Informe de Laboratorio TECSUP

PROGRAMA INTEGRAL: PROCESAMIENTO
DE MINERALES E HIDROMETALURGIA
Informe de Laboratorio N°10
Cianuración de Oro y Absorción con Carbono Activado
Grupo: 3
Integrantes:
 Benites Palomares, José Manuel
 Castillo Carrizales, Cesar German
 Melgarejo Fernández, Guillermo Junnior
 Olaya Gil, Clarita Fiorella
Profesor: Ing. Sánchez Zuñiga, Luis Enrique
Fecha de realización: 7 de enero del 2017
Fecha de entrega: 10 de enero del 2017
2017

LABORATORION°10: CIANURACIÓN DEORO Y ADSORCIÓN CON CARBONO ACTIVADO
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INDICE
1 OBJETIVOS....................................................................................................................3
2 FUNDAMENTEO TEORICO..............................................................................................3
2.1 Extracción por solventes (SX)......................................Error! Bookmark not defined.
2.2 CEMENTACIÓN..........................................................Error! Bookmark not defined.
2.2.1 CEMENTACIÓN DEL COBRE.................................Error! Bookmark not defined.
3 EQUIPOS Y MATERIALES ................................................................................................7
3.1 Extracción por solventes (SX)......................................Error! Bookmark not defined.
4 PROCEDIMIENTO EXPERIMENTAL...................................................................................7
4.1 EXTRACCIÓN POR SOLVENTES ....................................Error! Bookmark not defined.
4.1.1 PREPARACIÓN DE SOLUCIONES...........................Error! Bookmark not defined.
4.1.2 METOLOGIA.......................................................Error! Bookmark not defined.
5 MUESTRA DE DATOS .....................................................................................................8
5.1.1 EXTRACCIÓN......................................................Error! Bookmark not defined.
5.1.2 RE - EXTRACCIÓN................................................Error! Bookmark not defined.
6 CUESTIONARIO ...........................................................................................................11
6.1 EXTRACCIÓN POR SOLVENTE......................................Error! Bookmark not defined.
7 CONCLUSIONES...........................................................................................................13
8 Bibliografía.................................................................................................................13

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1 OBJETIVOS
 Complementar el aprendizaje del proceso hidrometalúrgico de cianuración de minerales
auríferos a nivel laboratorio, y elproceso de adsorción con carbón activado simulando un
proceso CIP o CIL reforzando los conocimientos adquiridos, a fin que el estudiante sea
capaz de ejecutar y evaluar esta técnica de extracción de oro.
2 FUNDAMENTEOTEORICO
2.1 ASPECTOS TEÓRICOS
La influencia de cada variable del proceso de cianuración puede mencionarse a continuación:
 Concentración del Cianuro: La velocidad de disolución de oro aumenta con la
concentración de NaCN hasta alcanzar un máximo.
 Alcalinidad: El empleo de cal cumple la función de neutralizar la acidez de la pulpa y el
efecto de cianicidas.
 Densidad de pulpa: La dilución debe ser óptima y permitir un mayor contacto, además de
ser fácilmente operable.
 Aireación: Uno de los requisitos básicos para la cianuración es la presencia de oxígeno
disuelto en la solución.
 Tiempo: Es variable y depende de la composición mineralógica, tamaño de las partículas
de oro, grado de molienda, concentración de cianuro en solución y temperatura del medio
ambiente.
El oro se presenta en los minerales en granulometría diversa: puede encontrase en forma
microscópica o grandes pepitas. Su pureza oscila entre 45 y 100% del metal. El contenido de oro
en los minerales se expresa en gr/TM o Oz/TC.
El oro no es atacado por los ácidos comunes: sin embargo, su solubilidad en medio NaCN es
conocido. La cianuración ocurre al poner en contacto soluciones diluidas de NaCN (en medio
alcalino) con minerales auríferos. La reacción química que rige la solubilidad de oro en la
cianuración es:
NaOHAuCNNaOOHNaCNAu 4)(4284 222 
Esta reacción indica la necesidad de oxígeno. El ataque se produce en medio alcalino (pH: 10 a
11) para evitar la hidrólisis del NaCN de grave riesgo.
Las variables del proceso son:
 Tamaño de partícula
 Concentración de cianuro
 Tiempo de cianuración
 Presencia de cianicidas
 Aireación
 Alcalinidad protectora
 Dilución de la pulpa
 Temperatura
La cianuración de NaCN en solución varí entre 0.05 a 0.5%.

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El tiempo de reacción depende del mineral tratado y del tamaño de los granos de oro, oscilando
entre 16 y 48 horas o más. También, influye en la cinética de la reacción: la altura y bajas
temperaturas, por la disponibilidad de oxígeno en esas condiciones.
La presencia de elementos cianicidas representa un incremento en el consumo de reactivos, y por
tanto en la factibilidad de económica de su aplicación.
2.2 CARBON ACTIVADO
El carbón activado esun carbón con gran área superficial de adsorción (más de 1000 m2/g), posee
una estructura cristalina reticular, es extremadamente poroso un estrecho rango de tamaños de
poros (95 % 10Å–20Å, Volumen total de poros >0.9 cm3/g) su densidad esta en: 0.45 - 0.55
g/cm3. Su característica principal tiene una gran área superficial.
Figura 1. Diagrama de flujo para la obtención de oro sólido
2.3 DESORCIÓN CON SOLUCIONES ELUYENTES
2.3.1 MÉTODO ZADRA
Es un proceso eficiente para la elución de oro y la plata a partir del carbón activado que hizo a la
adsorción una alternativa viable económicamente a la precipitación con polvo de zinc MERRIL
– CROWE.
El creador J.B Zadra de un método de desorción a inicios de 1950 hizo posible la aplicación a
escala comercial del proceso CIP. Antes de este desarrollo el carbón ha sido usado con éxito para
adsorber oro, pero el único método para recuperar el oro a partir de este fue por fundición del
carbón. La técnica desarrollada por Zadra en la US. Bureau of Mines fue comercializada por
primera vez por la Homestake Gold Mining en South Dakota en 1973.
Comprende la re-extracciónde oro, del carbón cargadoutilizando una solución conteniendo 0.1%
de NaCN y 1% NaOH a una temperatura de 85°C a 95°C.

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El proceso es llevado a presión atmosférica y el tiempo total necesario para desorber del carbón
el oro hasta un nivel lo suficientemente bajo de oro puede estar en el rango de 24 a 60 horas,
dependiendo de la solución y modo de operación.
Este proceso es simple y los costos de capital y operación son alternativamente
Sin embargo el ciclo de tiempo largo requerido para la elución efectiva puede ser un factor
importante para plantas a mayor escala.
2.4 MÉTODO HEINEN – MÉTODO EN ALCOHOL
Propuesto por Heinen y es una extensión del proceso atmosférico Zadra. El carbón cargado es
desorbido usando una solución conteniendo 0.1% de NaCN, 1% de NaOH y 20 % de alcohol
en volumen a una temperatura de 75°C a 80°C. El proceso es operado a presión atmosférica y la
adición de alcohol a la solución de desorción reduce significativamente el ciclo de elución de 5 a
6 horas.
La ventaja de alcohol es la reducir el tamaño de la sección de re-extracción.
Las principales desventajas de este proceso incluyen el alto riesgos de incendio asociado con el
alcohol y mayores costos de operación debido a las pérdidas de alcohol por volatización.
Un número de dispositivos de seguridad para minimizar los riesgos de incendio ha sido
incorporado en el diseño de un circuito y la instalación de un sistema de recuperación efectiva de
vapor es esencial para mantener un balance económico. Algunos procesos no requieren
reactivación tan frecuente con esta técnica de desorción.
2.5 METODO ZADRA PRESURIZADO
En este caso, se mantienen los reactivos del proceso Zadra original, es decir, una solución de
10g/L de soda caustica (NaOHal1%) y que contiene además 1 a 2 g/L de cianuro de sodio (NaCN
al 0,1% – 0,2%), pero al aumentar la presión por sobre la atmosférica – a unas 5atm, equivalentes
a unos 75psi, o 500kPa, se puede aumentartambién la temperatura a unos 130-135ºC. Reduciendo
el tiempo de desorción.
Con esto, la misma operación anterior toma entre 3 y 5 horas, lo que permite completarla en 1
turno de 8 horas, con el mejor control y seguridad de los inventarios. La descarga puede llegar a
unos 50g a 60g/TM de oro (unas 2onzas/TM). La desventaja mayor puede ser el costo de capital
y el manejo más complejo de los reactores a presión, caldera e intercambiadores de calor.

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Figura 2. Condiciones de operación para cada método de desorción
Figura 3. Comparación de ventajas y desventajas en métodos de desorción

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3 EQUIPOS Y MATERIALES
 Mineral auríferomólido.
 Mecanismode agitación:mecánicayrodillos.
 pH metrodigital.
 Balanzadigital.
 Botellasde 5ltde capacidad.
 Frascos de 500 cc color ambar.
 Probetasgraduadasde 25, 50, 100 y 500 cc.
 Vasosde 250 y 400 cc. Matraces de 250 cc.
 Erlenmeyerde 500 y 1000 cc.
 Embudosde vidrio(vástagolargo) yporta embudos.
 Pipetasde porcelana,kitasatoyaccesorios.
 Papel filtro,papel carbón,papel craft.Bureta50cc.
 Soporte universar,sujetadorbureta,base de metal.
 Pizetaybombillade jebe.
 Reactivos:NaCN (97%) cal,AgNO3,IK. Buffer(ph=9),aguadestilada.
4 NORMAS DE SEGURIDAD
 Por ningúnmotivose manipularaácidosdurante el trabajode laboratorio.
 Evitar derramarNaCN (sólidosysoluciones).Casocontrariolimpiarconagua.
 No ingeriralimentosdurante laprácticade laboratorio.
 En caso de contactocon solucionesde NaCN,lavarse lasmanosoropa,co abundante
agua.
 Finalizadoel laboratorio,se procederáadejarel área de trabajo,y lavarse lasmanos.
5 PROCEDIMIENTO EXPERIMENTAL
Preparaciónde reactivosporcada mesade trabajo:
 100 cc de soluciónAgNO3(4.33 gr/lt) enagua destilada.
 0.5 gr/L enconcentraciónde NaCN,por loque al grupo3 le toco 0.3571 gr de NaCN
sólido.
Pesar300 gramosdel mineral aurífero,correspondiente al grupo3.
El grupo3 trabajara con diluciónde pulpa(porcentaje de sólidos)de 30%.
Instalarel equipode agitaciónde acuerdoalas indicacionesdadas.Asegúrese de tenerlo
necesarioparael control de cianuro de la prueba.
Las condicionesde cianuraciónson:
 FuerzaNaCN:0.5 gr/lt

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 Tiempode agitación:2 horas
 Reajuste NaCN:cada30 minutos
 Dilución:7/3
 Concentraciónde carbón:30 gr/lt
Preparaciónde lapulpade acuerdo a la diluciónque corresponda,adicionandoconcal para
mantenerlapulpaa pH 10.5-11.
Agregaral vasoprecipitadode 1L:
 300 gramosde mineral aurífero
 700 mL de agua destilada
 21 gramos de carbón
Agregar0.3571 gramos de NaCN para laconcentraciónde 0.5 gr/lt,segúnladiluciónde
trabajo.Controlarel tiempo yla agitación.
Muestrearcada 30 minutos,dejandode agitaruntiempode 5 minutos,usandounapipeta
volumétrica,sinextraersólidos.
Efectuarla determinaciónde NaCN libre,segúnlosconocimientosyprácticaya adquirida.
Reajustarel contenidode cianuroyadicionaraguanecesariapara mantenerladilución.
En cada control medirel pHy reajustarcon cal. Reiniciarlaagitación.
Finalizaralos90 minutosde agitación.Determinarel NaCnlibre ymedirel pH.Agregaruna
dosificaciónde 20gr/lt de pulpade carbón lavadopreviamente.
Despuésrecuperarel carbónactivadoconuna malla20. Lavar y secar el carbón.
Secar y pesarel residuode cianuración.
Entregar lahoja de control y resultados,determinandoel consumode NaCN de suprueba.
Efectuarel balance metalúrgico,conlosdatosde ensaye que se proporcionanaparte.
6 MUESTRADE DATOS
Mineral aurifero 300 gr
Agua destilada 700 cc
Carbon activado 21 gr
NaCN (0.5 gr/lt) 0.3571
Cal (pH:11) 1 gr
Tabla 1. Datos de la etapa de lixiviación CIP
Tiempo (pm) pH
Volumen gastado
AgNO3 (cc)
Adiciones
NaCN
(gr)
Cal (gr)
03:30(inicio) 8.54 - 0.3571 1
04:00 11 0.8 0.0713 -
04:30 10.9 0.5 0.1785

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05:30 10.8 0.4 - -
Tabla 2. Datos de control de proceso
7 CALCULOS Y RESULTADOS
7.1 DETERMINACIÓN DEL NACN SOLIDO AÑADIDO POR CONTROL
REALIZADO
De latabla 2, enel primercontrol a las4pm:
NaCNLxAgNOVolLgNaCNConc )/1(5.0)()/(. 3

LgLgNaCNConc /4.0)5.0)(8.0()/(. 
(%)
),()/(.
)(
Pureza
ccaguaxVolLgNaCNConc
grNaCN 
2857.0
98.0
7.04.0
)( 
x
grNaCN
)(),(),( grNaCNinicialgrNaCNañadirgrNaCN 
0713.02857.03571.0),( añadirgrNaCN
De igual manerase calculópara lossiguientescontroles.
7.2 ENSAYO BALANCE METALURGICO
Leyes
Producto Vol. ó Peso Au Ag
Sol. Rica (2h),cc 5.8 18.02 27.40
Sol. Rica (4h),cc 5.8 19.91 31.10
Sol. Rica (8h),cc 5.8 22.70 33.70
Sol. Rica (12h),cc 5.8 25.20 38.00
Sol. Rica (24h),cc 5.8 26.50 37.00
Sol. Lavado 2.2 10.15 16.60
Residuo final (peso, gr) 14750 0.16 1.68
Cabeza Calculada (peso, gr) 1750 - -
Tabla 3. Muestra de datos de ensayo
ContenidoAu
a) Dos horas
mgLmgL 52.104)/02.18)(8.5( 
b) Cuatro horas
mgmg
cc
LmgL 93.115)02.18(
1000
25
)/91.19)(8.5( 

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c) 8 horas
mgmg
cc
LmgL 61.132)91.1902.18(
1000
25
)/7.22)(8.5( 
d) 12 horas
mgmg
cc
LmgL 61.132)7.2291.1902.18(
1000
25
)/2.25)(8.5( 
e) 24 horas
mgmg
cc
LmgL 85.155)2.257.2291.1902.18(
1000
25
)/5.26)(8.5( 
7.3 DETERMINACIÓN DEL PORCENTAJE DE DISTRIBUCIÓN (O
EXTRACCIÓN)
Previamentese determinael orototal:
)()()()( residuoAulavadoAusoluciónAutotalAu 
mgsoluciónAu 85.155)( 
mgLmgLlavadoAu 33.22)/15.10(2.2)( 
mg
kg
lb
lb
TC
oz
gr
TC
oz
KgresiduoAu 1.81
4536.02000
1035.31
)16.0(75.14)( 


















mgtotalAu 28.259)( 
Se determinael porcentaje de extracción
%3.40
28.259
52.104
)2(. hAuExtracción
%71.44
28.259
93.115
%15.51
28.259
61.132
%96.56
28.259
68.147
%11.60
28.259
85.155

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8 CUESTIONARIO
¿De qué manera influye la densidad de la pulpa en la cianuración de minerales auríferos?
¿Por qué es importante su evaluación?
La densidad de la pulpa depende del porcentaje de sólidos, por lo que a un valor alto de densidad
de pulpa la cianuración se verá retrasada. Es importante su evaluación para determinar el valor
óptimo.
¿Cómo influye el tamaño de partícula en la cianuración de minerales auríferos?
A un menor tamaño de partícula, la cianuración se vera beneficiada. Pero es dependiente de la
evaluación económica para tomar una decisión.
Describir el Proceso de Heap Leaching que se aplica en los minerales de oro.
Heap Leaching es un proceso muy económico para tratar metalúrgicamente minerales con baja
ley en metales preciosos, este método de tratamiento recibe un fuerte impulso a mediados de la
década del 70 del siglo anterior, cuando el oro alcanza cotizaciones de hasta 600 US$/onza el año
1980; se implementa el rehusó del carbón activado y se beneficia minerales con fuerte contenido
de finos mediante aglomeración.
La lixiviación en pila es una lixiviación por percolación de mineral acopiado sobre una superficie
impermeable, preparada para colectar las soluciones; a escala industrial contempla el tratamiento
de 1000, 10 000 hasta 50 000 ton/día o más de mineral. La adopción de la técnica está
condicionada a las características del mineral, habiéndose determinado en forma práctica y a
escala piloto las características favorables, por sus menores costos de capital y de operación, es
también atractiva para el desarrollo de depósitos pequeños. Su gran flexibilidad operativa le
permite abarcar tratamientos cortos (semanas) con mineral chancado o bastante prolongados
(meses hasta años) con mineral grueso, al tamaño producido en la mina.
En líneas generales, el mineral fracturado o chancado es colocado sobre un piso impermeable
formando una pila de una altura determinada, sobre la que se esparce solución diluida de cianuro
de sodio que percola a través dellecho disolviendo los metales preciosos finamente diseminados.
La solución de lixiviación, enriquecida en oro y plata se colecta sobre el piso permeable que,
dispuesto en forma ligeramente inclinada, la hace fluir hacia un pozo de almacenamiento. Desde
este pozo, la solución es alimentada a una serie de estanques de clarificación, filtración,
precipitación, etc. retornando el efluente estéril a la pila de mineral:
a) Trituración: Dependiendo del tamaño al cual sea adecuado triturar puede existir chancado en
1, 2 ó 3 etapas. En este tipo de lixiviación son comunes los chancados sólo hasta la etapa
secundaria.
b) Cianuración: Consta de un tanque de cabeza de una capacidad instalada a una altura sobre la
pila. La solución lixiviante fluye por gravedad hacia el Pad.La solución pregnant es recepcionada
mediante un canal de concreto que al igual que al piso de las pilas tiene una pendiente de 1.5%
pasando luego a los filtros mediante una tubería plástica.
La solución después de habérsele eliminado los finos y el oxígeno pasa un tanque de agitación
herméticamente cerrado en donde se le adiciona zinc en polvo y acetato de plomo.
C) Precipitación:

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- El principio de la precipitación de metales preciosos contenidos en soluciones de CN empleando
polvo de zinc, está basado en el hecho de que el oro y la plata son electronegativos respecto al
zinc, ocurriendo un reemplazo electroquímico del oro y la plata por el zinc, seguido por el
desplazamiento del hidrógeno del agua por el sodio según la siguiente reacción:
NaAu(CN)2 + 2NaCN + Zn + H2O= Na2Zn(CN)4 + Au + H + NaOH
En la práctica, ocurre un exceso en el consumo de Zn por encima de la demanda teórica debido a
que tanto el CN con el álcali libre en la solución tienden a atacar al Zn disolviéndolo.
Las reacciones son más eficientes con la adición de acetato de plomo:
Pb(CH3-COO)2- + Zn = (CH3 - COO)2- + Pb-
¿Qué controles, mediciones y ensayos se efectúan usualmente en una Planta de Heap
Leaching?
a) Tamaño de la partícula.- Cuando se presenta oro grueso libre en la mena, la práctica
generalizada es recuperarlo por medio de trampas antes de la cianuración ya que las partículas
gruesas podrian no disolverse en el tiempo que dura el proceso.
Bajo condiciones consideradas ideales con respecto a la aereación y agitación, Barsky encontró
que la velocidad mínima de disolución de oro es 3.25 mg/cm2/hora.
b) Oxígeno.- Es un elemento indispensable en la disolución del oro y plata (aereaciónde la pulpa);
siendo el aire atmosférico la fuente de oxígeno utilizado en el proceso de cianuración.
c) Concentración de la solución de cianuro.- La solubilidad del oro en una solución de CN
aumenta al pasar de las soluciones diluidas a las concentradas. La solubilidad es muy baja con
menos de 0.005% NaCN,crece rápidamente cuando contiene 0.01% NaCNy después lentamente,
llegando al máximo cuando contiene 0.25% NaCN. La proporción más eficaz es de 0.05 a 0.07%
NaCN. La concentración usual de CN para el tratamiento de menas de oro es de 0.05% NaCN y
para menas de plata de 0.3% para concentrados de oro-plata, la fuerza de NaCN está entre 0.3 -
0.7%. El NaCN es elmás usado en el proceso de cianuración, aunque también se emplea el KCN.
d) Temperatura.- La velocidad de disolución de los metales en una solución de NaCN aumenta
con el incremento de la temperatura, hasta 85°C arriba de esta temperatura; las pérdidas por
descomposición del cianuro es un serio problema.
e) Alcalinidad protectora.- Las funciones del hidróxido de calcio en la cianuración son los
siguientes:
 Evitar pérdidas de cianuro por hidrólisis.
 Prevenir pérdidas de cianuro por acción del CO2 del aire.
 Neutralizar los componentes ácidos.
 Facilitar el asentamiento de las partículas finas de modo que pueda separarse la solución
rica clara de la mena cianurada.
f) Porcentaje de finos.- Este aspecto es muy importante, porque, cuando él % de finos es alto,
mayor al 20% del total (< -10 mallas, 1.7 mm) las partículas tienden a aglutinarse en consecuencia
no dejan pasar las soluciones de cianuro por lo que estos minerales requieren otro tratamiento
posiblemente curado con cal, cemento o ambos para lograr aglomerarlos y facilitar la percolación.
¿Cuál es la diferencia entre el proceso CIP Y CIL?
Los metalúrgicos han desarrollado y siguen mejorando estos procesos, rentables y de eficacia
demostrada durante largo tiempo. En cada uno de ellos se utiliza carbón activado para extraer el

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oro de la solución de lixiviado de cianuro. Estos sistemas de extracción con carbón ofrecen tasas
de recuperación elevadas y costes de capital y operativos bajos. Estas técnicas de extracción con
carbón incluyen:
Carbón en la pulpa (CIP)
El mineral se muele, se tritura finamente y se mezcla con la solución de lixiviado de cianuro para
formar una lechada en un tanque agitador. El carbón activado se añade a la lechada y se elimina
mediante criba una vez cargado totalmente o "preñado" de oro.
Carbón en la lixiviación (CIL)
Este proceso es muy similar al proceso CIP. Las principales diferencias son la preparación de la
lechada y el método para retirar el oro del lixiviado. En un proceso CIL el carbón se mezcla con
la solución de lixiviado, no con pulpa. Este es un sistema mucho menos abrasivo, lo que supone
que el carbón dura mucho más que en un proceso CIP.
9 CONCLUSIONES
 Durante el tiempo de cianuración, la concentración o fuerza de NaCN va disminuyendo.
 Al cabode dos horas de cianuración el poder de NaCNbajo a la mitad de su acidez inicial.
 En el ensayo metalúrgico realizado a 24 horas de cianuración se obtuvo 60.11% de
extracción de oro, por lo que es recomendable dejar más tiempo en la cianuración hasta
determinar el tiempo óptimo.
 A mayor ley del mineral de oro, se obtendrá una mayor extracción de oro pero con un
tiempo mayor.
 La cianuración se da en medios de alta fuerza alcalina.
 En la desorción del carbón activado se liberara el oro acuoso adsorbido por el carbón.
10 BIBLIOGRAFÍA
Aquije, C. (1985). Hidrometalurgia. Mexico:Mex.
Davenport, K. S. (2000). Extractive Metallurgy of Copper. USA:ElSevier.
Domic, E. (2000). Hidrometalurgia. España:Santiago de Chile.
TECSUP. (2016). Lixiviación de Minerales de Cobre. Perú:TEC.

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