracción % 0 49.85 58.62 66.75 75.86 86.25
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Tiempo ( dias )
Figura N°5: Grafica Tiempo (días) vs % de Recuperación de Au de las pruebas de Cianuración en Pozas N°5
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Tabla N°3.10 Se muestra el resumen de los porcentajes de Recuperación de
Au de las pruebas de cianuración en Pozas.
N°de Poza Concentración de NaCN, %
Recuperación de Au %
1 0.2 78.46
2 0.1 83.83
3 0.080 87.24
4 0.065 90.85
5 0.050 73.86
Tabla N°3.11 Se muestra el resumen del consumo de cal y el tiempo
adecuado de cianuración para obtener un máximo de recuperación de Au.
N°de Poza Cal (Kg. / Ton de Mineral)
Tiempo de Cianuración día
inicial: 6 día final:
1 2.4 11
2 2.4 11
3 2.4 11
4 2.3 11
5 2.2 11
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IV. DISCUSIÓN
En la tabla 3.5 (poza N°1) se muestran valores promedios del % de
extracción de Au 78.46% y 87.74 % en Ag. Utilizó una solución de cianuro
de sodio que tenía una concentración de 0.2% de NaCN y malla # -100, En
un tiempo de 5 días. Estos resultado corroboran la teoría de cianuración de
minerales la cual dice que a la medida que disminuye el tamaño de
partícula entonces aumenta el % de extracción del oro y la plata lo que se
confirma en la teoría escrita por Goicochea en el 2003.
En la tabla 3.6 (poza N° 2) en esta poza se disminuyó la concentración de
NaCN en un 0.1% pero la granulometría del mineral se realizó a una menor
malla (# -200), obteniendo como resultado final una recuperación de Au del
83.83% y 89.25 % en Ag. En un mismo periodo de 5 días con esto
podemos observar un aumento en nuestra recuperación de oro y plata con
respecto a la poza N° 1. Este resultado resalta la importancia del tamaño
de la partícula de mineral.
En la tabla 3.7 (poza N°3) la concentración de NaCN fue disminuida aún
más con respecto a las 2 pruebas anteriores (0.080%) y la granulometría
del mineral se realizó a malla # -200, obteniendo como resultado final
después de 5 días una recuperación de Au del 87.24% y 93.17 % en Ag.
De acuerdo a este resultado observamos un aumento en nuestro % de
recuperación tanto de oro como de plata al disminuir en % de NaCN.
Tabla 3.8 (poza N°4) en esta cuarta prueba la concentración de NaCN fue
de 0.065% disminuyendo aún más el % de NaCN con respecto a las
pruebas anteriores y la granulometría del mineral de dejo igual a las dos
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pruebas anteriores (malla # -200), al final se obtuvo una recuperación de
Au del 90.85% y 92.53 % en Ag, en un mismo periodo de tiempo (5 días).
Por lo cual seguimos comprobando nuestro aumento de recuperación de
oro y plata al disminuir nuestras concentraciones de NaCN.
Tabla 3.9 (poza N°5) en esta prueba observamos una disminución en el %
de recuperación de Au 73.86% y 86.25 % en Ag. Con respecto a la prueba
anterior comprobando que ya no es beneficioso la disminución de la
concentración de NaCN a 0.050% y la pulverización del mineral a la malla
# -200. Cabe mencionar que el periodo de lixiviación fue de 5 dias al igual
que las 4 pruebas anteriores.
Se observa que todos los valores en la recuperación del Au tienden a
incrementar con el tiempo y llegar a un punto determinado efectivo.
El flujo de riego se mantuvo en un rango constante para todas las pruebas
realizadas.
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V. CONCLUSIONES
1. En el desarrollo del proceso el consumo de cal óptimo es de 2.4 Kg/TM. Lo
que permite tener un mantenimiento y una estabilidad promedio en la
variación del pH.
2. La concentración de trabajo a la cual se obtienen los mejores resultados en
la recuperación de Au y Ag es de 0.065% en NaCN, lo cual con una
mínima cantidad de NaCN se obtienen buenos resultados tanto para la
economía (bajos costos) como para el medio ambiente (toxicidad al
ambiente sea minúscula).
3. La granulometría del mineral para que el desarrollo del proceso sea óptimo
es de malla -200. Lo cual permite una mayor área de contacto como
también ayuda a una mayor disolución del elemento rico (Au).
4. Al finalizar el estudio en las pozas, ubicamos que la variable del pH debe
de mantenerse en 11.5, el cual es un punto de control muy importante.
5. Se realizó las comparaciones de la producción actual en el distrito y se
obtuvo que las variaciones eran favorables en un rango del 1% al 5% a las
pozas trabajadas.
6. Un factor importante es el tiempo de residencia de la solución cianurada
dentro de la poza. La cual es progresiva y en si como se presenta el
proceso debe ser un ciclo cerrado con la recuperación de tendencia
máxima.
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74
VI. RECOMENDACIONES
1. Tener en cuenta la presencia de compuestos cianicidas en el mineral lo
cual ocasiona gastos en exceso de NaCN, logrando así menor
recuperación de Oro y Plata y mayor consumo de reactivos.
2. Monitorear y verificar, que el pH no tienda a disminuir progresivamente,
contrarrestándolo a esto con la adición de cal dentro del proceso.
3. Si el mineral contiene arsénico puede también interferir con la cianuración
del cianuro de sodio e inhiben la disolución del oro.
4. Evitar que durante el proceso la poza cianurada se quede sin agua lo cual
originaria un proceso lento en la recuperación de Oro y Plata.
5. De todas las etapas para la recuperación de Oro y Plata, la etapa de la
cianuración del mineral, es la cual depende todo el proceso no solo por
todas las variables que involucran esto sino por el resultado óptimo que se
alcanzaría obtener.
6. Otro factor es el mezclado que se realiza previo a la colocación del mineral
dentro de la poza esto debe ser lo más homogéneo posible.
7. Verificar que la cal a utilizar sea libre de impurezas para no perjudicar al
proceso de cianuración.
8. Debería de diseñarse un mejor sistema de evacuación de la solución rica
de los cilindros (sistemas más fijos). La cual reacciona con el zinc en el
proceso de recuperación de Oro y Plata.
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VII. REFERENCIAS BIBLIOGRAFÍCAS
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2) ARAMBURU ROJAS y VIDAL SIXTO, 2004, Modelo de la pre
aireación en concentrados de oro pirítico, para la optimización del proceso utilizando el programa estadístico statgraphic plus", Edit. Tesis Digitales UNMSM.
3) BARSKY G. Swainson. 1934. Disolución ok gold and silver in
cyanide solution Reprinted from transactions. AL, M.E, ST. Hedley, Volumen 112. New York
4) BALLESTER, LUIS VERDEJA Y JOSÉ SANCHO, 2000. Metalurgia
Extractiva (Vol I).. Ed.Sintesís S.A.Madrid. España
5) CÁCERES ARENAS GERMÁN, 1996. Introducción a la hidrometalurgia, Universidad de Atacama, Chile
6) CESAR MOSQUERAL, Trillo g, agosto 2006. Proyecto Gama Gestión Ambiental en la Minería Artesanal Agencia Suiza para el Desarrollo y la Cooperación COSUDE. Propuesta para un plan de acción para el proyecto GAMA.
7) CONCESIÓN MINERA "PATRICIA", enero 2005. Estudio De Impacto Ambiental Semi-Desarrollado (El Asd) CAP II.
8) COOPERATIVA HUAYNA, 2003 "Tecnologías Artesanales De
Cianuración", POTOSÍ –BOLIVIA.
9) DANIEL CHUNG YEPEZ, 2009 "Tratamiento de efluentes: estudio
para reducir la toxicidad en efluentes resultantes de un proceso industrial", Guayaquil-Ecuador.
10) GOICOCHEA R, 2003. Informe de investigación para productos
usados en la flotación de minerales auríferos. Cia de minas Buenaventura. U.E.A Orcopampa.
11) ERNESTO DÍAZ, Canseco, 2000. Metalurgia del Oro, apuntes.
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12) FIDEL S. Misari, 2004. Metalurgia del Oro, impresión y publicación
realizada por SOUTHERN PERÚ, MARSA, CORSORCIO MINERO HORIZONTE, BANCO DE LIMA, MINERA YANACOCHA. C. H. PLENGE & CÍA .LABORATORIOS.
13) JULIAN & SMART,1903. Cyaniding Gold and Silver Ores., pág-90
14) JOSÉ Sancho, LUÍS Felipe Verdeja, ANTONIO Ballester, 2000.
Metalurgia Extractiva vol. II, Editorial Síntesis S.A
15) JUAN ANTONIO Jiménez. El ORO, Primera Edición – 2003. Centro de
Estudios y Promoción de Ciencias de la tierra.
16) JUAN VARGAS Gallardo, 2003. Metalurgia del Oro y la Plata. 2da edición, editorial San Marcos.
17) MARÍA ROMERO, junio 2004.La Realidad De La Minería Artesanal
En Perú, Directora ONG Cooperación
18) SKOOD Dw. West, 2009. Análisis Químico Instrumental. Edit.
Interamericana. México.
19) THOMSON, PHILP, 1947. The effect of colunn height on simulated heap leach test. New York
20) VOGEL ARTUR, 2010. Química Analítica Cuantitativa. Edit. Kopeluz-
volumen 1. Cuarta Edición.
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ANEXOS
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ANEXOS 1
MEDIDAS DE CONTINGENCIA EN LA MINERÍA ARTESANAL
1. INTRODUCCIÓN
La búsqueda de alternativas para identificar los riesgos, prevenirlos y
controlarlos ha sido y sigue siendo una preocupación constante de los
expertos y de los propios trabajadores. Sin embargo, a pesar de que muchos
riesgos son conocidos con un grado de exactitud relativamente alto, pues se
ha reunido información sobre su ocurrencia histórica, otros, asociados con
muchas actividades, como es el caso de la Minería Artesanal, aún no se
pueden evaluar y cuantificar fácilmente, constituyéndose en retos para ¡a
seguridad y salud en el trabajo.
Este vacío nos plantea la necesidad de desarrollar pautas teóricas de
seguridad en el manejo del cianuro de sodio, consideraciones
medioambientales y de salud en el trabajo.
La cianuración artesanal radica principalmente en que el proceso se lleva
acabo de manera empírica, sin un conocimiento adecuado de las variables
involucradas en dicho proceso, esto conlleva a grandes dificultades a las
cuales no se ha prestado la atención debida en su solución hasta la
actualidad. CESAR MOSQUERAL, 2006
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1.1 Problemáticas en la minería artesanal
En los yacimientos explotados por los mineros artesanales, la actividad
productiva se caracteriza por ser desarrollada de manera individual o en
pequeños grupos, configurándose una desintegración del proceso
productivo, desde la extracción hasta las actividades de beneficio de los
minerales. En estas condiciones se torna más difícil, por parte de los
mineros artesanales, asegurar una explotación sostenible del recurso y el
manejo del medio ambiente. En el Sur Medio la situación es más compleja
por la existencia de cadenas de dependencia, mayormente controladas
por los propietarios de las plantas de cianuración de los relaves.
- Los mineros artesanales toman la actividad minera desde el punto de
vista elemental lo cual los hace conformistas con la obtención de su
producto. Esto genera que el interés por el conocer nuevas técnicas y
nuevas tecnologías sean esquivas para estos propios mineros.
- La población tiene escasa formación y educación ambiental. Los
conceptos de medio ambiente y contaminación ambiental resultan ser
algo abstractos para ella.
- El carácter espontáneo y temporal de la ocupación en las áreas de
minería artesanal, ha dado paso a centros poblados desordenados y
hacinados, sin servicios básicos ni condiciones de vivienda adecuados.
- La informalidad en que generalmente se desenvuelven las actividades
de los mineros artesanales, y sus conflictos con los concesionarios,
configuran una situación de incertidumbre e inseguridad jurídica, que
contribuye a una actitud de temporalidad, que conduce a una
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explotación irracional de los recursos y a la despreocupación por el
medio ambiente.
- Las operaciones minero artesanales se encuentran ubicadas en áreas
geográficas muy dispersas, generalmente en lugares aislados, donde la
presencia del Estado es muy débil, dificultándose el control de estas
actividades y el acceso de la población a servicios públicos. MARÍA
ROMERO, 2004
1.2 Envenenamiento producidos por el cianuro
El contacto con el cianuro produce algunas veces erupciones cutáneas;
para proteger las manos se recomienda el uso de guantes de goma o
una capa de aceite o kerosene cuando se va a manipularlo. Por otro
lado, las manos deben ser cuidadosamente lavadas antes de ingerir
alimentos, los cuales no deben mantenerse cercanos a un depósito de
cianuro. Los primeros síntomas del envenamiento por cianuro son:
1. Dificultad creciente de respirar
2. espuma en la boca.
3. La irritación y sofocación de la garganta
4. vehidos y pesadez en las piernas
5. Ojos inyectados y lagrimosos
- Los primeros auxilios en el caso de envenenamiento por cianuro son:
1. Administrarle oxígeno conteniendo 7% del CO2.
2. Si el enfermo esta consiente, darle un antídoto y conducirlo a una
atmósfera pura.
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3. Recostar al enfermo y no caminar alrededor de él.
4. El atacado debe ser atendido con la mayor rapidez.
5. Si se nota que la respiración tiene de a fallar, aplicar la
respiración artificial y continuar sin interrupción.
6. Abrigar al paciente con frazadas y aplicarle botellas de agua
caliente.
7. En cuanto se nota mejoría, sugerirle al enfermo que haga un
poco de respiración profunda.
8. Quitarles los vestidos que estén humedecidos con cianuro.
9. Si el paciente está sin conocimiento, llevarlo en el acto a una
atmósfera pura.
Si se ha tragado cianuro hay que aplicar un vomitivo; pero debe notarse
que la acción del veneno es sumamente rápido y cada segundo tiene
valor. Se usa como antídoto, precipitado freso de hidróxido ferroso, en la
reacción se formará ferrocianuro de potasa o soda que es inicuo. El
antídoto recomendado en Sud África es 30 cm cúbicos de una solución
al 23% de sulfato ferroso y 30 cm cúbicos de una solución de potasa
cáustica al 5 % en frascos separados. Se mezclan agregándoles dos
gramos de óxido de magnesio en polvo y la dosis se administra al
paciente. Puede aplicársele si los síntomas son graves una inyección
hipodérmica de 2 gramos de benzoato de sodio cafeína. Se ha sugerido
el uso de nitrato de cobalto y de hiposulfato de sodio, tanto por la vía
bucal como en inyecciones; 1.2 cm cúbicos o más de una solución de
nitrato de cobalto de 0.5 a 1 % o de 5 a 10 % de hiposulfato de sodio,
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puede ser repetidamente inyectada bajo la piel. La sal de cobalto es
rápidamente absorbida y una pequeña cantidad neutraliza gran
proporción de cianuro.
Como alternativa se ha recomendado copiosas inyecciones subcutáneas
de solución de peróxido de hidrogeno al 3 % el paciente puede también
ser frotado con alcanfor y alcohol, y se le puede rociar agua fría sobre la
piel. No debe tomar alcohol. Se sugiere la administración de 1/3 a Vi litro
de solución de permanganato de potasio al 5%. La respiración artificial
se aplica cuando es posible con el objeto de oxidar el cianuro; pero se
dice que el oxígeno aplicado solo, no tiene mayor efecto.
Si se ha inhalado ácido cianhídrico, podría administrarse una inhalación
de amoniaco, o éter.
Se recuerda que el tratamiento acido de las lamas de minerales
arsenicales. Puede haber desprendimiento de hidrogeno arseniatado, y
la inhalación de este gas es mortal no habiendo antídoto conocido. El
sulfocianuro de potasio es también excesivamente ponzoñoso; los
humos de cianuro fundido parecen ser más o menos inofensivos.
1.3 Tipos de medidas de contingencias
a) Medidas de contingencia Medio Ambientales
- Efectuar mediciones de turbidez de las aguas de los ríos.
- Realizar estudios de los minerales para su caracterización
respectiva.
- Monitorear la contaminación por cianuro de las zonas aledañas al
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río, afluente cercanos y de los ríos contiguos.
- Realizar pilotaje de cianuración en pozas, adecuados al volumen
de producción de los mineros artesanales.
- Sensibilizar a los mineros sobre los riesgos a la salud que ocasiona
la perforación en seco.
- Construir modelos de pozas cementadas y lozas
impermeabilizadas para el secado y Almacenamiento temporal de
relaves.
- Realizar estudios del porcentaje de recuperación de oro y
determinar los contenidos de cianuro en los relaves.
- Capacitar a los mineros artesanales en las técnicas de minado,
seguridad, uso de explosivos, maquinarias y equipos mineros.
- Capacitar a los mineros artesanales e implementar las mejoras
tecnológicas en la aplicabilidad del proceso.
- Motivar a los mineros en el uso de implementos de seguridad.
- Sensibilizar permanentemente a la comunidad minera artesanal
(mineros, esposas, hijos, comerciantes, acopiadores de oro y
dueños de los quimbaletes) de los efectos que causa las emisiones
de cianuro a la salud y al medio ambiente.
- Ubicar áreas de terreno estéril para la disposición de desmontes y
relaves.
b) Medidas de Contingencia de Salud Ambiental
- Diseño de técnicas ergonómicas en el trabajo por etapas de
producción.
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- Selección y capacitación de promotores de saneamiento de
comunidades minero artesanales.
- Formación de promotores de salud ocupacional y ambiental a
trabajadores y pobladores
- Manual de procedimientos de seguridad en las labores.
- Monitoreo participativo de las medidas de conservación del medio
ambiente.
- Cursos de seguridad y prevención de accidentes.
- Impulsar la constitución de comités de manejo y gestión en las que
se desarrollan las poblaciones de minería artesanal.
- Implementación de un programa permanente de capacitación a la
población en higiene y salubridad, manejado por promotores y
servicios de salud.
c) Medidas de Contingencia de Organización
- Servicios de asistencia legal y técnica para el desarrollo de
Programas Ambientales y Programas de Seguridad colectivos de
Minería Artesanal
- Estudios y difusión sobre importancia de la Minería Artesanal.
- Auto diagnóstico con la participación de todas las organizaciones
locales en las Localidades.
- Organizar o impulsar encuentros, visitas, etc. para el intercambio
de experiencias.
- Diagnosticar participativamente debilidades, fortalezas y
oportunidades de las organizaciones de productores de las
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regiones de Minería Artesanal.
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ANEXOS 2
PREPARACION DE SOLUCIONES ESTANDARES
SOLUCION ESTANDAR PARA EL ARSÉNICO
Procedimiento para la obtención de estándares utilizados en el
espectrofotómetro de Absorción Atómica modelo: ANALYST 300 marca:
PERKIN ELMER
* Símbolo químico: As
* Masa atómica : 74.9216
Para Obtener un estándar (solución stock) de 1000 ppm se tiene que disolver
1.320 gramos de óxido arsenioso (AS2O3) en 25 mL de solución de hidróxido de
potasio (w/v) al 20%. Neutralizas con H2SO4 (V/V) al 20 % a un color violeta por la
fenolftaleína como punto final. Diluir a 1 litro con H2SO4 (v/v) al 1 %.
Para Preparación estándar de 1 ppm, 3ppm y 5 ppm
Aplicando la ley de dilución:
N1 V1 =N2V2
PARA EL ESTÁNDAR DE 1 ppm: Tendríamos:
Datos:
- 1000 ppm de solución estándar.
- X volumen para ser aforado (mL)
- 1 ppm de solución estándar requerido.
- 100 mL de volumen de 1ppm
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1000 *X= 1 * 100 X= 1*100
1000 X = 0.1 mL
PARA EL ESTÁNDAR DE 3 ppm: Tendríamos:
Datos:
-1000 ppm de solución estándar.
- X volumen para ser aforado (mL)
- 3 ppm de solución estándar requerido.
- 100 mL de volumen de 1 ppm
1000 *X = 3 * 100
X = 0.3mL.
PARA EL ESTÁNDAR DE 5 ppm: Tendríamos:
Datos:
- 1000 ppm de solución estándar.
- X volumen para ser aforado (mL)
- 5 ppm de solución estándar requerido.
- 100 mL de volumen de 1ppm
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1000 *X = 5 * 100
X = 0.5 mL.
SOLUCIÓN ESTÁNDAR PARA EL COBRE:
* Símbolo químico: Cu
* Masa atómica : 63.54
Para Obtener una solución estándar de 1000 ppm se tiene que disolver 1.00
gramo de cobre metálico en un mínimo volumen de (1+1) de HNO3. Diluir a 1 litro
con HNO3 (v/v) al 1 %.
Para Preparar estándares de 1 ppm, 3ppm y 5 ppm Aplicando la ley de dilución:
N1 V1 =N2V2
PARA EL ESTÁNDAR DE 1 ppm: Tendríamos:
Datos:
- 1000 ppm de solución estándar.
- X volumen para ser aforado (mL)
- 1 ppm de solución estándar requerido.
- 100 mL de volumen de 1 ppm
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1000 *X=1 *100
X = 0.1mL.
PARA EL ESTÁNDAR DE 3 ppm:
Tendríamos:
Datos:
- 1000 ppm de solución estándar.
- X volumen para ser aforado (mL)
- 3 ppm de solución estándar requerido.
- 100 mL de volumen de 1ppm
1000 *X = 3 * 100
X = 0.3mL.
PARA EL ESTÁNDAR DE 5 ppm:
Tendríamos:
Datos:
- 1000 ppm de solución estándar.
- X volumen para ser aforado (mL)
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- 5 ppm de solución estándar requerido.
- 100 mL de volumen de 1 ppm
1000 *X = 5 * 100
X = 0.5mL.
SOLUCIÓN ESTÁNDAR PARA EL HIERRO:
* Símbolo químico: Fe
* Masa atómica : 55.847
Para Obtener una solución estándar de 1000 ppm se tiene que disolver 1.00
gramo de alambre de Hierro en 50 mL de (1+1) de HNO3. Diluir a 1 litro con agua
destilada.
Para Preparar estándares de 1 ppm, 3ppm y 5 ppm
Aplicando la ley de dilución:
N1V1 =N2V2
PARA EL ESTÁNDAR DE 1 ppm:
Tendríamos:
Datos:
- 1000 ppm de solución estándar.
- X volumen para ser aforado (mL)
- 1 ppm de solución estándar requerido.
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- 100 mL de volumen de 1 ppm
1000 *X=1 * 100
1000 X = 0.1mL.
PARA EL ESTÁNDAR DE 3 ppm:
Tendríamos:
Datos:
- 1000 ppm de solución estándar.
- X volumen para ser aforado (mL)
- 3 ppm de solución estándar requerido.
- 100 mL de volumen de 1 ppm
1000 *X = 3 * 100
1000 X = 0.3 mL.
PARA ESTÁNDAR EL DE 5 ppm: Tendríamos;
Datos:
- 1000 ppm de solución estándar.
- X volumen para ser aforado (mL)
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- 5 ppm de solución estándar requerido.
- 100 mL de volumen de 1 ppm
1000 *X = 5 * 100
X = 0.5 mL.
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ANEXOS 3
Foto N°1: Mineral de Demonita Simbron-Gran Chimu
Foto N°2: chancadora de quijda
Foto N°3: pulverizadora de discos
Foto N°4: pesado de muestra
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Foto N°5: muestra cuarteada
Foto N°7: pozas de lixiviación
Foto N°6: muestra pulverizada
Foto N°8: muestra cianurada
Foto N°9: medición de pH
Foto N°10: secado de muestra
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Foto N°11: análisis via humeda
Foto N°12: análisis ensayo al fuego
Foto N°13: copelación
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