informe de planta beneficio
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INFORME DE PLANTA DE BENEFICIO ARES
CC:A. MoscosoA.CanazasH. HerediaV. QuispeR. Valcárcel
R R. Aguirre
A : Ing. Adrian Corihuaman
Gerente de operaciones de U. O AresDe : Edder Martín Tuero BernalFecha : 15 de marzo del 2011Asunto: Informe del entrenamiento en la Planta de beneficio
1.0 OBJETIVOS.
Comprender las diferencias entre una molienda con el uso de un molino SAG y
un molino convencional.
Entender las variables de operación en las secciones de molienda, cianuración
por agitación y CCD (decantación en contracorriente).
Entender las variables de operación en al sección de Merrill Crowe.
Aprender como ser un líder y trabajar en equipo.
2.0 CONCLUSIONES
Es necesario realizar una caracterización mineralogica, para así poder saber con que
mineral estamos trabajando y en que tamaño se encuentra los valores de Au y Ag.
En el molino de bolas 9’x13’ es necesario realizar un análisis de malla valorada a su
alimento y descarga, para así saber en que tamaño se encuentra la Ag y el Au.
Es necesario que los operadores de molienda el método de la “malla rápida”, para que
puedan evaluar su trabajo.
El aumento de solución de lavado nos da mejores resultados (relaves bajos) el factor
limitante son las tuberías de rebose porque se encuentran “encalichadas”.
3.0 GENERALIDADES
4.1.- UBICACIÓN Y ACCESO
La mina Ares se ubica a 280 Km. al nordeste de la ciudad de Arequipa, y las
actividades productivas se realizan a una altitud de 4.950 msnm. Situada en el distrito
de Orcopampa, provincia de Castilla, departamento de Arequipa con coordenadas
UTM:
Este UTM = 805545.5293
Norte UTM = 8336850.2040
Zona UTM = 18
Ubicación de la Unidad Operativa Ares
4.2.- GEOLOGÍA Y MINERALOGÍA
La geología en el área de Ares está constituida por rocas sedimentarias, cuarcitas, que
pertenecen al grupo Yura. El yacimiento es epitermal de baja sulfuración, tipo bonanza
El método de Explotación y minado es de Corte y Relleno Ascendente.
4.3.- RESERVAS
La planta de beneficio inició sus operaciones a fines de mes de abril de 1998, y la
producción proyectada anual en la actualidad es de 20 gr./Tn de Au y 300 gr./Tn de Ag.
Las reservas probadas y probables al término al año 2010 son de 725.948 Tm .Lo cual
dan una duración de 2.8 años (750-850 TDP)
Los valores promedio de potencia son de 0.5 a 10 m, en zonas puntuales varia hasta
14 m con una profundidad aproximada de mineralización 250 m y un buzamiento de 65
° - 80° Para la valorización de los bloques referidos en 8.58 US$/gr. Au y 4.11US$/gr
Ag como valores de punto y un CUT OFF de 82 US$/TMS, siendo este ultimo el
promedio de costos
4.0 DESCRIPCION GENERAL DEL PROCESO METALURGICO.
El mineral con contenido de Au y Ag extraído por minado subterráneo es tratado en la
planta de beneficio a razón de 950 TM/día por proceso de cianuración convencional. La
planta cuenta con una sección de chancado, un molino primario SAG 15,5’x7’ y uno
secundario de bolas 9’x13’. La pulpa es clasificada en dos ciclones Krebs D-10 cuyo
O/F (over/flow) fluye a una batería de 9 tanques agitadores de 10m diámetro x 11m
altura para completar la lixiviación. Dicha pulpa pasa a un circuito de 5 tanques
espesadores CCD, y el O/F va hacia dos preclarificadores Double Vee Hooper Clarifier
(DVHC) de 9’ diámetro cuyo O/F es bombeado a la planta Merrill Crowe para precipitar
los valores de Au, Ag con polvo de Zinc. Este precipitado es luego secado,
desmercurizado y fundido con el fin de obtener barras doré (Au+Ag) para su
comercialización. El relave del U/F del espesador 5 es enviado hacia la planta de
desaguado para elevar la densidad y enviarla a la planta de relleno la solución que se
extrae en esta planta va hacia la relavera La planta de beneficio cuenta con las
siguientes áreas Fig. N° 2:
Sección chancado
Sección molienda-clasificación
Sección tanques de lixiviación
Sección lavado en contracorriente (CCD)
5.1.- SECCIÓN CHANCADO
Debido a la naturaleza del mineral no era muy frecuente el uso de esta sección ya que la
cantidad de mineral en mallas gruesas era mínima además que este material es necesario
como medio moledor para la molienda semiautogena, además esto ofrece la gran ventaja de no
tener pérdidas de material de finos del stock pile por influencia de los vientos, actualmente
reduce tamaños 20” a 4.5 “.El mineral mayor a 10” en el stop pile es clasificado por el cargador
frontal enviándolo a la zona de chancado no mayor a 36”, mayor a este es retornado a mina
para ser plasteado (voladura).
5.1.- Tolva de gruesos
La Tolva de Gruesos es un deposito para el mineral que proviene de mina, y que sirve para
alimentar a las chancadoras en forma regular, al. Diseñada para trabajar con una capacidad de
hasta toneladas un diámetro máximo de 36”.
Peso especifico del mineral = 2.65
Porcentaje de humedad =9 %
=220.7 TM
Fig. 4: Tolva de gruesos
5.2.-Alimentador de placas:
El alimentador de placas es un mecanismo que hace posible que la chancadora de quijadas,
reciba una carga uniforme, y también que la descarga de la tolva de gruesos no sea violenta, el
sistema de rodamiento de esta es parecido al de un tractor de orugas, tiene 4 ruedas motrices
que le dan movimiento a 2 juegos de cadenas, en las cuales van unidas por pernos las placas,
además para que estas cadenas reciban movimiento a lo largo de todo el alimentador, se
encuentran desplazándose por 13 rodillos por lado, los cuales ayudan a dar movimiento a el
alimentador.
Partes que forman el alimentador de Placas
El Motor
Marca : WEIGHT
Peso : 187 Libras
Tipo : P
Designación : B
Fases : 3
Voltaje : 440
Cadena de movimiento
Esta permite que se de el movimiento de las placas, ya que dichas placas se encuentran
unidas a esta cadena por medio de pernos, estas cadenas son movidas por medio de las
ruedas motrices o las ruedas que le dan el movimiento a todo el sistema de rodamiento de el
alimentador de placas.
Los Rodillos
Estas son ruedas pequeñas que sirven de guía de la cadena, y que ayudan a que se genere el
movimiento, la cadena descansa en estos rodillos a lo largo de todo el alimentador, estos
deben estar todo el tiempo de uso del alimentador bien engrasados, para facilitar el movimiento
de la cadena
Las Placas
Son de acero aleado al manganeso, lo que le da un carácter de dureza, estas se encuentran
unidas a la cadena a lo largo de todo el alimentador, tienen una forma rectangular, en los
extremos se da una ligera inclinación para evitar que quede mineral atrapado entre ellas.
Los cuidados que se deben observar durante el trabajo
Buena lubricación de las chumaceras
Chequear la temperatura del motor y del reductor de velocidades
Que las placas estén completas
Que el sistema de movimiento (piñón, catalina) estén bien lubricados
Fig.5: Estructura apron feeder
5.3.-Faja Nº 1:
Esta ubicada en la parte inferior del alimentador de placas, la razón por la que se encuentra en
esta ubicación es porque, recepciona los restos finos que se quedan atrapados en el
alimentador de placas, y los lleva hasta un cajón que la comunica con la faja Nro. 2.
La longitud de dicha faja es de 10 metros, su ancho es de 1.6 metros, los polines que la
conducen se encuentran a una distancia promedio de centro a centro de 1 metro, el diámetro
de dichos polines es de 14 cm., y son de triple carga.
El radio de la polea de cabeza es de 19 cm., mientras que el radio de polea de cola es de 25
cm.
Motor
MARCA : ABB
TIPO : MBT armazón
SERIE : M97G-36420
AMP. MAXIMO : 154
POTENCIA : 23 KW
R.P.M. : 1185
VOLTAJE : 440
HZ : 60
P.F. : 0.73
S.F. : 1
EFICIENCIA : 67.79 %
1.3.1.-Capacidad
La capacidad de la faja Nro. 1 la medimos por la siguiente formula:
T = (898.10 x P) / (L + H)
Donde:
T = Capacidad en Toneladas métricas por hora
P = Potencia del motor (HP)
L = Longitud de la faja (pies)
H = Diferencia de altura entre los extremos de la faja.(pies)
Luego tomando los datos tenemos lo siguiente:
T = (898.10 x 2.68 HP) / (33.66 pies + 0 pies)
T = 71.55 TM / Hr
Fig.6: Faja 1
Bajo estos parámetros la capacidad de la faja Nro. 1 es de 71.55 toneladas métricas secas por
hora, sin embrago esta capacidad no se da debido a que dicha faja solo recoge lo que queda
atrapado en las placas del alimentador de placas.
5.4.- FAJA NRO. 2
Esta faja se encuentra ubicada en la parte inferior de la Chancadoras de quijadas, su función
es llevar el mineral chancado, con un tamaño promedio de 7” al patio de alimentación de las
tolvas de finos (vibratorias), en la actualidad las anteriores 3 tolvas de finos pequeñas se han
suplantado por una sola tolva de finos de mayor capacidad, con muy buenos resultados.
En esta faja podemos tomar en cuenta las siguientes características:
Longitud : 92 metros aproximadamente
Ancho : 72 cm.
Diámetro Polea de Cabeza : 53 cm.
Diámetro de Polea de Cola : 40 cm.
Diâmetro de polea de contrapeso : 42 cm
Motor
MARCA : ABB
POTENCIA : 7.5 KW
VOLTAJE : 440
PESO : 98 Kg.
HZ : 60
P.F. : 0.65
S.F. : 1
EFICIENCIA : 80.05 %
1.5.-Chancadora de quijadas
Partes:
A. Cuerpo Rígido de Acero.
B. Quijada Fija.
C. Quijada Móvil.
D. Eje excéntrico.
E. Pueste o Togle.
F. Varilla de Tensión.
G. Resorte.
H. Block de Ajuste.
I. Volante Fundidas.
J. Tuerca de Regulación para el tamaño del chancado.
K. Contrapeso de la Volante.
Motor de la chancadora
Marca : WEG
Nro. Serie : AIL 80959
KW : 125
RPM : 1185
Voltaje : 440
Amp. Máximo : 154
HZ : 60
Cos θ : 0.85
P.F. : 0.85
S.F. : 1
Eficiencia : 92.2 %
Datos Técnicos de la chancadora
Marca : svedalaTamaño : 30 “X 40 “Tipo : JW1108HDNumero de serie : 115058Peso : 21650 Kg.Año : 1997
Fig. 7: Chancadora de quijadas
Calculo de la capacidad de chancado
Usando la formula de taggart:
T = 0.6 lr . So
Donde:
T = Tonelaje por hora
lr = Longitud de la abertura de recepción (pulgadas)
So = Posición abierta de la abertura de la descarga (pulgadas)
Para nuestro caso:
lr = 30 pulgadas So = 8
T = 144 t/hora
Esta capacidad de chancado no considera algunos factores que disminuyen la capacidad de
chancado como: el contenido de humedad, la dureza y rugosidad de la roca, así la manera
como esta es alimentada. Estos parámetros están consideradas en la siguiente ecuación: (del
libro del Ph. D. John M. Currie)
Tr = Kc . Km. Kf . Ta
Ta = Es el parámetro que generalmente el fabricante atribuye a sus maquinas, esta información
se basa usualmente en piedra caliza no silicosa, compacta y relativamente seca, una
alimentación a la chancadora a su capacidad máxima y un tamaño de alimentación
conveniente, por lo tanto los valores de corrección K se asemejan a 1, lo que en la practica no
sucede. Para nuestro calculo el valor de Ta considerado es de 150 de acuerdo al proveedor
(ver criterios de diseños del proceso, estudio de Factibilidad), para efectos de nuestro calculo
se usara el calculado por la formula de taggar el cual es muy próximo (144 t/h), ya que esta
formula nos permite tener un primer estimado a diferentes aberturas de set de la chancadora.
Kc = Es el factor de dureza y para mineral cuarzita corresponde = 0.80
Km = Factor de humedad, para el chancado primario no es relevante, entonces = 1
Kf = Factor de arreglo de la alimentación, para un sistema de alimentación mecanica y
supervisada por un operador corresponde entre 0.75 a 0.85, para nuestro caso consideraremos
= 0.75 por ser muy arcilloso.
Reaplazando en la formula anterior:
Tr = Tonelaje real
Tr = 0.80 x 1 x 0.75 x 144 t/h
Tr = 86.4 t/h
En el diseño de un circuito de chancado es usual considerar un margen de 20 %, por los
problemas propios de la sección chancado, como cargas colgadas, atoros de chancadoras,
desalineamiento de fajas, atoros de feeder, mantenimiento etc.
Tr = 86.4 x 0.8
Tr = 69.12 TMH/hora
Si se desea reducir de 20” a 4.5 “
Tr = 38.38 TMH/hora
5.2.- MOLIENDA – CLASIFICACIÓN
5.2.1.- TOLVA DE FINOS
Esta tolva se encuentra ubicada en la sala de alimentación. Esta va a depositar el mineral de
manera homogénea en la faja Nro. 4.; esta cuenta con un motor vibratorio, el cual es necesario
para que el mineral que es depositado en la parte superior de la tolva vaya avanzando de
manera homogénea, como ya se ha dicho el mineral que deposita esta tolva es transportado
por la faja Nro. 4 hacia el molino SAG, y sabiendo que este necesita de tamaños de mineral
heterogéneos para poder realizar una buena molienda es que la abertura de esta tolva deja
pasar tamaños de partículas de hasta 10 pulgadas.
Fig. Tolva de finos Actualmente trabaja el alimentador vibratorio Nº 3 Para hallar la capacidad
de la tolva de finos, requiero saber la densidad del mineral que ingresa a esta tolva y el
volumen total que puede ocupar dicha tolva.
La densidad sabemos que por teoría y datos de mina la densidad es de 2.4 a 2.5 Tm / m3,
mientras que el volumen de la tolva es de:
Volumen de la tolva: 1.5 m3
Capacidad de la tolva: 1.5 m3 x 2.5 TM / m3 = 3.75 TM
5.2.2.- FAJA Nº 4:
La faja Nro. 4 tiene por función de llevar el mineral de la tolva de finos hasta el molino
SAG, en esta se encuentra una pesa electrónica que tiene la finalidad de indicarnos cuantas
toneladas métrica pasa por hora en dicha faja, además en esta faja también se añade la Cal a
la alimentación. Ya que en la alimentación al molino SAG entra barren con y este libera HCN es
por eso que se añade cal a esta faja evitando altas concentraciones de este gas, además de
iniciar la lixiviación por el incremento de temperatura que se da en la molienda y el movimiento
de la carga
5.2.3.- ALIMENTADOR DE CAL
La tolva se encuentra ubicada en la sala de cal, que se encuentra a un costado de la faja Nro.
4, esta tolva tiene como función almacenar Cal, que luego poco a poco va a ser siendo
depositado a lo largo de la carga de mineral que va pasando por la faja Nro. 4, La cantidad de
Cal que se ha ir suministrando, va a depender directamente del pH que se encuentre en el
mineral del molino SAG, este debe de estar a 11, en caso de que el pH baje de este nivel, el
contenido de cal vendría a ser aumentado de manera inmediata de forma automática. El motor
oscila entre 34 – 35 hertz.
A esta tolva se le va echando 8 sacos cada 6 horas, en cada guardia se le agrega 25bolsas,
cada una de estas bolsas tiene una cantidad de 50 Kg. de Cal,
El contenido aproximado de Cal que se agrega a la faja Nro. 4 es de 2 kilogramos por cada
tonelada de mineral a tratar, al día se calcula aproximadamente 1.376 TM de Cal.
Volumen ocupado: 46 % del total = 3.5 m3
5.2.4.- ÁREA DE MOLIENDA.
En el siguiente gráfico se observa el circuito de la sección molienda, donde tenemos en la
molienda primaria el molino SAG 15.5’ x 7’ y en la molienda secundaria al molino de bolas
9’x13’, que trabaje en circuito cerrado junto con los hidrociclones D-10.
MOLINO PRIMARIO SAG
Se ha desarrollado la molienda semiautógena (SAG) a gran escala, precisamente como una de las
respuestas al problema de procesar cantidades crecientes de minerales cada vez mas pobres.
Las plantas de molienda SAG se diseñan con pocos equipos de gran capacidad de
procesamiento, su ventaja reside en que con pocos equipos se reemplaza a una batería enorme
de equipos tradicionales de chancado, molienda de barras y bolas; a su vez, esta característica
convierte a los molinos SAG en los ejemplos casi ideales de equipos críticos, cuyo funcionamiento
continuo y estable es un requisito indispensable para asegurar la rentabilidad de las operaciones
de procesamiento de minerales
El molino SAG esencialmente es un molino tubular que se caracteriza por tener algunas partes
que le permiten cumplir con la operación de fractura de sus medio moledores. Sus partes
principales son:
Partes :
-Cilindro
-Mecanismo de descarga
-Levantadores (lifter)
-Sistema de accionamiento
-Sistema de lubricación
-Sistema de soporte
CARACTERISTICAS DEL MOLINO SAG:
Dimensiones15.5¨ X 7¨
Motor Siemens
HP 700
RPM 1170
Reductor Velocidad Falk 2130
Embrague Eaton 32
Velocidad eje del piñón rpm 258
Velocidad del molino rpm 14.8
Reductor hidráulico Abacus
Cojinetes del muñón 78 x 24
a) Balance de materia, razón de reducción consumo de energía y potencia
Para observar esto necesitamos realizar los siguientes cálculos:
Datos para los cálculos posteriores:
Diámetro interior de molino ft 15
Largo interior del del molino ft 6.5
Fracción velocidad crítica utilizada, %, 72.1
Nivel de llenado aparente % 24
Nivel llenado de bolas % 10
Espacios intersticiales 60.00
Angulo de elevación 45.00
% Sólidos en el molino 70.00
Densidad del mineral, ton/m3 2.7
Densidad de bolas 7.75
P= 419 KW
Además de la relación mencionada, el volumen de la carga tiene un efecto directo en la
potencia, de tal manera que el flujo de alimentación y la potencia quedan relacionados.
cabe notar si la cantidad o segregación de gruesos en la alimentación aumenta demasiado, la
capacidad de procesamiento del molino disminuirá ya que estaría faltando la fracción fina que
principalmente se muele, es decir el mineral se comportaría como si fuera más duro y la
capacidad de molienda del molino bajaría. Esto también será así si el mineral se vuelve
completamente fino.
Es importante notar que en estos dos casos (granulometría muy gruesa y muy fina) el mineral
tendrá un alto consumo de energía específica, aparentando ser más duro (menor aptitud para
ser molido en forma semiautógena).
Plantilla para cálculos de balance y potencia molino SAG
b) Balance de Materia
MOLIENDA PRIMARIA, SAG 15.5` x 7` CURVAS G-G-S
1
10
100
10 100 1000 10000 100000 1000000
Abertura (um)
% P
assin
g
Mineral Fresco Descarga Sag F. Zaranda
ZARANDA VIBRATORIA
Aplicamos balance de matéria
F = R + T ……………….(a)
Ff = Rr + Tt ……………….(b)
Por definición de eficiencia:
………………..(c)
De (a) en (b)
Reemplazando en (c)
F/f
R/r
T/t
Donde:
F=Tonelaje de mineral fresco alimentado
T=Tonelaje de mineral tamizado
R=Tonelaje de mineral rechazado
f =Porcentaje de partículas finas inferiores que “d” en la alimentación
t =Porcentaje de partículas finas inferiores que “d” en el tamizado
f =Porcentaje de partículas finas inferiores que “d” en el rechazo
La relación deducida para el cálculo de la eficiencia de la zaranda expresa la relación entre el
peso total del material cernido , por un cedazo dado , y el peso total que realmente existe de
material , que debió haber pasado por el cedazo en la carga de alimentación .
CLARIFICACION-MERRIL CROWE-FUNDICION
2.1.- Etapa de clarificación
La etapa de clarificación es directamente proporcional a la eficiencia en la precipitación, es
decir que la eficiencia de la recuperación de los metales lixiviados a través del proceso Merril-
Crowe depende críticamente de la claridad de las soluciones que entran a precipitación.
2.1.1.- Tanque de solución rica
A esta llega la solución que es bombeada por la bomba de los pre-clarificadores con 5 – 11
TSS y con una ley aproximada de 0.93 g/m3 Au y 24.50 g /m3 de Ag.
6 m
Volumen = 3.1416 * r2* h
Volumen = 1130.9 m3
Esta solución es bombeada hacia los filtros clarificadores mediante las bombas SIHI, de las
cuales una trabaja y la otra está en stand-by.
2.1.2.- Filtros clarificadores
Filtro clarificador
Estos se encargan de clarificar la solución que proviene de la solución rica previamente con
su respectiva pre-capa.
a) Presión de los filtros
Según los datos técnicos de los filtros clarificadores la presión máxima de trabajo es de 75
PSI pasado esta presión los filtros estarían inoperantes.
La presión máxima de trabajo de los filtros actualmente es de 350 Kpa, entonces su capacidad
de trabajo actual es de:
1 PSI ----------- 6.8947 KpaX PSI ----------- 350 Kpa
X = 50.764 PSI
75 PSI --------- 100 %50.764 PSI --------- X %
X = 67.68 %
b) Flujo de solución de los filtros
Según el diseño la capacidad que tiene cada filtro clarificador es para tratar 170 m3/hr,
pero el caudal promedio va depender del nivel del tanque se solución rica que debe
mantenerse en máx. 3 mt. El cual nos obligaría a trabajar con flujos de hasta 200 m3/hr, para
evitar así la dilución de los elementos valiosos.
c) Determinación del área filtrante
Disco del clarificador
A total = 15.5x3.1416x (1.18 ^2-0.26^2) = 64.5107 m2
2.1.3.- Eficiencia de clarificación
La eficiencia de clarificación se da por la eliminación de la mayor cantidad de sólidos en
suspensión hasta tener como máximo 1 ppm de sólidos suspendidos para que sea posible la
precipitación con polvo de zinc. La eficiencia la calculamos en base a los análisis tanto de
solución que ingresa como la que sale del filtro clarificador, todos estos datos son reportados
por laboratorio y por el turbidimetro.
Análisis de solución que ingresa 0.61 NTU generalmente:
1 NTU ------ 0.8 ppm
0.61 NTU ------- X ppm
X = 0.489 ppm
Entonces la eficiencia seria (E)
E = ((15 - 0.489) / 15) * 100 ppm
E = 96.74 %
La eficiencia tiende a aumentar como a disminuir, el rango de 94 - 98 %, todo depende de la
cantidad de sólidos suspendidos así como de la adecuada dosificación de floculante en la
etapa de CCD.
2.1.4.- Formación de la pre-capa
• Se obtiene por recirculación de una suspensión de diatomita y líquido clarificado o agua.
• Se debe utilizar una diatomita de un tamaño de partícula consistente con el tamaño de las
aberturas del medio soporte.
• Las diatomitas pueden formar buenas precapas aún en medios soportes de abertura hasta 10
veces mayores que su diámetro.
• Básicamente se da en 3 etapas:
Formación de la pre-capa
Espesor de diatomita:
1 bolsa = 22.7 Kg.
Tanque de pre-capa Volumen = 7.46 m3
Bomba de pre – capa
Marca SIHI HALBERG
Caudal 125 m3 / hr
Motor 25 HP
Antes de adicionar la pre - capa al medio filtrante se hace el lavado del mismo con la solución
barren proveniente del mismo tanque.
Para la formación de la pre - capa se adiciona un saco de diatomita en el tanque de barren por
cada lavada de filtro, deacuerdo a estos datos podemos hallar el porcentaje de dilución:
1 saco ------- 22.7 Kg.1 tanque ----- 7.43 m3 entonces:
% Dilución = 22.7/(22.7+(7.43*1000))*100% Dilución = 3.0459*10-3 Kg. / m3 de barren
2.1.5.- Importancia de la formación de la pre-capa
El revestimiento a presión de los filtros de clarificación proporciona los mejores resultados
operación para la remoción de los coloides a través sólidos, entonces una absorción parcial del
oxigeno disuelto toma lugar durante el flujo de la capa de tierra diatomita del recubrimiento de
los filtros. La solución tiene que ser clara antes de juntarse con el zinc, porque sino la sílice fina
en suspensión se acentúa sobre la superficie del zinc y reduce su reactividad.
2.1.6.- Parámetros de operación
Tiempo de formación de la pre – capa 12 - 15 min.
Espesor de la pre – capa 1 - 2 mm
% de dilución 3.0459*10-3 Kg. / m3 de barren
2.1.7.- Turbidez permisible
Las túrbidas permisibles para que el proceso de precipitación sea eficiente debe ser menor a
1 NTU. Actualmente se trabaja a 0.3 NTU.
2.2.- Body feed
Volumen = 9.0477 m3
El tanque de Body Feed tiene una alimentación de solución rica que es constante y además es
tomada en este caso como la dosificación que se le añade a la solución que viene del tanque
que ingresa a los filtros clarificadores.
2.2.1.-Dosificación de Ayuda Filtrante (Diatomita)
La dosificación que se le esta dando actualmente es de 22.7 kg / 6 hr, esta dosificación
depende mucho de la calidad de solución que este entrando a los filtros, en el caso que se este
dando un lavado muy seguido de los filtros, cada 2 - 3 hr, la dosificación de diatomita en la
ayuda filtrante varia adecuadamente, 22.7 kg / 4 hr.
2.2.2.-Importancia de la ayuda filtrante
- La ayuda filtrante se da en forma constante de tal manera que contribuya a que la pre capa
gastada en algunas zonas sea restaurada. Así de esta manera lograr una eficiente clarificación
de la solución.
- Sin la adición de ayuda filtrante se forma un compacto sobre la superficie del área filtrante y
esta ocasiona la interrupción del flujo a ser filtrado.
- La formación de la pre - capa y además la adición de ayuda filtrante garantiza la retención de
aquellas partículas más pequeñas llamados coloides
- La adición de ayuda filtrante a la solución a ser filtrada, impide la formación de una capa
impermeable manteniendo así la porosidad de la pasta filtrante.
3.3.-DEAREACION DE LA SOLUCIÓN PREGNAT
3.3.1.-Importancia de esta operación
La solución que sale de los filtros clarificadores es enviada a la torre de deareacion, dentro de
la torre la solución pasa sobre la cama de empaques que se encuentran por dentro
produciendo así una remoción casi completa del oxigeno presente en la solución, la parte
superior de la torre de deareacion esta conectada con una bomba de vacío , que mantiene un
alto vacío dentro de la torre y remueve el aire liberado de la solución.
La importancia de esta etapa radica en que la solución deareada que va a entrar en contacto
con el zinc debe contener menos de 0.1 ppm de oxigeno disuelto, para así evitar la disolución
del precipitado de oro
3.3.2.-Torre de vacío
• Es de suma importancia la eliminación del oxigeno ( aire ) para poder precipitar los valores de
una solución clarificada.
• La presencia de oxígeno en la solución aumenta el consumo de Zinc.
• La solución al caer verticalmente dentro de la torre divide la solución en cascadas de
delgadas películas (aumentando su área superficial), promoviendo por esta vía una de
aireación más eficiente.
Capacidad instalada.
Actualmente la capacidad instalada de la torre es del 36 % - 40%, debido a que con esta
capacidad la eficiencia de la torre de deaereacion es muy buena y también teniendo presente el
volumen a ser tratado.
3.3.3.-Bomba de vacío
Para promover el vacío la torre esta provista de una bomba vacío marca NASH con un motor
eléctrico de 20 HP, La línea de salida de la solución esta provista de un medidor de oxigeno
disuelto en la solución.
3.4.- PROCESO MERRIL CROWE
Ideado por CROWE y comercializado por MERRILL Company (1897), mejorado por CROWE
(1918) uso de deaireación al vacío.
3.4.1.- Fundamento
La precipitación de un metal o sus sales, desde una solución acuosa, por otro metal.
Se aplican para el Au y Ag.
3.4.2.- Fisicoquímica y termodinámica de la precipitación del Oro con polvo de Zinc
1. El oxígeno disuelto en la solución debe ser extraído, la solución rica debe ser
completamente clarificada.
2. El principio Fisicoquímico de la precipitación, es la reacción de oxido reducción,
formando una celda galvánica.
3. El mecanismo contempla una reducción del ión complejo de cianuro de oro.
Representación del mecanismo de precipitación de oro por zinc
3.4.3.- Principales variables que afectan a la precipitación
- Concentración de cianuro libre
- Concentración de zinc
- Temperatura
- Tamaño de partículas
- Concentración de oxigeno disuelto
- La alcalinidad de la solución PH
- Exceso de floculantes
- Efecto de los aniones sulfuro, sulfato, tiosulfato y ferrocianuro
3.4.4.- Influencia de la turbidez en la solución
Para una efectiva precipitación de los metales preciosos, el proceso Merrill Crowe tiene como
limite 1 ppm /m3 de partículas en suspensión.
Sabemos que los sólidos suspendidos en la solución tienen un efecto negativo, este es que
fijan sobre la superficie del Zinc y así de esa manera pasivando a la partícula de Zinc
disminuyendo su reactividad.
3.4.5.- Influencia del oxigeno
Si la solución contiene oxigeno disuelto, el primer hidrogeno generado se gasta con el oxigeno,
ocasionado una perdida de Zinc y álcali .La presencia de oxigeno disuelto durante la
precipitación es un serio problema, pues es evidente que en presencia de cianuro libre y de
oxigeno los metales preciosos precipitados se redisolverán y la eficiencia del proceso
disminuirá.
3.4.6.- PH optimo
Un PH optimo para la precipitación del oro contenido en las soluciones esta en el rango de 11.5
- 11.9, cuando hay un exceso de álcali, el Zinc forma un precipitado blanco e insoluble Zn
(OH)2, el cual pude pasivar la superficie del Zinc y reducir severamente la precipitación del oro
y la plata según la siguiente reacción
Zn (CN) =4 + 2 (OH) - -------- Zn (OH) 2 + 4(CN)
3.4.7.- Concentración de Zn
Una alta concentración de Zinc puede resultaren la formación de hidróxidos insolubles, lo que
dañaría al calidad del precipitado.
3.4.8.- Exceso de floculante
El exceso de floculante provoca la pasivación de la superficie del Zinc no permitiendo
posteriormente su oxidación.
3.4.9.- Calculo del ratio el Zn
Se calcula en base a las relaciones estequiométricas que se dan a continuación.
Para el Au
65.37 gr Zn -------- 196.96 gr AuX gr Zn -------- 1 gr Au
X1 = 0.332 gr Zn
Para la plata
65.37 gr Zn -------- 107.87 gr AuX gr Zn -------- 1 gr Au
X2 = 0.606 gr ZnPara el mercurio
65.37 gr Zn -------- 200.59 gr AuX gr Zn -------- 1 gr Au
X3 = 0.320 gr Zn
Entonces el ratio de Zinc es = X1 + X2 +X3
Ratio = 1.264 gr Zn / gr de valores
En la parte operativa del proceso de precipitación se ha logrado optimizar el ratio usado hasta
un valor de 0.9 gr Zn / gr de valores
3.4.10.- Calculo de la cantidad de Zn a agregar
Debemos tener en cuenta los siguientes datos:
Flujo de solución = 140 m3 / hr
Ratio de Zinc = 0.9 gr. Zn / gr de valores
Ley de oro = 4.88 ppm
Ley de plata = 72.16 ppm
Tiempo = 60 min.
(z) = (((4.88+72.16)*140)/60)*0.9)
(z) = 161.78 gr de Zinc / min.
(z) = 9707 gr de Zinc / hr
3.4.11.- Filtros prensa
Determinación del área filtrante
Placa de filtro prensa
Área total de la tela = Cuadrado Ext.- Area1 circunf - Area2 circunf - Area3 circunfÁrea de cuadrado exterior = (1.313)2 = 1.7239 m2
Parámetros de operación
Presión inicial = 180 Kpa
Presión de aceite = 80 PSI
Flujo de solución = 140 m3 / hr
Presión de alimentación
La presión al iniciar el proceso seria baja, se subiría lentamente, aumentando no tan de prisa
que 10 - 20 PSI por cada 5 min.
3.4.12.- Etapa de clarificación
Como la clarificación del líquido es nuestro mayor objetivo, para así recuperar la mayor
cantidad de valores solubles, precipitado, el ciclo de filtración consta de los siguientes pasos:
- Periodo de Clarificación
- Recuperación de los valores solubles
- lavado para la recuperación de los valores solubles si se requiere
- Limpieza y preparación del siguiente ciclo
Estos procedimientos algo distintos en descarga cerrada como abierta de los filtros prensa el
tipo de descarga cerrada se detalla a continuación
Lavado para la recuperación de valores solubles
Si hay mucho precipitado contenido en el medio filtrante, después de clarificación es más
conveniente remover los valores antes de añadir el agua de lavado, anterior a este paso se da
un secado previo de la pasta por medio del soplado con compresora de aire, teniendo cuidado
del soplado excesivo que causaría forzar el queque y posiblemente dañar la tela del filtro.
3.4.13.- Calidad del precipitado
La calidad del precipitado esta dado por el contenido metálico, en este caso Au , Ag , Zn ,
Cu ,Fe y Pb de los cuales solo nos interesan los dos primeros. De acuerdo a los cálculos
posteriormente descritos la calidad de nuestro precipitado es muy buena, superando valores
del 95 %.
3.4.14.- Calculo del porcentaje de insolubles Días
Flujo masa
3
Este porcentaje esta distribuido en Au, Ag, Zn, Cu, Fe y Pb que durante el proceso de fundición
deben eliminarse el Zn, Cu, Fe y Pb como óxidos.
3.5.-Secado y desmercurizado.
Retortas de secado del precipitado proveniente de los filtros prensa Culminado el proceso de
recuperación de valores de los filtros prensa, es decir habiendo terminado de cosechar todo el
precipitado, este contiene una excesiva humedad que posteriormente se va a detallar, es
entonces que este precipitado es preparado en bandejas En numero de cinco (5) por cada
horno de secado que en este caso son dos de Marca DENVER de 350 Kg. de capacidad
aproximadamente, con los fines de eliminar la humedad contenida y también de recuperar todo
el mercurio contenido en el precipitado aprovechando de esta manera las propiedades físicas
de ambos, puntos de ebullición (100 °C y 357°C) para así tener precipitados secos y sin
mercurio.
Una vez que ya se encuentra el precipitado dentro del horno de secado ,la temperatura de este
va ascendiendo hasta llegar a alcanzar el punto de ebullición del agua y liberándose sus
respectivos vapores ,para luego cuando la temperatura del horno alcance los 357 oC se de
inicio a la evaporación del mercurio ,estos vapores liberados dentro de la atmósfera del
horno tanto del agua como del mercurio son arrastrados por una pequeña bomba succionadora
que hace circular los vapores directo a un intercambiador de calor ,cuyo objetivo es el de hacer
condensar los vapores presentes por medio de una recirculación de agua fría en ontracorriente
a los vapores.
Los vapores que van a ser condensados pasan a través de dos intercambiadores de calor y
al final por una torre de carbón activado, los vapores condensados se almacenan en un pulmón
de de recepción tanto para agua como para el mercurio
Las temperaturas críticas dentro del Secado y Desmercurizado son:
Tinicial = 10 - 15 °CT1 = 204 °CT2 = 538 °CFinal = 10 - 15 °C
3.5.1.-Calculo del porcentaje de humedad (% Hd)
Peso de precipitado húmedo 1944 kgr
Peso de precipitado seco 900 kgr
(%Hd) =( (1944 - 900)/1944 )*100
(%Hd) = 53.7 %
Es importante la eliminación tanto de la humedad así como del mercurio , teniendo como
producto un precipitado listo para la etapa de fundición ,por otra parte la recuperación del total
de mercurio presente en el precipitado .
Finalmente y teniendo presente los principios de conservación del medio ambiente así como las
emanaciones de esta al medio ambiente dentro de los limites máximos permisibles.
3.5.23.-Desmercurizado:
Flowsheet secado y desmercurizado
El mercurio removido del precipitado es colectado por un sistema de intercambiadores que son
enfriados con agua, los cuales se almacenan en un colector y un tanque pulmón para
posteriormente cosecharlos.
La función principal de la columna de carbón es de atrapar y evitar que vapores de Hg sena
extraídos al medio ambiente. la saturación de estos carbones de la columna deben controlarse
mediante monitoreos constantes .
3.6.- Fundición de metales preciosos
3.6.1.-FundamentoEl éxito de una buena fundición es formar una buena escoria con la proporción adecuada de
fundentes los cuales estos bajan el punto de fusión y mandan los insolubles a la escoria a
continuación los puntos de fusión:
Punto de fusión y ebullición
3.6.2.-Parámetros de operación
Los parámetros a controlar son los siguientes:
- Control de la llama
- control de la presión de aire
- control de ingreso de petróleo
En fundición no tenemos un adecuado control de temperatura, pero sabemos que nuestros
contenidos de plata son mayores que los de oro así que calculamos que la temperatura
promedio de fundición es de 1000 °C.
Se encuentra en el fondo por su elevado peso específico, conteniendo los valores metálicos
(oro y plata)
3.6.3.-Reactivos usados en fundición
a) Bórax (Na2B4O7. 10H2O)
Va a fundir a 208 oC bajando sustancialmente el punto de fusión de todos los componentes de
la fundición. Actualmente estamos usando entre 14 - 15 % de bórax.
b) Nitrato de Sodio (NaNO3)
Es un poderoso oxidante que funde a 308 °C, pero se descompone entre 500 - 600 °C
liberando oxigeno que va a oxidar a los metales y sulfuros, se debe tener cuidado con la
adición de esta, porque puede causar que la carga rebalse del crisol. Actualmente se esta
usando entre el 1 % de este compuesto.
3.6.4.-Importancia del adecuada preparación del flux
Cuando se determina la cantidad adecuada de flux se tiene que considerar para producir una
escoria con las siguientes características:
- Bajo punto de fusión
- Adecuada viscosidad
- Alta solubilidad de los óxidos
- Limitada solubilidad de los metales preciosos
- Buena separación de fases
- Limitada reacción con el crisol
- Baja densidad