Trabajo Tecnico Metalurgia 2015 (Miguel Gonzalez)

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XXXI Convención Internacional de Minería, Acapulco, México 2015
Desafíos en la Lixiviación de Sulfuros de Plata en la Mina Álamo Dorado
Ing. Miguel Ángel González Olivares
Gerente de Procesos
Minera Corney Bay, S. A. de C.V. (Pan American Silver Corp – México)
Domicilio conocido s/n, Ejido El Zapote, Álamos, Sonora. C.P. 85767
E-mail: miguel.gonzalez@panamericansilver.mx
Resumen
La mina Álamo Dorado es la primera
mina a tajo abierto del corporativo Pan
American Silver, el cual cuenta
actualmente con siete minas en todo el
mundo; siendo durante muchos años la
mina Álamo Dorado una de las minas
más seguras y productivas en plata en
México. La mina Álamo Dorado está
ubicada en el municipio de Álamos,
estado de Sonora-México.
La planta consiste de las etapas de
trituración, molienda (SAG/Bolas),
lixiviación dinámica, filtración, proceso
AVR, jales y refinería. Actualmente se
procesan 5,055 tpd siendo el mineral
alimentado que contiene plata,
básicamente sulfuros (Acantita),
sulfuros de cobre-plata (Jalpaita,
Estromeyerita) y plata nativa.
A lo largo de toda su operación la mina
Álamo Dorado ha obtenido buenos
resultados, tanto en Seguridad
(premios “Casco de Plata”, y “Chairman
Safety Award”), Medio Ambiente
(“Certificación de Industria Limpia” y
“Empresa Socialmente Responsable”),
así como en sus niveles de producción
(hasta el 2014, desde sus inicios en el
año 2007 ha producido un promedio de
5.15 Moz Ag /año y 16.8 Koz Au/año)
obteniendo en casi todos los años
aceptables resultados metalúrgicos en
la recuperación de plata y oro, sin
embargo a finales del 2013 la presencia
de altas concentraciones de sulfuros de
cobre y zinc en el mineral “minerales
cianicidas” hicieron que la recuperación
de plata cayera hasta tener los niveles
más bajos, es por ello que una serie de
pruebas a nivel de laboratorio, piloto y
cambios en el proceso se realizaron,
esto con la finalidad de incrementar la
recuperación de plata, reducir el
consumo de cianuro, ademas de
mejorar la calidad de nuestro producto
final.
El presente trabajo consistirá en
presentar los cambios secuenciales
realizados en el área de Lixiviación de
la mina Álamo Dorado, así mismo se
mostraran los resultados obtenidos en
la lixiviación de minerales sulfurosos de
plata en donde el objetivo principal se
basa en mejorar las recuperaciones de
plata y oro así como disminuir el
consumo de cianuro.
Introducción
La mina Álamo Dorado está ubicada en
el estado de Sonora al noroeste de
México, aproximadamente a 47
kilómetros al sur este del pueblo
mágico de Álamos. La mina está a una
altitud de 372 msnm.
La mina Álamo Dorado es propiedad de
Pan American Silver Corp. a través de
su subsidiaria Minera Córner Bay S.A.
de C.V. La construcción de la planta fue
realizada en un tiempo menor a los 2
años, mientras que la operación fue
comisionada en diciembre del 2006
hasta septiembre del 2007.

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Obteniéndose la primera barra de dore
en febrero del 2007. La ubicación de la
Mina Álamo Dorado es mostrada en la
Figura 1, así mismo la Figura 2 muestra
la operación del tajo abierto de la mina.
Figura 1. Ubicación de la mina Álamo Dorado
Figura 2. Vista del tajo abierto de la mina
Álamo Dorado
De acuerdo al estudio de diseño de la
planta, el tonelaje de mineral promedio
en molienda es de 4,000 ton/día (@ 360
días) teniendo éste una ley de plata de
118 gr/ton y 0.33 gr/ton de oro en donde
con una extracción del 92% se deberá
obtener anualmente 5.026 millones de
onzas de plata además de 14,055
onzas de oro por año, consistiendo la
mineralogía del mineral en óxidos (en
donde se encuentra ubicada la
Clorargirita, AgCl y algo de oro nativo,
Au), sulfuros (Argentita y Acantita,
Ag2S) y sulfosales de plata.
Luego de que la mina inicio sus
operaciones en el 2007, su producción
año por año ha sido muy buena (ver
Tabla 1, Figura 3), obteniendo en sus
primeros 8 años de vida un promedio
por año de 5.15 millones de onzas de
plata y de 16,831 onzas de oro
superando las expectativas de
producción de cada año, sin embargo
en todo ese transcurso de tiempo una
serie de desafíos en lixiviación fueron
presentándose progresivamente en
donde para poder obtener buenas
recuperaciones en plata y oro han
tenido que realizarse diversas
modificaciones en el proceso, siendo
principalmente estas:
 La construcción de 4 tanques
adicionales en lixiviación
 El incremento progresivo en la
concentración del NaCN
 La adición progresiva de
Pb(NO3)2 en lixiviación
 La adición de O2 líquido en
lixiviación
Tabla 1. Producción Anual de la Mina Álamo Dorado
2007 2008 2009 2010 2011 2012 2013 2014 Promedio
Toneladas Molidas 1,139,899 1,478,422 1,671,257 1,675,952 1,848,230 1,697,941 1,790,317 1,763,031 1,633,131
tpd 3,123 4,039 4,579 4,592 5,064 4,639 4,905 4,830 4,471
Produccion
Ag Oz 3,809,003 6,135,724 5,320,637 6,721,258 5,299,841 5,364,011 5,078,807 3,472,688 5,150,246
Au Oz 13,333 16,620 18,211 16,746 16,608 17,966 17,600 17,561 16,831

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Figura 3. Producción anual de onzas de Ag y Au en Álamo Dorado (2008-2014)
Descripción del Proceso
A continuación se describe el diagrama
de flujo detalladamente.
Trituración
El mineral proveniente de mina es
transportado al área de trituración
mediante camiones Cat 773, dicho
mineral tiene un tamaño máximo de 36
pulgadas y este es descargado
directamente a la trituradora giratoria.
En el área de descarga del mineral se
utilizan espreas para controlar el polvo
que se genera en esa área, así mismo
se cuenta con un rompedor para
disminuir las rocas de sobre tamaño. La
trituradora es una Fuller-Traylor de 42”
x 64” y esta se ajusta a una abertura
máxima de roca de 5 pulgadas.
Luego de que el mineral ha sido
triturado, este pasa hacia una tolva de
almacenamiento donde a su vez es
descargado a través de un alimentador
de placas hacia la banda
transportadora #100 (esta tiene un
electroimán), la cual transporta el
mineral de la quebradora hacia el
stockpile
Molienda y Clasificación
El mineral que se encuentra en el
stockpile es de ahí transportado por dos
alimentadores de banda (ubicados en
el túnel de reclamo) dirigiéndose estos
hacia la banda transportadora # 200. A
la salida del túnel de reclamo se
encuentra instalado un sistema colector
de polvos, así mismo en la banda # 200
se encuentra instalada una báscula
para llevar el control del tonelaje que se
dirige hacia el molino SAG.
Como el proceso más adelante
consiste en lixiviar con NaCN es
necesario tener el pH de la pulpa
elevada por lo que se adiciona cal viva
en la banda # 200 la cual ya lleva el
mineral, esta adición es por medio de
una banda transportadora que
descarga la cal desde el silo, esta
adición es intermitente y depende
directamente del valor de pH que se
tiene en el espesador de molienda.
Luego la banda transportadora # 200
dirige el mineral con la cal viva hacia el
molino SAG (22’ x 10.5’) cuyo motor es
de 3000 HP. Una vez que el mineral cae
al chute de alimentación del molino
SAG con ayuda de agua de proceso de
alta presión es empujado hacia adentro
del molino de tal manera para obtener
al final un % de sólidos aproximado del
80%.
La descarga de pulpa del molino SAG
cae hacia una criba vibratoria (de
abertura ½” x ½”), en donde de ahí el
mineral de sobre tamaño se dirige hacia
la banda # 300, luego de la banda # 300
el mineral descarga hacia la banda #
400 la cual regresa el mineral hacia la

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banda # 200 para alimentar
nuevamente al molino SAG.
Figura 4. Diagrama de flujo resumido de la
Planta Álamo Dorado,
El mineral más fino que pasa la malla
de la criba cae al cajón de hidrociclones
(cajón receptor de las pulpas de los 2
molinos) y por medio de una bomba
horizontal centrifuga alimenta al nido de
hidrociclones (4 de 26’’ c/u). Luego en
los hidrociclones el mineral fino con un
% de sólidos de 28%-30% se dirige
hacia el cajón de alimentación del
espesador de molienda (antes de llegar
esa línea es monitoreada su tamaño de
partícula a través de un analizador PSI
300), mientras que los gruesos con un
% de sólidos de 70%-72% se dirigen
hacia el molino de bolas (14’ x 23.75’)
que cuenta con un motor de 2500 HP.
Figura 5. Vista de la Molienda Álamo Dorado
Luego, la descarga del molino de bolas
es dirigida a través de una canaleta
hacia el cajón de hidrociclones, en este
cajón llega una tubería con agua de
proceso, con la finalidad de diluir los
sólidos hasta un 55% de sólidos y de
ahí enviarlo al nido de hidrociclones.
Finalmente el circuito de molienda
termina cuando los finos de los
hidrociclones llegan al espesador
teniendo una malla del 80% < 75 micras
Espesador
En el espesador de molienda el % de
sólidos final a obtener esta entre 50% a
52% lo cual para lograrlo se agrega
floculante en el centro del espesador,
de ahí la pulpa del bajo flujo es enviada
mediante bombeo hacia el primer
tanque de lixiviación; mientras que la
solución del sobre flujo es enviada
hacia un tanque receptor para de ahí
dirigirlo mediante bombeo al tanque de
agua de proceso el cual alimenta al
molino SAG, molino de bolas, filtros
horizontales de vació entre otros más
lugares.
Respecto al pH que se trata de
mantener en el espesador deberá estar
éste entre 11-12 el cual es monitoreado
constantemente mediante un pH metro
ubicado en el centro del espesador.
Lixiviación dinámica
Inicialmente la planta por diseño tuvo 7
tanques de lixiviación de 3,200 m3 c/u
los cuales para un tonelaje molido de
4,000 tpd @ 52% de solidos nos daba
un tiempo de residencia de 103 horas.
Al día de hoy el área de lixiviación
cuenta con 11 tanques de lixiviación de
3,200 m3 c/u esto debido al mayor
tonelaje que se procesa actualmente,
de los cuales los primeros 4 cuentan
con un agitador robusto en el cual se les
inyecta el aire por el fondo del tanque
(cone sparger), esto para que haya
mejor contacto entre las burbujas del
aire con la pulpa y el cianuro y así
facilitar la reacción química con el
cianuro que disuelve la plata y el oro.
Los siguientes 7 tanques cuentan con

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un agitador en donde el aire se inyecta
a través de la parte superior de la
flecha. La pulpa fluye por gravedad de
un tanque a otro y su tiempo de
lixiviación para 5,000 toneladas en todo
el circuito es de aproximadamente 130
horas; mientras que para 6,000
toneladas molidas es de 108 horas.
La Tabla 2 muestra los tonelajes
molidos con sus tiempos de residencia
al inicio de la operación cuando se
tenían 7 tanques de lixiviación y
actualmente con 11 tanques.
Tabla 2. Tiempo de residencia para los 7 y 11
tanques de Lixiviación
Acerca de la adición del NaCN; esta es
realizada en el primer tanque de
lixiviación, para ello la concentración
actual que se tiene en este tanque es
de 5.4 gr/L, así mismo también es
adicionado en ese lugar el Nitrato de
Plomo y el Oxígeno líquido los cuales
ayudan a obtener una mayor
recuperación en plata y oro
principalmente.
La Figura 6 muestra el área de
Lixiviación con los tanques de 3,200 m3
cada uno.
Figura 6. Vista de Lixiviación Álamo Dorado
Después del undécimo tanque hay un
doceavo tanque con las mismas
dimensiones de los anteriores siendo
este último de amortiguamiento de
pulpa, ya que este tanque es el que
alimentara mediante dos bombas
horizontales a la siguiente área del
proceso que es la filtración
Filtración
Esta área cuenta con dos filtros
horizontales de vacío paralelos,
teniendo cada uno de ellos un área de
162 m2.
La pulpa que es bombeada del tanque
de amortiguamiento, antes de llegar
ésta al filtro llega hacia un pequeño
tanque en donde se mezcla con una
pequeña dosis de floculante para
facilitar el filtrado, después de este
tanque la pulpa fluye hacia el área del
filtro donde recibe tres etapas de lavado
a lo largo de éste (para lavar el cianuro
del sólido filtrado), siendo los dos
primeros lavados con agua
neutralizada proveniente del proceso
de AVR; mientras que el tercer y último
lavado se realiza con agua fresca. La
alimentación a cada filtro es de
alrededor de 200 a 220 m3/h de pulpa
con un % de sólidos aproximado de 50
a 52%.
Por medio del vacío se extrae la
solución rica y toda esta se dirige hacia
tres tanques receptores que tiene cada
filtro, de ahí la solución rica se dirige
mediante bombeo hacia un espesador
pequeño donde se agrega floculante
para clarificar la solución filtrada y de
ahí dirigirse ésta hacia un tanque de
amortiguamiento, luego de este tanque
se bombea la solución hacia un
clarificador de cama agujerada para
eliminar las impurezas finales y
finalmente enviar al tanque de solución
rica de 600 m3 de capacidad.
7 Tks Lix 11 Tks Lix
TSPD
(ton/dia)
TSPH
(ton/h)
TPH
(pulpa)
m3
/h (pulpa)
2,000 83 160 108 207 325
4,000 167 321 217 103 162
4,800 200 385 260 86 135
5,000 208 401 271 83 130
6,000 250 481 325 69 108
7,080 295 567 384 58 92
Tons molidas Vs. Tiempo de residencia
Tiempo residencia
(horas)

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Los sólidos que quedaron al final de la
etapa de la filtración serán los jales
conteniendo bajos niveles de cianuro
teniendo estos una humedad de entre
18% a 20%. Estos jales caen en la
banda transportadora # 500 que los
llevara hacia un stacker radial para ser
apilados en el área de descarga.
Finalmente dichos jales son removidos
con cargadores frontales y acarreados
con camiones Cat 773 hacia la presa de
jales en donde se almacenan.
Electrodepositación y Refinería
Del tanque de solución rica de 600 m3,
la solución es bombeada hacia un
intercambiador de calor grande (pre-
calentador) para elevar su temperatura
a unos 40 °C, de ahí a la salida del
intercambiador el flujo total se divide en
dos partes para pasar por unos
intercambiadores de calor pequeños
independientes, esto con la finalidad de
obtener la solución a una temperatura
final de 70 °C y así facilitar la
recuperación de plata en las celdas de
electrodepositación.
Luego, la solución saliente de cada
intercambiador pequeño se dirige hacia
su tanque distribuidor respectivo (en el
interior de refinería) del cual de cada
uno salen cinco tuberías que alimentan
por gravedad a 5 líneas de celdas de
electrodepositacion (cada línea
contiene tres celdas en serie de 3.5 m3
cada una), por lo que en total la
electrodepositacion de plata y oro se
realiza en 10 líneas paralelas.
Durante este proceso la plata y el oro
se depositan en los cátodos de acero
inoxidable formando precipitado de
metal en forma de lodo cayendo una
parte del precipitado al fondo de la
celda.
El precipitado es obtenido diariamente
del lavado de los cátodos y del fondo de
las celdas de electrodepositación el
cual se realiza a través de las
hidrolavadoras. Al final todo el lodo que
estaba en cada celda será enviado
hacia el filtro prensa de 1.1 m3 de
capacidad mediante una bomba de
diafragma. Una vez que el filtro prensa
se llena este es abierto y el precipitado
húmedo es depositado en varias
charolas y dirigido hacia el interior de
las retortas para su secado y
eliminación de mercurio que está
contenido en el lodo, siendo el ciclo de
cada retorta de 24 horas.
Proceso AVR
La solución estéril proveniente de
electrodepositación contiene altos
niveles de cianuro (> 4000 ppm NaCN),
altos valores de cobre y algo de valor
de plata y oro, todos estos presentes
como complejos cianurados por lo que
se requiere de un tratamiento para
recuperar principalmente el cianuro
libre, la plata y el oro, para ello la
solución estéril se dirige hacia el
proceso “AVR”.
La solución estéril proveniente de su
tanque es enviada mediante bombeo
hacia un tanque de acidificación en
donde se agrega ácido sulfúrico para
bajar el pH de la solución de 11 hasta 2
y así favorecer la generación de ácido
cianhídrico, a la misma ves en el tanque
de acidificación se agrega también
floculante para ir generando en la
siguiente etapa la sedimentación de los
complejos cianurados de plata, oro y
cobre, luego la solución conteniendo
los sólidos en suspensión fluye por
gravedad hacia un clarificador para que
ahí queden sedimentados los
diferentes complejos cianurados que se
forman. La solución de derrame del
clarificador fluye hacia un tanque de
donde la solución es bombeada hacia
la parte superior de la torre de stripping
para que ahí se dé la volatilización del

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HCN mediante el contacto en
contracorriente con un gran flujo de
aire.
La solución ya libre de NaCN se dirige
luego de la torre de stripping hacia un
tanque de neutralización de solución
para de ahí elevar el pH de la solución
a 8, esto mediante la adición de lechada
de cal de tal manera que pueda ser
utilizada la solución luego como agua
de lavado en los filtros.
Una parte de los sólidos del clarificador
se están recirculando y otra parte es
enviada a un filtro prensa para
recuperar los complejos cianurados
entre los que se encuentra
principalmente los complejos
cianurados de cobre y de plata. El
precipitado del filtro se almacena y de
ahí se vende con los valores de plata
que se tenga. La solución que sale del
filtro es enviada al tanque de
acidificación.
El flujo de aire ya cargado con HCN de
la torre de stripping se dirige de ahí
hacia la torre de absorción, en donde
este aire entra en contacto en
contracorriente con una solución
rebajada de NaOH la cual absorbe el
HCN recuperando así el cianuro de
sodio que se encuentra en la solución
estéril. Una parte del aire ya limpio se
descarga hacia la atmósfera y otra
parte queda en el sistema.
Finalmente el NaCN que se recupera
en la torre de absorción es enviado al
tanque de mezclado de NaCN para
mejorar la concentración del cianuro en
caso de ser necesario. De ahí este es
re-utilizado en el proceso de lixiviación.
Todos los tanques en el área de AVR
están sellados y con vacío para evitar
fugas de HCN al medio ambiente.
Metodología
Debido a que en los años 2009, 2010 y
hasta Mayo 2011 se obtuvieron
tonelajes molidos superiores a los de
diseño (4,700 ton/día real Vs 4,000
ton/día de diseño) (Ver Tabla 1) se
decide en Junio del 2011 realizar una
Evaluación Técnica del Proceso (con
asistencia técnica de AMEC), esto con
la idea de ver si se podría obtener
mayores tonelajes a moler, así como
evaluar lo necesario para poder obtener
mayores recuperaciones en la
lixiviación de plata y oro.
De la evaluación realizada, en base a
un profundo análisis del estudio de
diseño de la planta, ademas de los
resultados obtenidos anteriormente en
planta se encontró que el circuito de
molienda si estaba apto para moler
hasta 6,000 ton/día (con tonelajes de
hasta de 7,000 tpd para mineral suave
y 4,200 tpd para mineral duro) esto
debido al sobredimensionamiento de la
quebradora y de ambos molinos; sin
embargo para que la recuperación no
disminuyera demasiado por la falta de
tiempo de residencia era necesario
realizar la construcción de 4 tanques
adicionales los cuales con el precio de
la plata de ese momento (>30 USD/oz
Ag, Ver Figura 7) su retorno de
inversión era en menos de 1 año, es por
ello que se decide construir 4 tanques
adicionales en los años 2011-2013. La
Figura 8 muestra la etapa de
construcción de los tanques.
Figura 7: Historial de los precios de la plata. En el
2011 estaba sobre los 30 USD/oz.

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Debido a lo anterior para Febrero 2012
ingresan en línea los 2 primeros nuevos
tanques de lixiviación; obteniendo
buenos resultados de recuperaciones
de Ag y principalmente en Au en la
mayoría de los siguientes meses; sin
embargo debido a que en los meses de
Abril, Mayo y Junio de ese mismo año
la recuperación de plata fue menos de
la esperada se decide mandar a
caracterizar el mineral (tanto de la
cabeza como de las colas)
encontrándose primeramente que la
plata se encuentra como mineral
sulfuroso “Acantita” la cual es sabido
que tiene baja solubilidad ante el
cianuro, así mismo se tuvo también
Jalpaita y Estromeyerita los cuales son
sulfuros de cobre-plata.
Figura 8. Construcción de los nuevos
tanques de Lixiviación (2011-2012)
También sulfuros de cobre y zinc se
encontraron en altas concentraciones
por lo que debido a esto se decide
también progresivamente ir
incrementando la concentración de
NaCN en el primer tanque de lixiviación
(inicialmente de diseño fue de 3.5 gpL
hasta tenerla actualmente en 5.4 gpL),
esto debido a la presencia de cianicidas
tales como: Calcosita, Calcopirita,
Tetraedrita, y otros sulfuros. También
en la caracterización se encontró la
presencia de minerales consumidores
de oxigeno tal como la Arsenopirita.
En diversas bibliografías revisadas se
encontró que minerales de oro
conteniendo cobre pueden ser
exitosamente cianurados considerando
una proporción en peso de cianuro de
sodio a cobre en solución de 4:1 o más.
Así mismo el efecto perjudicial del
cobre sobre la disolución de oro y plata
puede ser evitado proporcionando
adecuado cianuro libre en solución para
asegurar que la velocidad de disolución
de oro y plata sea maximizada.
Así mismo debido a que lixiviar
minerales sulfurosos de plata es algo
complejo, a mediados del 2012
Laboratorio Metalúrgico comienza a
realizar pruebas piloto con el nitrato de
plomo para también ayudar con el
incremento de recuperación, siendo los
resultados alentadores principalmente
en el oro.
Los otros 2 tanques de lixiviación #11 y
# 12 fueron puestos en marcha en
Enero del 2013 y Julio del 2013
respectivamente.
En la Tabla 3 se muestran los minerales
Cianicidas (minerales de cobre solubles
al cianuro) así mismo también se
presentan los minerales consumidores
de oxígeno disuelto.
Tabla 3. Minerales Cianicidas y Consumidores
de Oxigeno
Pruebas con Pb (NO3)2 y su Adición
en lixiviación
De acuerdo a la bibliografía encontrada
por diversos autores el Nitrato de
Min. de Cu soluble al CN-
Sulfuros de Fierro Mineral Fe/Sb/As
Malaquita Pirita Pirrotita
Azurita Marcasita
Cobre nativo Szomolnokita
Cuprita Estibina
Bornita Berthierita
Covelita Rejalgar
Calcosita Oropimente
Tetraedrita Arsenopirita
Azufre elemental
Formación de SCNˉ Pirita arsénico
Formación de Absorción de CN Consumo de O2 disuelto

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Plomo ha demostrado ser efectivo en
mejorar la cinética de lixiviación del oro,
en la total extracción del oro y en
reducir el consumo de cianuro. Muchas
plantas de cianuracion adicionan
Nitrato de Plomo para mejorar la
eficiencia de lixiviación y reducir sus
costos.
Sulfuros en minerales de oro y plata no
solo consumen oxígeno y cianuro sino
también forman una cubierta sobre los
granos de oro. Esta capa pasiva reduce
la cinética de la lixiviación de oro y una
total extracción. La estrategia de la
adición del nitrato de plomo ha hecho
posible minimizar la pasivacion de oro.
Ciertos cationes divalentes pueden
tener un significativo efecto benéfico
sobre la velocidad de disolución del oro.
Cantidades trazas de plomo, mercurio,
talio y bismuto son conocidos para
despolarizar las superficies de oro y
prevenir o reducir el efecto de la
pasivacion, por lo tanto aceleran la
velocidad de lixiviación del oro.
Sales de Plomo y mercurio, iones de
talio y bismuto (Guzmán et al., 2000)
aceleran la velocidad de disolución del
oro. La adición de sales de plomo a
soluciones de cianuro ha sido una
práctica común usada por más de 60
años ayudando a contrarrestar los
efectos perjudiciales de los sulfuros,
mientras que el mercurio, bismuto y
talio no son usados debido a
extremadamente alta toxicidad.
La adición del nitrato de plomo resulta
en una significante aceleración de la
cinética de disolución del oro incluso
con la presencia de concentraciones
relativamente altas de Rejalgar,
Calcopirita y Pirrotita. Aunque el
oxígeno mejora eficientemente la
cinética de lixiviación en presencia de
minerales sulfurosos, este no puede
reemplazar al nitrato de plomo en
términos de eficiencia
Finalmente, el rol del nitrato de plomo
(o sales de plomo) es:
Disminuir la disolución de sulfuros
metálicos por la formación de una
cubierta, el cual consecuentemente
reduce
 La disolución de minerales
sulfurosos
 El consumo de oxigeno por
sulfuros
 El consumo de cianuro
Mejora la disolución del oro por:
 Disminución la capa pasiva
formada sobre los granos de oro
 Forma un precipitado sobre
sobre granos de oro para crear
una pila corrosión la cual hace
oro anódico y más inclinado para
disolverse
Es por ello que teniendo como
antecedente lo anterior, a mediados del
2012 se comienzan a realizar en
Laboratorio metalúrgico pruebas de
lixiviación a nivel piloto, con diferentes
concentraciones de Nitrato de Plomo
(5, 10, 25, 50,100 y 300 ppm), teniendo
como variables lo más parecido a
nuestro proceso (la muestra de pulpa
de las pruebas fue el alimento al primer
tanque de lixiviación, concentración de
cianuro, pH, agitación similar, etc.).
Luego de estas pruebas piloto
realizadas se encuentra que con 50
ppm mejora las recuperaciones en
plata y oro; sin embargo como era algo
nuevo para el proceso se decide ir
paulatinamente agregando el nitrato.
Por lo que para el mes de Septiembre
del 2012 luego de tener 10 tanques de
lixiviación trabajando se comienza a

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agregar el nitrato de plomo en el primer
tanque de lixiviación.
Adición del O2 Líquido en lixiviación
Debido a que la disolución de minerales
sulfurosos consume oxígeno, es
importante evitar una reducción en la
velocidad de lixiviación del oro
asociado con bajo oxígeno disuelto en
la pulpa.
El Oxígeno puro fue primeramente
usado para mejorar el proceso de
lixiviación por Air Products en Sudáfrica
en el año 1980 (Stephens, 1988) y la
práctica fue introducida en plantas de
Canadá casi al mismo tiempo
(McMullen y Thompson, 1989). Las
plantas de Lac Minerals fueron las
primeras operaciones en demostrar las
cinéticas más rápidas de lixiviación
asociado con oxígeno disuelto y nitrato
de plomo. El uso del oxígeno que ayuda
a la lixiviación fue rápidamente tomado
en la industria. Así mismo el uso del
oxígeno puede resultar también en una
reducción de la cantidad de cianuro
requerido para alcanzar una velocidad
de lixiviación.
La importancia del oxígeno disuelto
sobre la eficiencia de lixiviación del oro
ha sido reconocido tan temprano como
en 1936 (Beyers 1936) y muchas
plantas de cianuracion iniciaron
añadiendo oxígeno en lixiviación en los
90s.
Liu y Yen (1995) concluyeron que el
efecto de minerales sulfuros sobre la
disolución de oro y plata depende
fuertemente sobre el tipo de mineral y
los niveles de oxígeno en la solución.
Ahora, como también parte del mineral
de A.D. contiene diversos minerales
sulfurosos, a partir de Octubre del 2013
el nivel de oxígeno disuelto comenzó a
disminuir paulatinamente tocando
fondo en el mes de Febrero 2014 donde
su valor promedio del mes del oxígeno
disuelto fue de 1.9 ppm algo nunca
obtenido a lo largo de los años, siendo
este valor el más bajo de la historia de
Álamo Dorado.
Debido a esto en Marzo y Abril se
decide inyectar aire adicional a través
de un compresor el cual lo elevo como
a 6 ppm, algo aún bajo para que se dé
adecuadamente la lixiviación, por lo
que se evalúo el tema de inyectar
oxígeno líquido.
Es por ello que una seria de pruebas
con Oxigeno Liquido es realizado a
nivel industrial en lixiviación
empezando mediados del mes de Julio
2014.
Resultados
Caracterización del Mineral de
Álamo Dorado
En los meses de Junio 2012, Diciembre
2013 y Julio 2014 se mandaron
progresivamente muestras mineral de
la cabeza y de las colas al Centro de
Avanzada Mineral y Procesamiento
Metalúrgico en Montana Tech (Butte,
Montana-EEUU), esto para su
caracterización y así saber que
minerales contenían a la Plata entre
otras cosas, encontrando que la plata
se encontraba principalmente como
sulfuros “Acantita” y sulfuros de cobre-
plata “Jalpaita y Estromeyerita”, así
mismo los minerales de plata
estuvieron asociados con sulfuros
Galena, Esfalerita y Pirita.
Finalmente las colas se analizaron,
encontrándose que los minerales de
plata estaban en pequeñas inclusiones
de grano fino (de 1 a 10 micras),
“Acantita”. Así mismo muchos
minerales de plata estaban

11
Tabla 4. Caracterización del mineral de Álamo Dorado
Julio 2014 Diciembre 2013 Junio 2012
Grupo de Mineral Formula Cabeza Colas
A.L
325
B.L
325
Colas A.L. Colas
% Silicatos 93.9 92.5 88.6 90.6 90.9 85.33 92.60
% Cuarzo SiO2 56.8 56.6 61.3 61.8 59.5 65.7 55.8
% Feldespato de Potasio KAlSi3O8 18.3 15.9 23.1 17.0 16.1 8.80 12.6
% Hialofano (K2Ba)(Al2Si3)2Si2O24 9.02 5.63 0.76 0.27 0.25
% Muscovita KA12(AlSi3O10)(OH)2 7.39 10.3 0.49 8.45 9.97
% Sulfuros y Sulfosales 2.51 2.04 0.77 2.33 1.31 13.39 5.19
% Pirita FeS2 2.32 1.78 0.72 2.19 1.14 12.4 4.33
% Esfalerita ZnS 0.10 0.14 0.02 0.11 0.13 0.55 0.68
% Galena PbS 0.07 0.05 0.03 0.03 0.05 0.32 0.16
% Tetraedrita/Tenantita (Cu, Fe, Zn)12(Sb, As)4S13 0.02 < 0.01 < 0.01 < 0.01 < 0.01 0.001 < 0.001
% Sulfatos, Fosfatos 2.48 2.83 4.66 5.77 6.52 0.43 0.62
% Barita BaSO4 2.21 2.59 4.54 5.58 6.19 0.42 0.55
% Óxidos e Hidróxidos 1.08 2.57 5.98 1.28 1.28 0.80 1.59
% Oxido de Fierro FeO 1.08 2.56 5.74 1.17 1.16 0.51 1.37
% Minerales de Plata 0.03 0.02 0.01 < 0.01 < 0.01 0.044 0.001
% Acantita Ag2S 0.01 < 0.01 < 0.01 < 0.01 < 0.01 0.004 0.001
% Jalpaita Ag3CuS2 0.02 0.02 < 0.01 < 0.01 < 0.01 0.023 ND
% Estromeyerita AgCuS < 0.01 ND < 0.01 < 0.01 ND 0.016 ND
% Plata nativa Ag < 0.01 ND < 0.01 < 0.01 < 0.01 ND ND
%Freibergita Cu3Ag3Fe6Sb4S13 < 0.01 < 0.01 ND ND
% Naumanita Ag2Se ND ND < 0.01 ND < 0.01 ND ND
% Electrum AuAg ND ND ND ND ND ND ND
% Sulfuros de Cu 0.02 < 0.01 0.03 0.01 0.03
% Calcopirita CuFeS2 0.01 < 0.01 < 0.01 < 0.01 < 0.01 0.04 0.01
% Calcosita Cu2S 0.01 < 0.01 0.03 0.01 < 0.01 0.051 < 0.01
ND: Mineral no detectado
encapsulados en óxidos de fierro, por lo
que esto era algo adicional a lo difícil de
lixiviar sulfuros de plata pues para
liberarlos necesitábamos tener una
molienda mucho más fina (se
necesitaba incluir un molino vertimill u
otro de molienda fina).
La tabla 4 de arriba muestra la
mineralogía del mineral de Álamo
Dorado, el contenido por grupo de
minerales así como los % en peso de
cada mineral.
Tanques Adicionales en Lixiviación
e Incremento del Cianuro en
Lixiviación
El aporte de haber ingresado al circuito
(En Febrero 2012) primeramente 2
tanques adicionales se observa en la
Tabla 5, lo cual nos permitió obtener
mejores recuperaciones principalmente
en el oro, puesto que incremento el
tiempo de residencia total,
ayudándonos debido al excesivo
tonelaje que procesábamos cuando
ingresaba mineral suave (moliendo
hasta 7,000 tpd en algunos días).
Tal como se mencionó esta evidencia
se pone muy de manifiesto en el oro el
cual incremento de 82% a 87%;
mientras que en plata no se observó
mucha diferencia. Cabe resaltar que
algo muy importante a considerar es
también la ley del mineral de plata y oro
lo cual generalmente “a mayor ley se
obtiene una mayor recuperación” y
donde esto fue clave para su
evaluación general.

12
La Tabla 5 y Figura 9 se muestran los cambios progresivos realizados y las
recuperaciones en la Lixiviación. La Tabla 5 muestra los cambios que se realizaron
tales como la Construcción de los primeros 2 tanques de Lixiviación adicionales (2011-
2012), el inicio de la adición del Nitrato de Plomo (Setiembre 2012), para luego entre
en operación los otros 2 tanques restantes (Enero 2013, Julio 2013) y finalmente el
inicio de la adición del Oxigeno liquido en el primer tanque de Lixiviación (Julio del
2014). En donde todos estos cambios nos han dado mayores beneficios.
Tabla 5: Resultados Metalúrgicos en la Lixiviación
NaCN Pb(NO3)2 O2
Cu Zn Cu + Zn Ag Au Ag Au gpL ppm ppm
Enero 5,261 95.77 0.33 83.05 80.82 3.2
Febrero 5,054 93.73 0.40 77.01 83.92 3.2
Marzo 5,283 108.54 0.28 82.45 81.08 3.0
Abril 5,481 111.57 0.38 81.88 79.08 2.9
Mayo 5,226 104.14 0.32 85.60 83.85 3.0
Junio 5,251 103.75 0.34 85.27 84.73 3.0
Julio 5,226 101.75 0.28 83.07 79.47 3.0
Agosto 5,300 116.08 0.36 86.08 85.10 3.0
Septiembre 4,975 111.34 0.29 85.98 83.01 3.1
Octubre 4,922 102.88 0.44 84.88 79.39 3.5
Noviembre 5,005 105.47 0.28 82.91 80.61 3.7
Diciembre 4,307 96.89 0.30 83.66 82.17 3.6
Enero 4,863 178.72 178.72 102.63 0.29 85.58 82.48 3.5 9.1
Febrero 4,679 301.15 301.15 112.87 0.44 84.84 82.71 3.7 8.3
Marzo 5,087 280.00 280.00 118.91 0.37 85.88 87.37 3.8 8.5
Abril 4,821 283.16 468.76 751.92 112.95 0.42 80.12 86.26 3.9 8.2
Mayo 4,511 360.78 710.11 1070.89 110.74 0.47 83.53 88.35 4.0 8.1
Junio 4,180 286.95 299.04 585.99 102.33 0.37 83.45 85.55 4.0 8.4
Julio 4,177 380.17 514.32 894.49 116.68 0.42 87.03 87.80 4.0 8.3
Agosto 4,461 391.57 524.11 915.68 112.19 0.40 87.30 87.78 4.4 8.7
Septiembre 4,887 281.69 429.76 711.45 118.52 0.39 87.17 89.49 4.5 6.04 9.2
Octubre 4,753 304.14 318.87 623.01 126.79 0.48 85.51 89.97 4.6 6.15 9.1
Noviembre 4,485 312.39 549.56 861.95 132.87 0.39 86.94 88.71 4.6 6.58 8.6
Diciembre 4,764 175.73 169.09 344.82 124.06 0.20 89.26 81.62 4.6 6.13 9.4
Enero 3,945 243.37 256.37 499.74 138.91 0.37 87.35 87.92 4.5 7.40 8.8
Febrero 4,541 240.05 220.01 460.06 108.29 0.33 86.10 85.17 4.5 6.65 8.8
Marzo 4,997 200.29 149.81 350.10 100.57 0.30 88.34 85.82 4.6 5.84 7.5
Abril 5,261 138.57 92.20 230.77 100.34 0.33 87.35 85.25 4.6 5.61 9.1
Mayo 5,370 153.10 115.43 268.53 103.48 0.26 87.29 83.74 4.5 5.32 9.1
Junio 4,682 143.40 106.87 250.27 96.41 0.27 89.64 84.21 4.5 5.31 9.3
Julio 5,155 119.92 93.58 213.50 96.41 0.27 90.23 91.31 4.8 5.67 8.8
Agosto 4,910 144.39 114.16 258.55 93.32 0.50 89.07 92.87 4.7 5.95 8.6
Septiembre 4,973 178.14 89.83 267.97 88.02 0.40 87.77 90.98 4.7 5.93 8.7
Octubre 5,137 200.20 266.19 466.39 94.56 0.34 86.73 94.41 4.5 4.02 7.4
Noviembre 5,092 313.18 229.06 542.24 99.49 0.39 84.98 89.24 4.8 11.08 6.1
Diciembre 4,774 281.37 470.83 752.20 99.63 0.50 79.74 91.40 5.1 18.49 5.5
Enero 2,245 256.74 462.61 719.35 103.23 0.47 75.62 83.90 4.8 18.62 7.1
Febrero 4,987 417.22 440.40 857.62 109.12 0.37 84.40 85.25 5.0 19.25 1.9
Marzo 4,530 368.48 348.18 716.66 88.14 0.37 80.25 82.15 5.1 25.67 6.0
Abril 4,844 346.93 514.73 861.66 91.39 0.44 80.22 88.37 5.9 25.38 6.6
Mayo 5,231 257.28 278.59 535.87 85.23 0.50 82.76 89.29 5.4 22.35 7.9
Junio 4,940 259.26 510.33 769.59 73.02 0.25 82.15 83.48 5.2 24.12 7.7
Julio 4,608 166.63 143.02 309.65 66.40 0.31 76.11 86.31 5.4 14.18 13.7
Agosto 5,385 150.37 205.02 355.39 56.66 0.18 77.25 77.58 5.3 24.71 25.8
Septiembre 5,549 107.32 103.37 210.69 63.09 0.44 82.43 89.14 5.4 50.76 22.7
Octubre 5,471 119.3 106.51 225.81 58.76 0.33 81.58 84.82 5.4 53.06 21.0
Noviembre 5,217 151.32 190.22 341.54 65.07 0.42 85.92 86.80 5.3 55.10 22.9
Diciembre 5,008 155.99 207.84 363.83 65.70 0.46 84.00 88.63 5.3 58.93 22.7
Enero 5,424 98.94 129.58 228.52 58.39 0.19 81.08 83.14 5.4 57.69 22.9
Febrero 5,189 105.86 168.85 274.71 50.40 0.23 76.73 89.21 5.4 55.41 23.6
Marzo 4,497 76.92 101.84 178.76 74.31 0.21 84.16 83.32 5.3 53.98 22.6
Abril 4,956 109.3 198.40 307.70 59.52 0.18 80.33 83.28 5.4 56.49 22.2
2015
Alim. SAG (Soluble (gpt)) Cab. calculada (gpt)Evento Recuperaciòn (%)
2014
(mediados de
Julio 2014
ingreso del
O2 liquido)
2011
(Junio 2011
Se realiza la
Evaluacion
Tecnica del
circuito
Molienda-
Lixiviacion
AMEC)
Mes
Tons
Mol. /
Día
2012
(Febrero
2012
Ingresan 2
nuevos Tks
de Lixiviacion)
2013
(Enero 2013
Ingreso del
3er Tk,
Julio 2013
Ingreso del
4to Tk)

13
Figura 9. Recuperación de Plata y Oro en Álamo Dorado
Algo también importante en la
Lixiviación fue la concentración del
cianuro, esto para asegurar una buena
recuperación y también para obtener
una buena calidad en las barras de
Dore; sobre todo cuando se tiene
mucho Cobre y Zinc (impurezas), pues
el tener concentraciones de cianuro de
3.5 a 4.5 gpL nos hacía obtener una
barra contaminada con cobre
principalmente, esto cuando la
concentración de cobre superaba los
1,000 ppm por lo que mínimo debíamos
de tener 5,000 ppm o hasta más debido
al efecto dañino adicional del Zinc. Es
por ello que se incrementó la
concentración de cianuro entre 5.0 gpL
a 5.4 gpL, y con ello aseguramos
obtener una barra más limpia.
La Figura 10 muestra el incremento
progresivo del cianuro en el primer
tanque de lixiviación. (Datos de
concentración más alta de Cobre en
solución 2009: 1,281 ppm, 2010: 1,405
ppm, 2011: 2,376 ppm, 2012: 1,753 pm,
2,013: 2,100 ppm, 2014: 1,591 ppm)
Finalmente cuando se ingresa al
circuito el 3er y 4to tanque adicional la
recuperación en Plata y Oro incrementa
pero muy levemente siendo casi
despreciable su aporte; sin embargo
asegurándonos el poder obtener la
mayor recuperación posible al evaluar
solo el tiempo de residencia.
Figura 10. Incremento progresivo de la concentración
de NaCN en Lixiviación
Adición del Nitrato de Plomo
Como en el mes de Septiembre del
2012, se comenzó a agregar Pb(NO3)2
en los resultados obtenidos vimos que
tuvimos también un efecto positivo, tal
como se muestra en la Tabla 5, pues el
oro incremento de 87% a 89%
(incremento del 2% adicional), mientras
que en la Plata se observa un
mejoramiento también de un
incremento del 2% aproximadamente.
Así mismo para poder asegurar que el
nitrato de plomo era beneficioso para
nuestro proceso; se hicieron también
diversas pruebas en planta donde se
suspendió la adición de este químico,
encontrando claramente que las colas
aumentaban cuando se dejaba de
añadir; estas pruebas se realizaron en
distintas fechas teniendo diferente
mineral (2012-2013 y 2014)

14
La Tabla 6 muestra claramente el
efecto negativo (incremento de las
colas), cuando se suspende su
dosificación.
Adición del Oxigeno Liquido
Como recientemente a mediados de
Julio 2014 se iniciaron las pruebas con
la adición del Oxigeno liquido podemos
comentar que este nos ha asegurado
tener una buena oxigenación
obteniendo niveles de más de 20 ppm
en oxígeno disuelto en el 1er tanque
(nunca antes obtenido) mejorando la
cinética, así mismo ya nos permitió
dejar de adicionar aire a los siguientes
tres tanques de lixiviación
incrementando su nivel de oxigeno
liquido en estos tanques.
Referente al incremento de
recuperación se estima que este va del
1% a 2% sin embargo este necesitara
ser analizado más detalladamente
puesto que depende de diversos
factores como la ley de plata.
Finalmente algo que actualmente se
está evaluando es ver si hay un ahorro
en el consumo del cianuro puesto que
este reactivo depende mucho de los
minerales cianicidas, cambiando
constantemente en nuestro proceso.
Tabla 6: Efecto en la adición del Nitrato de Plomo en Planta en donde se ve el incremento de
recuperación de Plata (también influye la ley de este y la mineralogía)
La Figura 11 muestra la adición
progresiva del Nitrato de Plomo y
Oxigeno en el 1er tanque de lixiviación
Figura 11. Adición del Oxígeno líquido a partir de Julio
2014 y Nitrato de Plomo a partir de Setiembre 2012
También algo que se está evaluando es
dejar de operar algunos tanques de
lixiviación debido al mejoramiento de la
cinética que se obtiene con el oxígeno
líquido (se ahorraría energía, costos de
mantenimiento, menos trabajo para el
personal, etc.)
Conclusiones
 El haber incluido en el año 2012
más tanques de lixiviación nos
ayudó notablemente a mejorar la
recuperación de plata y oro
principalmente este último, esto
porque nos permitió asegurar el
tiempo de residencia adecuado
para procesar tonelajes
superiores al de diseño (de
hasta 6,000 tpd a 7,000 tpd)
 En los meses donde tuvimos
mucho cobre y zinc, el
incremento en la concentración
Fecha Inicio Dias Pb(NO3)2 Dosis (gpt) Tonelaje Ton/dia Cabeza Colas % Rec Ag Cabeza Colas % Rec Au Tiempo (horas)
01/02/2012 96 No 0 461,797 4,810 116.93 18.93 83.81 0.316 0.053 83.27 104
30/08/2012 96 Si 6.25 454,324 4,733 122.08 16.48 86.50 0.327 0.042 87.01 106
2.69 3.74
25/04/2013 12 No 0 69,213 5,768 88.70 14.2 84.00 0.381 0.045 88.28 87
07/05/2013 12 Si 5.32 62,522 5,210 98.81 13.49 86.35 0.267 0.046 82.92 96
2.35 -5.36
19/06/2014 7 No 0 37087 5,298 85.91 14.48 83.15 0.496 0.051 89.77 206
01/06/2014 8 Si 24.12 40742 5,093 87.71 10.88 87.60 0.308 0.037 87.97 191
4.45 -1.80
Incremento en la Recuperacion (Pruebas de adicion de Pb(NO3)2 en la Planta)

15
del Cianuro de Sodio fue un
punto clave para obtener una
mejor recuperación; ademas de
obtener una calidad de barra
mejor teniendo que mantener en
mínimo 5,000 ppm el cianuro
para evitar que el cobre y zinc
afecte a nuestro proceso
 El utilizar el Pb(NO3)2 nos
permitió obtener mayor
recuperación principalmente en
Oro; así mismo nos ayudó a
mantener una aceptable
recuperación en plata
principalmente cuando tenemos
baja ley
 El agregar oxigeno liquido nos
permitió también mejorar la
cinética de lixiviación.
Actualmente al agregar el
oxígeno líquido se han obtenido
buenas recuperaciones sobre
todo con mineral de baja ley, así
mismo se tiene evaluando la
posibilidad de dejar afuera
algunos tanques de lixiviación
(los 3 últimos) en donde esto nos
ayudaría en ahorrar costos
(menos energía, menos
mantenimiento, menos trabajo
para los operadores de
lixiviación, entre otros)
Agradecimientos
Un agradecimiento muy especial a los
Ingenieros José Luis Hoyos Gonzalez
(Gerente General Mina Álamo Dorado)
y Chris Warwick (Gerente General de
Pan American Silver en México) por su
gran apoyo y su autorización para
poder presentar este trabajo, así mismo
también deseo agradecer al Ing. Bianey
Alejandra Morales Castro (Supervisor
de Planta Álamo Dorado) por su valiosa
ayuda en preparar la información de
este documento.
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Characterization of Head and
Tailings Samples prepared for
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 Guo, Deschenes, Pratt, Fulton
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kinetics and mechanisms of
surface reactions during
cyanidation of gold in the
presence of pyrite or stibnite,p1-
8

16
Curriculum Resumido del Conferencista
Miguel Angel González es Ingeniero Metalurgista, egresado de la Universidad
Nacional de Ingeniería (UNI) en Lima-Perú, el cual cuenta también con una Maestría
en Ingeniería de Minerales realizado en la Universidad Autónoma de San Luis Potosí
(UASLP) en San Luis Potosí-México, además cuenta con un Diplomado en Formación
Gerencial realizado en el Tecnológico de Monterrey en Sonora-México.
Él actualmente trabaja en Pan American Silver – México, donde tiene la posición de
Gerente de Planta en la Mina Álamo Dorado. Es miembro profesional de la SME
(Society for Mining, Metallurgy and Exploration), además pertenece a la AIMMGM
(Asociación de Ingenieros de Minas, Metalurgistas y Geólogos de México).
Tiene más de 12 años de experiencia en minería habiendo antes trabajado en
empresas mineras tales como: Minsur, Hochschild y Goldcorp. Ha sido expositor de
varios congresos y workshops en México y Perú, así mismo ha visitado diversas minas
en países como EEUU, Republica Dominicana, Perú y México.
También es co-autor de 2 publicaciones internacionales en revistas tales como la
Journal of Dispersion Science and Technology y la Journal of Colloid and Interface
Science.

Trabajo Tecnico Metalurgia 2015 (Miguel Gonzalez)

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