oro
DESCRIPTION
mineralTRANSCRIPT
UNIVERSIDAD NACIONAL “SAN LUIS GONZAGA” DE ICA
FACULTAD DE INGENIERIA QUIMICA
“LOS MECANISMOS DEL
METODO DE VAT LEACHING Y
LA CIANURACION DE ORO DE
COLA EN MUESTRAS
PRIMARIAS”
BORRADOR
PARA OPTAR EL TITULO DE INGENIERO QUIMICO
PRESENTADO POR:
Bach: MALDONADO TAIPE, Erwin
Bach: VELARDE MORENO, Erick Dickmar
ICA - PERU
2008
DEDICATORIA DE Erwin.
A mis padres, hermanas y las personas
que con especial cuidado forjaron mis
ideales y fueron el motivo para alcanzar
mis metas con determinación.
DEDICATORIA DE Eric Dickmar
A mis padres, hermanas y personas
cuya constancia y fortaleza fueron el
reflejo de mis acciones y el logro de
mis metas.
2
RESUMEN
Debido al incremento al incremento en el precio de mineral aurífero hemos
desarrollado, el siguientes estudio de investigación empleando los mecanismos
del método de vat leaching y la cianuración de oro de cola en muestras primarias
están recibiendo considerable atención en la actualidad.
La tecnología de cianuración de minerales auríferos es muy conocida y tiene la ventaja
que en muchos casos permite evitar uso del mercurio, además esta técnica deja
aprovechar mejor los recursos porque permite recuperar oro aun de minerales
marginales. Los montos de inversión son relativamente bajos si se les compara con la
inversión en plantas de cianuración por agitación, Los costos de operación son mucho
más bajos, y el control de la operación en si es además muy sencilla.
El deber del estado consiste en capacitar a los agentes involucrados para que con el
debido asesoramiento usen la cianuración adecuadamente y responsablemente, dado
que esta es una alternativa variable y práctica, a mejor medida de los pequeños
mineros.
3
INTRODUCCION
La cianuración utiliza la propiedad del oro y de la plata de disolverse en
soluciones diluidas de cianuro de sodio o potasio, en presencia de oxígeno,
preferentemente a otos minerales y tiene la ventaja que permite evitar el uso
del mercurio, asimismo esta técnica admite aprovechar mejor los recursos
porque permite recuperar oro aún de minerales marginales. El monto de
inversión para la instalación de una planta de lixiviación en Vat Leaching son
relativamente bajos si se les compara con la inversión en plantas de
cianuración por agitación. Los costos de operación son mucho más bajos, y el
control de la operación en si es además muy sencilla.
Durante años personas vinculadas a este sector, mayoritariamente informales,
han desarrollado actividades extractivas aprovechando, principalmente, la fácil
metalurgia extractiva de la amalgamación, obviamente mediante el uso del
mercurio metálico. Sin embargo dondequiera que los mineros hayan estado
han hecho un uso indiscriminado e irresponsable del aludido elemento. Por
esta razón decenas y probablemente cientos de TM de mercurio han sido
lanzadas al ambiente, ya sea en estado líquido en los relaves o como vapor de
mercurio en el momento de la separación del oro del mercurio mediante el uso
de sopletes.
4
Sabido es la alta toxicidad de este metal así como de su difícil degradación
cuando está formando compuestos orgánicos, como el metil- mercurio. Frente
a ello, una alternativa para evitar, o disminuir la contaminación, y obtener
mayores recuperaciones en el beneficio de minerales de oro es la lixiviación de
oro mediante el uso adecuado de soluciones diluidas de cianuro de sodio o de
potasio. Para el caso del pequeño productor minero de la provincia de Nazca y
Caravelí, la alternativa más adecuada es la lixiviación en Vat Leaching, que no
es otra cosa que el tratamiento de la mena aurífera por cianuración y la
extracción del contenido metálico por carbón activado.
5
ÍNDICE
Pág.
RESUMEN. 3
INTRODUCCIÓN 4
INDICE 6
CAPITULO I
ASPECTOS GENERALES
1.1. Definición del problema 10
1.2. Importancia. 12
1.3. Objetivos 12
1.3.1. Objetivo General 12
1.3.2. Objetivos Específicos 12
1.4. Hipótesis 13
1.5. Variables 13
1.5.1. Variable Independiente 13
1.5.2. Variable Dependiente 13
1.6. Justificación. 13
1.6.1. Justificación Técnica 13
1.6.2. Justificación Económica 14
6
1.6.3. Justificación Social 14
CAPITULO II
MARCO TEÓRICO
2.1. Introducción 15
2.2. Mineralogía: propiedades de los minerales del oro 17
2.3. Principales zonas de mineria artesanal/informal 18
2.4. Métodos de cianuración 21
2.4.1. Método de cianuración tipo “DUMP LEACHING” 21
2.4.2. Método de cianuración tipo “HEAP LEACHING” 21
2.4.3. Método de cianuración tipo “VAT LEACHING” 22
2.4.4. Método de cianuración por agitación 22
2.5. Operación Vat Leaching para la recuperación del oro y plata 23
2.6. Descripción de la operación metalúrgica en Vat Leaching 24
2.6.1. Chancado 25
2.6.2. Molienda 25
2.6.3. Aglomeración 26
2.6.4. Curado 27
2.6.5. Riego 27
2.6.6. Adsorción/deserción 28
2.7. El cianuro 29
2.7.1. Generalidades 29
2.7.2. Usos del cianuro 30
2.7.3. Manipuleo y destrucción dl cianuro 30
7
2.8. Termodinámica d la cianuración 31
2.9. Mecanismo electroquímico 33
2.10. Cinética de disolución de oro 36
2.11. Efectos acelerados y retardados de la cinética de disolución del
oro 38
2.11.1. Efecto del oxígeno en la disolución de oro 38
2.11.2. Efecto del cianuro libre en la disolución de oro 38
2.11.3. Efecto del tamaño de partícula en la disolución del oro 39
2.11.4. Efecto de la alcalinidad sobre la disolución de oro 39
2.12. Cianuración de minerales de oro 40
2.13. Decisión para elegir el método correcto 41
2.14. Aplicación del oro 44
2.15. El impacto medioambiental de la minería artesanal 45
2.16. La lixiviación de cianuro y el comercio toxico 47
2.17. Una visión de futuro de la minería y el desarrollo sostenible para
los próximos 15 años 48
2.18. Entender los conflictos en la minería 50
2.19. Acuerdos y compromisos para que la minería aporte al desarrollo
sostenible 52
CAPITULO III
DESARROLLO EXPERIMENTAL
3.1. El oro 57
3.2. Propiedades físicas y químicas 57
8
3.3. Mineralurgia 58
3.4. Yacimiento 58
3.5. Caracterización de los yacimientos 59
3.6. Análisis granulométrico 60
3.7. Análisis mineralógico de las muestras de colas de flotación 62
3.8. Estudio de la materia prima 62
3.9. Pruebas metalúrgicas en recuperación del oro por cianuración 67
3.10. Técnicas de análisis químico 86
CAPITULO IV
ANALISIS Y DISCUSION DE RESULTADOS
4.1. Análisis de los resultados. 93
4.1.1. Análisis del consumo de cianuro 93
4.1.2. Análisis de las curvas de cinética de disolución 96
4.2. Discusión de los resultados. 97
4.2.1. Discusión del consumo de cianuro 97
4.2.2. Discusión de las curvas de cinética de disolución 97
CONCLUSIONES. 99
RECOMENDACIONES. 101
BIBLIOGRAFÍA. 103
9
CAPITULO I
ASPECTOS GENERALES
1.1. Definición del problema
En la Provincia de Nazca y Caravelí, se desarrolla una intensa actividad
minera del Oro, teniendo como protagonistas a los mineros informales que
participan directamente en la producción del mineral, a las plantas
comercializadoras que procesan el mineral, a los pequeños empresarios
mineros y a todos los profesionales que están a cargo de las diferentes
operaciones metalúrgicas a lo largo y ancho de esta zona minera.
Para el beneficio de estos minerales de oro, se aplica el proceso de
Gravimetría- Amalgamación a los minerales de alta ley en Oro, y el
Proceso de Cianuración a los minerales de baja ley en oro. Para el caso
de la Gravimetría se usa el “Quimbalete” y para el caso de la Cianuración
se usan los métodos de “Cianuración Carbón en Pulpa” y el método de la
“Cianuración Vat Leaching”.
10
Es conocido que la mayoría de estas operaciones metalúrgicas para
recuperar el oro se realizan artesanalmente con poca información teórica
y practica de los procesos y su aplicación en los minerales, sin medidas
de seguridad, con perjuicio de la salud de los mineros artesanales y del
medio ambiente. A esto se suma la falta de evaluaciones económicas en
los procesos de recuperación del oro, así como en la comercialización del
oro en forma de: Relaves y oro refogado, dando lugar al cierre de muchas
de estas operaciones mineras.
Es prioritario capacitarnos en cada uno de estos aspectos relacionados al
beneficio de los minerales para recuperar el oro, protegiendo nuestra
salud, protegiendo el medio ambiente y lograr operaciones con
rentabilidad económica. A continuación los conceptos básicos, las
operaciones, controles de calidad, seguridad y evaluaciones metalúrgicas
y económicas de la Cianuración en el tratamiento de minerales de Oro de
la Franja Aurífera de esta zona.
¿De que manera los mecanismos del método de Vat Leaching influyen
en el rendimiento de la cianuración de oro de cola en muestras primarias?
1.2. Importancia.
11
Que a través de los mecanismos por el método de Vat Leaching
proporciona una adecuada preparación de estudio a los pequeños
mineros para que puedan recuperar eficientemente soluciones cianuradas
de oro de cola en muestras primarias
1.3. Objetivos
1.3.1. Objetivo General
Analizar los mecanismos del método de Vat Leaching que influyen
en el rendimiento de la cianuración de oro de cola en muestras
primarias
1.3.2. Objetivos Específicos
Analizar la ley de las muestras primarias.
Desarrollar la cinética de reacción de la cianuración del oro.
Desarrollar la fundamentación termodinámica de la
cianuración del oro
Verificar la mayor Recuperación de solución de Oro.
1.4. Hipótesis
12
Los mecanismos del método de Vat Leaching influyen en el rendimiento
de la cianuración de oro de cola en muestras primarias
1.5. Variables
1.5.1. Variable Independiente
Los mecanismos del método de Vat Leaching
1.5.2. Variable Dependiente
Rendimiento de la cianuración de oro de cola en muestras
primarias
1.6. Justificación.
1.6.1. Justificación Técnica
Si bien la lixiviación por el cianuro será siempre el procedimiento de
base para el tratamiento de los minerales de oro, nuevas técnicas
han aparecido (al mismo tiempo que se abandonan otras, como la
amalgamación con mercurio). Además hay que tener en cuenta que
una gran parte del oro que se produce en Perú, proviene del
tratamiento de concentrados de cobre, zinc y plomo, en los que es
un subproducto valioso.
1.6.2. Justificación Económica
13
La lixiviación 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 en el año 80; en la actualidad
se implementa el reúso del carbón activado y se beneficia
minerales con fuerte contenido de finos mediante aglomeración.
1.6.3. Justificación Social
Durante años personas vinculadas a este sector, mayoritariamente
informales, han desarrollado actividades extractivas aprovechando,
principalmente, la fácil metalurgia extractiva de la amalgamación,
obviamente mediante el uso del mercurio metálico. Sin embargo
donde quiera que los mineros hayan estado han hecho un uso
indiscriminado e irresponsable del aludido elemento. Por esta razón
decenas y probablemente cientos de TM de mercurio han sido
lanzadas al ambiente, ya sea en estado líquido en los relaves o
como vapor de mercurio en el momento de la separación del oro
del mercurio mediante el uso de sopletes. Sabido es la alta
toxicidad de este metal así como de su difícil degradación cuando
está formando compuestos orgánicos, como el metil- mercurio.
14
CAPITULO II
MARCO TEÓRICO
2.1. Introducción
Etimología: Del latín aurum.
Fórmula química: Au.
De símbolo Au (del latín aurum, `oro'), es un elemento metálico, denso y
blando, de aspecto amarillo brillante. El oro es uno de los elementos de
transición del sistema periódico. Su número atómico es 79. (Figura 2.1)
Propiedades físicas:
Sistema: Cúbico. Hábito: son raros los cristales en forma octaédrica,
cúbica o rombo decaédrica; normalmente se presenta unos granos muy
pequeños e informes, en laminillas difundidas en una matriz de cuarzo o
de roca; las formas dendríticas son raras; en los placeres son comunes
también los agregados compactos y redondeados, conocidos con el
15
nombre de pepitas. Color: Amarillo de latón, el Oro rico en Plata es más
pálido, mientras que la impureza de cobre le da un matiz rojizo. Raya:
amarilla dorada. Brillo: metálico. Dureza: 2,5. Densidad: 19,3.
Figura 2.1. Mineralogía del oro
Descripción:
El Oro junto con la Plata, platino, etc., forman el grupo de los metales
preciosos. El Oro ha ejercido una gran influencia en el poblamiento de
algunas regiones, pues la noticia de su existencia ha traído siempre a
millares de personas ansiosas de hacerse ricas rápidamente. Como ente
de transacción económica internacional, el oro ha sido expresado en
base a la unidad de quilates; el oro puro tiene por ley 24 quilates.
Origen:
El Oro al igual que la palta, es encontrado algunas veces en estado de
pureza. Se extrae de las siguientes fuentes: en las vetas de Oro,
generalmente acompañado de cuarzo; el Oro de aluvión, y como
producto derivado de otras industrias manufacturadas, como la del
cobre, estaño y zinc.
16
El Oro está enlazado genéticamente con las intrusiones ácidas, el más
característico es el de origen hidrotermal en los filones cuarcíferos, donde
va acompañado de la Pirita, la Arsenopirita, la galena, las menas grises,
la Calcopirita, la bismutina, los telúridos. Además, el Oro se encuentra en
las menas de los yacimientos de polimetales, Cobre, metales raros,
Uranio y otras, de las cuales se extrae simultáneamente.
2.2. Mineralogía: propiedades de los minerales del oro
El oro puro es el más maleable y dúctil de todos los metales. Puede
golpearse con un martillo hasta conseguir un espesor de 0,000013 cm, y
una cantidad de 29 g se puede estirar hasta lograr un cable de 100 km
de largo. Es uno de los metales más blandos (2,5 a 3 de dureza) y un
buen conductor eléctrico y térmico. El oro es de color amarillo y tiene un
brillo lustroso. Como otros metales en polvo, el oro finamente dividido
presenta un color negro, y en suspensión coloidal su color varía entre el
rojo rubí y el púrpura.
El oro es un metal muy inactivo. No le afecta el aire, el calor, la humedad
ni la mayoría de los disolventes. Sólo es soluble en agua de cloro, agua
regia o una mezcla de agua y cianuro de potasio. Los cloruros y cianuros
son compuestos importantes del oro. Tiene un punto de fusión de
17
1.064 °C, un punto de ebullición de 2.970 °C y una densidad relativa de
19,3. Su masa atómica es 196,967.
2.3. Principales zonas de mineria artesanal/ informal.
Las zonas con mayor incidencia de actividad en minería aurífera
artesanal/ informal del país, son las siguientes (Tabla 2.1):
Tabla 2.1: Principales zonas de mineria artesanal/ informal
Departamento Provincias Tipo de Yacimiento
Madre de Dios Tambopata y Manú Placeres
Puno Sandia y Carabaya Filoneanos y placeres
Ica Palpa y Nazca Filoneanos
Arequipa Caravelí-Camana-Condesuyos
Filoneanos
Ayacucho Lucanas-Parinacochas
Filoneanos
La Libertad Pataz-Otuzco-Huamachuco
Filoneanos y placeres
Cajamarca Cajabamba Filoneanos
Piura Ayabaca y Piura Filoneanos
Lima Canta Filoneanos
Pasco Pasco Filoneanos
18
Se desarrolla también minería aurífera informal, de placeres; en menor
escala en las regiones de la Selva Norte (departamentos de Cajamarca,
Amazonas y Loreto) y de la Selva Central (departamentos de Huánuco y
Ucayali).
La minería artesanal No-Metálica tiene mayor incidencia en los
departamentos de La Libertad Junín, Ayacucho, Cusco, Arequipa. Tacna
y Moquegua y esta orientada fundamentalmente a la producción de
materiales de construcción, caliza, dolomita, cuarcita, sílice, yeso,
arcillas, lajas, carbón mineral y otros.
Según una investigación económica “Minería artesanal y Minería a gran
escala en el Perú”, realizada el año 2006, por el Dr. en socioeconomía
del desarrollo, Víctor Torres C, para la ONG Cooperación, en el período
de 12 años (1994-2005) la producción de oro de la minería artesanal se
redujo en 8.7%.
Según ese estudio, la producción de este tipo de minería alcanza un
punto máximo en 1994-1995 (24.5 toneladas); y luego de un descenso,
habría llegado a 22.3 toneladas, durante 2006.
El autor coincide con otros especialistas en que el MEM se ha limitado a
registrar información de la minería de Madre de Dios, perjudicando el
tener un seguimiento nacional de la producción minero informal y por lo
19
tanto sus estimados de producción no tienen un sustento que le de
confiabilidad técnica.
Zona Ica-Ayacucho-Arequipa
Tipos de Yacimientos Filoneanos
Principales zonas de operación Dispersas cubriendo una área de
aproximadamente de 50,000 Km2,
siendo las principales las siguientes:
Saramarca - Tulin – Ingenio – Lomo
de Camello Huanta – Pallarniyocc –
Santa Filomena – San Luis – Chala -
Relave – Mollehuaca – Chaparra –
Venado – Eugenia – Cerro Rico.
Métodos de explotación Explotación selectiva de vetas
angostas de alta ley utilizando
perforación manual y mecanizada.
Personal ocupado directamente 9500
Producción estimada 4,900 Kg Au/año, con un valor
estimado de US$/ 76.6 Millones.
Principales impactos
ambientales
Contaminación por mercurio
Contaminación por Cianuro
Estatus Legal La mayor parte (85 %) opera
informalmente en derechos mineros
de terceros, incumpliendo las normas
de seguridad e higiene mineras y
ambientales.
20
2.4. Métodos de Cianuración
2.4.1. Método de Cianuración tipo “DUMP LEACHING”
Este método consiste en el amontonamiento del mineral tal como
sale de la Mina, con el menor manipuleo del material, se procesan
en gran volumen (millones de toneladas) con camas de una altura
de mas de 80 metros, su sistema de riego es por goteo con
soluciones cianuradas de bajísima concentración, los contenidos
de oro en los minerales es bajo están alrededor de 1 gramo por
tonelada de mineral. Es el caso de Minera Yanacocha y de
Minera Pierina.
La recuperación de oro en solución la realizan usando el Merril
Crowe, el cemento de oro y plata obtenido lo funden y lo
comercializan.
2.4.2. Método de Cianuración tipo “HEAP LEACHING”
Este método es similar al Dump Leach, es el apilamiento o lo que
es lo mismo formar pilas de mineral para ser rociadas por
soluciones cianuradas por el sistema de goteo, aspersión o tipo
ducha.
El volumen de material es menor que el Dump pero los
contenidos de oro son mayores a 1 gramos por tonelada, lo que
permite en la mayoría de las operaciones Heap una etapa de
21
chancado a un tamaño de ¼ de pulgada al 100 %. En muchas
partes del mundo se continua haciendo Heap leach con chancado
del mineral, aprovechando la alta porosidad que tienen los
minerales.
2.4.3. Método de Cianuración tipo “VAT LEACHING”
El nombre del método esta referido a que el mineral esta en un
recipiente tipo Batea, entonces el Vat Leaching sería el
acumulamiento de mineral en una batea o un equivalente que
puede ser pozas de concreto o mantas transportables, en el que
se agrega las soluciones cianuradas por inundación, las
operaciones pueden ser de diverso tamaño, las leyes en oro
deben justificar la molienda, previamente a los riegos de
soluciones cianuradas, se realiza una aglomeración al material
molido.
Este método mayormente se aplico a los relaves de
amalgamación de la zona, por los costos bajos y la metodología
casi artesanal, en el sistema de mantas transportables. Para el
caso de minerales frescos evaluar el costo beneficio frente a una
operación continua de agitación Carbón en Pulpa.
2.4.4. Método de Cianuración por agitación
La Cianuración por Agitación es el Método que requiere de la
máxima liberación del mineral, para obtener buenas
22
recuperaciones en oro, si el oro es mas expuesto a las soluciones
cianuradas, mayor será su disolución del oro. La recuperación de
oro de las soluciones “ricas” se realiza en dos formas. Una es la
del Carbón activado (CIP) y la otra técnica es la de precipitar con
polvos de zinc ( Merril Crowe).
Finalmente, hay que usar algunas técnicas como la Desorciòn del
carbón activado, La electro deposición del oro y la Fundición y
Refinación del oro para obtener el oro de alta pureza.
2.5. Operación Vat Leaching para la recuperación del oro y la plata
Las operaciones para la recuperación del oro mediante el uso de
cianuros alcalinos se viene aplicando desde casi un siglo con mucho
éxito. Aunque en el pasado se decía que las operaciones de cianuración
estática no tenían altas recuperaciones los hechos demuestran que
cuando el oro es liberado recuperaciones metalúrgicas aceptables son
obtenidas. Así aunque en operaciones de cianuración por agitación
alcanzan recuperaciones de más de 90%, también se alcanzan similares
recuperaciones en plantas de cianuración Vat Leaching con tiempos de
tratamiento más prolongados.
La siguiente reacción es aceptada como la que representa la disolución
del oro (Ecuación de Elsner):
23
4 Au+8NaCN +O2+2H2O→4NaAu (CN )2+4NaOH
Los minerales de ganga presentes en el mineral son prácticamente
insolubles en cianuro. En general, desde el punto de vista operativo, se
podrían clasificar las operaciones de cianuración en dinámicas y
estáticas, dependiendo si el material sólido es sometido a movimiento o
no.
En casi todos los casos la extracción de los metales disueltos suele
hacerse mediante la precipitación por reducción iónica, esto es por
reemplazo del oro por otro metal como el zinc. Así desde hace mucho
tiempo se le extrae por el uso de polvo de zinc (método Merrill Crowe)
que requiere de la condición básica de desoxigenación mediante el uso
de una torre de vacío. Otro método para la extracción de los metales
disueltos es el uso de carbón activado por adsorción. Esto es posible por
el contacto de la solución con el carbón en columnas.
2.6. Descripción de la operación metalúrgica en Vat Leaching
La siguiente es una descripción de una típica operación metalúrgica en
Vat Leaching, si bien existen algunas diferencias operativas mínimas, en
general estas operaciones tienen patrones típicos.
24
2.6.1. Chancado
El mineral procedente de la mina es chancado con el uso de
chancadoras de quijadas o manualmente hasta conseguir un
tamaño adecuado, de aproximadamente ¾”. Como también es
posible procesar relaves de amalgamación, en este caso el
chancado es innecesario.
2.6.2. Molienda
El mineral chancado es introducido en molinos de bolas, una vez
cargado es cerrado y se realiza la molienda en seco durante una
hora y media aproximadamente. Concluida la molienda el molino
es descargado y el mineral pulverizado (polveado) es dispuesto
en la zona de aglomeración.
Una molienda adecuada de cualquier mineral sería aquella en la
que se haga la operación en forma continua (con entrada y salida
del mineral en forma simultanea) mediante el uso de agua,
porque además se tendría una granulometría ideal (tamaño de
partícula medido en malla Tyler), por ejemplo para la cianuración
suele ser 80% de las partículas de mineral a malla -200.
Pero, esta calidad de molienda no solo se obtiene por el uso de
agua para arrastrar las partículas finas sino porque un sistema de
molienda continúo cuenta con equipos de clasificación, de
25
manera tal que las partículas que no alcanzaron el tamaño
adecuado (las más grandes) regresen al molino para ser
remolidas.
Uno de los sistemas mas apropiados de clasificación es aquel
que usa hidrociclones. También es posible la molienda en seco
en forma continua mediante la aplicación de aire, este tipo de
molienda es típica de la molienda de minerales no metálicos en
los que no se puede usar agua. En este caso la clasificación se
hace mediante el uso de ciclones que funcionan con aire.
2.6.3. Aglomeración
El mineral o relave seco es mezclado con cemento y cal (para dar
alcalinidad protectora), en general el consumo de cemento oscila
alrededor de 12 kilogramos por TM de mineral o relave, la cal
dependiendo de la acidez del mineral, en alrededor de un
kilogramo por TM de mineral o relave. Una vez efectuada una
primera mezcla, que en general se hace manualmente, se
procede a humedecer la mezcla con la solución de cianuro
concentrada que suele ser de alrededor del 80% de todo el
cianuro a usarse en el tratamiento; el otro 20% se suele terminar
de agregar durante los siguientes días de la operación. En esta
etapa de aglomeración es posible hacerla manualmente o usando
un aglomerador cilíndrico por cuyo interior se adiciona la solución
26
concentrada de cianuro. El material aglomerado es depositado en
la poza de lixiviación, siempre teniendo cierto cuidado de no
dañar los “pellets” de material a ser procesado.
2.6.4. Curado
No es otra cosa que un reposo de la pulpa, es decir el material
con los reactivos ya aglomerado, en esta etapa lo que se hace es
dejar el material en reposo para que ocurra la reacción de
disolución del oro, y que se dan en un ambiente con presencia de
oxigeno (aeróbico), pero también para que el cemento y la cal
actúen con las arcillas y los “pellets” tomen consistencia.
Generalmente el tiempo de reposo no es más de 24 horas desde
que se concluyo el llenado de la poza, y es en esta etapa donde
se disolverá alrededor del 90% de todo el oro que se ha de
disolver durante toda la operación. Solo un 10% se disolverá en el
resto del tiempo de la operación. Tomar en cuenta que no se trata
del oro total contenido en el material, sino de solo aquel que se ha
de disolver.
2.6.5. Riego
Esta etapa consiste en riegos sucesivos para extraer el oro
disuelto y (disolver alrededor del 10% del total soluble), los riegos
son necesarios para disminuir la concentración del oro de la
27
solución, solución que es retenida en el mineral aglomerado como
humedad, esta humedad del material es alrededor de 18%. La
concentración de cianuro de sodio para el caso de Nazca y
Caravelí considerar del 1% al 2%.
Lo que se ha de buscar con los sucesivos riegos es llevar la
concentración del oro en soluciones a menos de 1.0 mg/l, o hasta
donde sea disminuirla rentablemente. Se suele hacer entre 12 y
15 riegos con la solución que recircula en circuito cerrado.
2.6.6. Adsorción/ desorción
La solución que recircula a contracorriente lo hace a través de
columnas de carbón activado en lecho fluidizado, generalmente el
carbón necesario se distribuye en 2 a 4 columnas de hierro o
PVC. Se usa carbón activado granulado de una malla adecuada
con capacidades de adsorción operativa de alrededor de 5 o 6 gr
Au/Kg de carbón. Lo adecuado es cosechar las 3 ó 4 primeras
columnas ya que la última concentra muy poco metal por lo que
es conveniente usarla en el siguiente proceso.
28
2.7. El Cianuro
2.7.1. Generalidades
En general se aplica aun grupo de sustancias químicas que
contienen carbono y nitrógeno (CN-). El cianuro a sido producido
por el hombre para usos industriales como la Minería, también se
encuentra en la Naturaleza.
El cianuro se forma naturalmente las plantas y animales la
producen y la utilizan como mecanismos de protección. Existe en
muchas frutas y verduras, semillas entre ellas en : durazno, maíz,
maníes, soya , yuca , etc.
Además el cianuro es producido por los escapes de automóviles, el
del cigarrillo etc. Actualmente el cianuro se produce industrialmente
mediante la combinación de gas natural y amoniaco a altas
temperaturas y presiones para producir cianuro de hidrógeno
(HCN) gaseoso, posteriormente es combinado con hidróxido de
sodio (NaOH) para producir cianuro de sodio (NaCN) en forma de
briquetas blancas y sólidas cuya producción anual alcanza 1.4
millones de toneladas.
En el mundo hay tres productores primarios del cianuro de sodio:
DUPONT en los Estados Unidos, ICI en Inglaterra y GUSSA
CORPORATION en Alemania.
29
2.7.2. Usos del cianuro
El cianuro se usa en la Industria Química Orgánica como el nitrilo,
el nylon, los plásticos acrílicos, otras operaciones como la
Galvanoplastia, para el endurecimiento del acero, aplicaciones
fotográficas, producciones de goma sintética, en medicina en
insecticidas y pesticidas.
En la industria Minería se usa en la Flotación como reactivo
depresor de la ganga y piritas, en la separación de cobre-bismuto y
molibdeno caso Antamina, la mayor cantidad se usa en
Cianuración del Oro.
2.7.3. Manipuleo y destrucción del cianuro
La clave para su uso es la implementación de sólidas practicas de
manipuleo del cianuro Las briquetas de cianuro producidas se
mantienen a temperatura y humedad controladas las que son
colocadas en contenedores roturados y sellados.
Todos los embarques de cianuro de sodio se acompañan con hojas
de seguridad (MSDS) donde figuran los datos químicos y de
toxicidad del cianuro de sodio y las instrucciones de su manipuleo
con las medidas de seguridad adecuadas.
30
En los procesos continuos de cianuración en la que se desechan
soluciones cianuradas con porcentajes permisibles de cianuro libre,
se dispone de tecnologías de destrucción de Cianuro de los
residuos de cianuración como también los métodos de recirculación
y recuperación del Cianuro.
Los métodos mas comunes son adición de hipoclorito de sodio en
solución, el peroxido de sodio en solución, la biodegradación
usando microorganismos y la degradación natural volatilizándose
en forma de HCN.
2.8. Termodinámica de la Cianuración
Los diagramas de Pourbaix que relacionan el potencial de oxido-
reducción (Ev) del metal con el PH del Medio (ver figura 2.2), muestran
que compuestos como: Au(OH)3 ; AuO2 ; (HAuO3)-2 y también el ión (Au)
+3 requieren elevados potenciales Redox (superiores al de la
descomposición del oxígeno) para formarse. La lixiviación del oro
metálico es, por lo tanto, muy difícil a causa de la gran estabilidad de
este último.
En el diagrama Au-H2O-CN, no obstante la reacción: Au(CN)2 + e = Au +
2CN se lleva a cabo dentro de los límites de estabilidad del agua. El
campo de estabilidad del complejo aurocianuro esta limitado por una
31
recta que inicialmente muestra una pendiente pronunciada (efecto de la
hidrólisis del cianuro a PH menor a 9) tornándose luego casi horizontal
debido a la acción oxidante del oxígeno en medio básico, hecho que a
su vez permite que se haga efectiva la reacción de lixiviación por
formación de aurocianuros.
En el mismo gráfico se puede observar que los compuestos Au(OH)3,
Au+3 y (HAuO3)–2 son reducidos por la introducción del cianuro.
Figura 2.2: Diagrama de Pourbaix del sistema oro–cianuro–agua a 25°C.
32
2.9. Mecanismo electroquímico
La disolución del oro está regida por los principios electroquímicos de la
corrosión, la explicación esquemática de este fenómeno se facilita
(mediante la figura 2.3), la reducción del oxígeno sobre la superficie
metálica en la zona catódica va acompañada por la oxidación del oro en
la zona anódica de acuerdo a las siguientes reacciones:
O2+2H2O+2e−→H2O2+2OH−(i)
2 Au→2 Au++2e− (ii)
Au++2CN−→ Au(CN )−2(ii)
Ecuación fundamental de la Cianuración:
4 Au+8NaCN +O2+2H2O→4NaAu(CN )2+4NaOH
O2+2H2O 4e−→4OH−
Zona catódica
Zona anódica
Au+2CN−→ Au(CN )2−+e−
Zona anódica
Au+2CN−→ Au(CN )2−+e−
→ Au(CN )2−
←CN−
Figura 2.3: Esquema de disolución del oro en medio cianuro
33
ox
red
E
E 2O
2)(CNAu
OH
Au
Desde el punto de vista termodinámico, y tal como se representa en la
figura 2.4, la reacción de disolución del oro se realizará si el potencial de
reducción del oxígeno disuelto, Ered, es superior al potencial de oxidación
del oro, Eox.
Figura 2.4: Potencial de las reacciones parciales del oro
Catodo(+)
O2+2H2O+4e−→4OH− , Ered=0 . 4 V
Ered=0 . 4+0 .064
logPO2
|OH−|4
Anodo(−)
Au+2CN−→ Au(CN )2+e− , Ered=−0 .6 V
Eox=−0. 6+0. 06 log|Au (CN )2
−|
|CN−|2
34
Como se necesita que Ered > Eox,
0 .4+ 0 .064
logPO2
|OH−|4¿−0 .6+0 . 06 log
|Au(CN )2−|
|CN−|2
ogPO2
|CN−|2
|OH−|4|Au(CN )2−|
¿−17
De lo anterior, se deduce que las mejores condiciones termodinámicas
para disolver el oro son:
a) Presión parcial de oxígeno elevada
b) Concentración de cianuro elevada
c) Concentración de iones OH- baja (pH moderamente alcalino)
Sin embargo, las condiciones industriales de cianuración son:
a) Presión parcial de oxígeno constante (0.21 atm)
b) Concentración de cianuro baja
c) pH elevado
Estas dos últimas condiciones son para evitar la hidrólisis del cianuro y
su posterior volatilización, según la reacción:
CN−+H2O→HCN+OH
La figura 2.5 muestra la curva de equilibrio ácido-base del cianuro,
correspondiente a la reacción:
35
HCN→CN−+H+ , pKa=9 .3
Esta curva muestra bien que para tener el cianuro estable en solución y
evitar la formación del ácido cianhídrico, veneno mortal y volátil, es
necesario trabajar a un valor de pH igual o superior a 11.
Figura 2.5: Diagrama Ev-pH del sistema cianuro-agua y diagrama del
equilibrio CN-/HCN (pKa=9.3). Note que el cianuro es termodinámicamente
instalable en agua, pero su oxidación a CON- es muy lenta, por lo que
puede existir en agua
2.10. Cinética de disolución de Oro
Los aspectos cinéticos de la disolución del oro en medio cianuro, pueden
ser examinados con la ayuda de las curvas de polarización de los
sistemas electroquímicos involucrados, representados en la figura 2.6.
36
Por lo tanto, cuando la concentración de cianuro es suficiente (10-2 M), la
velocidad de disolución del oro, es controlada por la difusión del oxígeno
disuelto hacía la partícula de oro. De esta manera todas las condiciones
que permitan acelerar o catalizar la reacción de reducción del oxígeno
disuelto sobre el oro, tales como: agitación, temperatura, pH, etc., son
muy favorables para la disolución del oro contenido en el mineral.
Figura 2.6: Interpretación de la cinética de cianuración de oro por el
intermedio de las curvas de polarización.
Una reacción fisicoquímica en el cual se hallan involucradas una fase
sólida y otra líquida se consuma en las cinco etapas siguientes:
1.- Difusión de los reactantes desde la solución hasta la interfase
sólido líquido.
37
2.- Adsorción de los reactantes en la superficie del sólido.
3.- Reacción en la superficie.
4.- Desorciòn de los productos de la reacción de la superficie del
sólido.
5.- Difusión de estos productos de la interfase sólido-líquido a la
solución
2.11. Efectos aceleradores y retardadores de la cinética de disolución del
oro
2.11.1. Efecto del oxígeno en la disolución de oro
El alto consumo de oxígeno retarda la reacción, existen altos
consumidores de oxígeno como la pirrotina, se descomponen
fácilmente formando hidróxidos que se oxidan con el oxígeno.
Para estos caso es necesario usar agentes oxidante como el
peroxido de oxigeno o en todo caso airear la pulpa para
compensar el consumo excesivo del oxigeno.
2.11.2. Efecto del cianuro libre en la disolución de oro
La presencia del cianuro libre, retarda la disolución en el caso
que se de un alto consumo de cianuro debido a : La formación
de complejos cianurazos.
38
La producción de un sulfuro auroso insoluble sobre la superficie
del oro, La deposición de peróxidos, La aparición de cianuros
insolubles, La absorción sobre la ganga especialmente de
cuarzo y aluminosilicatos, La presencia de zantatos en el
mineral flotado que forma una capa fina de zantato áurico
insoluble que evita la disolución de oro. La degradación del
cianuro por hidrólisis, el cual depende de la cantidad de álcali
libre. Las concentraciones bajísimas de cianuro menores a
0.001 % que no disuelven oro.
2.11.3. Efecto del tamaño de partícula en la disolución del oro
El tamaño de partícula es determinante en el tiempo de
disolución, a mayor diámetro, mayor será el tiempo de
disolución, el denominado oro grueso, si asumimos una
reducción de 3.36 micrones por hora (datos encontrados por
Barsky), un grano de oro de 44 micrones de espesor (malla 325)
tomaría no menos de 13 horas para disolver, otro grano de 119
micrones (malla 100) tomaría no menos de 44 horas para su
disolución. Si la asociación es con plata metálica es mayor el
tiempo. Cuando el oro grueso libre ocurre en los minerales, la
práctica usual es superarlo con gravimetría previa.
2.11.4. Efecto de la alcalinidad sobre la disolución de oro
1.- Evita perdidas de cianuro por hidrólisis.
39
2.- Evita perdida de cianuro por acción del dióxido de carbono
del aire.
3.- Descompone los bicarbonatos en el agua antes de ser
usados en cianuración.
4.- Neutraliza los compuestos ácidos contenidos en el mineral
5.- Neutraliza los contenidos en el agua, sales ferrosas y
férricas etc.
6.- Ayuda en la sedimentación de partículas finas.
7. Mejora la extracción cuando se trata minerales
conteniendo por ejemplo telururos.
2.12. Cianuración de minerales de oro
Es el método más utilizado, descubierto en el siglo pasado, ha sido
objeto de mejoras continuas. La ecuación global de la Cianuración es la
siguiente:
4 Au+8NaCN +O2+2H2O→4NaAu(CN )2+4NaOH
Esta ecuación pone en evidencia la necesidad de la presencia del
oxigeno para que la reacción tenga lugar. El oxigeno es añadido en la
solución por un simple agregado de aire. El ataque por el cianuro es
preferentemente conducido en medio alcalino y pH entre 10 a 11.5 para
evitar la formación del ácido cianhídrico (HCN), que se produce en un
40
medio ácido y conduce no solo a una pérdida de reactivos sino, sobre
todo, a la emanación de un gas extremadamente tóxico.
La alcalinidad del medio es controlada, en general, por la adición de cal
(la sosa es más costosa). El consumo de cal varía fuertemente según
los minerales (entre 1 kgl/t. de mineral a varios Kg./t en los casos más
difíciles). El cianuro utilizado es el cianuro de sodio (más raramente el de
potasio), con consumos habituales que van de menos de 200 g/Ton a 6
Kg./Ton en los casos más difíciles.
La concentración de cianuro de sodio en solución, varía de 100 ppm a
500ppm de NaCN en la mayoría de los casos. El tiempo de ataque es
dependiente del mineral tratado y de la dimensión de los granos de oro,
y suele variar de 16 a 40 horas. La recuperación de las partículas de oro
grueso por gravimetría permite reducir los tiempos de espera.
El ataque se realiza a temperatura ambiente, ya que este parámetro no
tiene influencia más que sobre la cinética de extracción. La cinética de
extracción y los consumos en reactivos están grandemente influenciados
por la mineralogía del mineral tratado.
2.13. Decisión para elegir el método correcto
1.- Evaluación de volumen de tratamiento
41
2.- Evaluación de la ley del mineral
3.- Evaluación metalúrgica del mineral
(Ver Figura 2.7, 2.8 y 2.9)
Figura 2.7: Metalurgia del oro (sistema informal)
42
Figura 2.8: Metalurgia del oro (sistema informal)
43
Figura 2.9: Métodos de cianuración convencional (Decisión económica)
2.14. Aplicación del Oro:
Es usado principalmente como base del sistema monetario y como
medio de pago en el comercio internacional. Desde la más remota
antigüedad se le ha empleado en la fabricación de joyas y adornos y
para acuñar monedas. También se utiliza con fines profesionales,
artísticos e industriales, como por ejemplo: joyería, fabricación de rayos
44
X, radioterapia, aparatos para transmitir el sonido, equipos fotográficos,
en la fabricación de armamentos, dentaduras, etc.
2.15. El impacto medioambiental de la minería artesanal
Uno de los principales impactos negativos de la minería en general es el
que tiene sobre el medio ambiente. El gran movimiento de tierras que
ocasiona la extracción de los recursos mineros altera la topología de la
zona en donde se realiza la explotación. Por otro lado, los procesos de
beneficiación de los minerales producen residuos altamente tóxicos, ya
sea por los insumos utilizados o por la liberación de sustancias químicas
como resultado del mismo proceso. La concentración de estos residuos
y sustancias ejerce un impacto negativo en el medio ambiente, lo cual
termina por tener graves consecuencias en los ecosistemas y,
eventualmente, en la salud humana. Afortunadamente, el cambio
tecnológico experimentado en el sector ha permitido la creación o
modificación de las técnicas mineras existentes para que se reduzcan
estos impactos ambientales. Asimismo, el diseño de sistemas de manejo
ambiental permite la implementación de ciertas prácticas que ayudan a
la prevención y/o al control de la contaminación.
Lamentablemente estos avances tecnológicos no son accesibles a los
mineros artesanales. En primer lugar, hay una total falta de información
por parte de los mineros artesanales sobre tecnologías apropiadas y
45
parámetros técnicos que puedan incidir en la disminución de los
impactos ambientales.
Ejemplo de esto, es el desconocimiento de métodos como la cianuración
como alternativa para el procesamiento del mineral aurífero y de los
parámetros técnicos que podrían hacerla más eficiente a la
amalgamación. En segundo lugar, las tecnologías alternativas requieren
de una alta inversión para los mineros, ya sea en términos de
aprendizaje o de recursos financieros. En los casos en que se ha optado
por la adopción de nuevas técnicas éstas han tenido que ser
promocionadas por el gobierno u otro tipo de instituciones. Aún así,
como se verá más adelante, los resultados pueden quedarse en un
conocimiento de las alternativas pero no en su utilización. En tercer
lugar, el desconocimiento de la conexión entre el deterioro del medio
ambiente y la salud humana hace que los mineros obvien la necesidad
de tener un manejo ambiental adecuado. Por ejemplo, un derrame de
mercurio ocurrido en una mina de gran envergadura en el 2000, provocó
la contaminación y hospitalización de varios pobladores y la
indemnización a las víctimas; la publicidad del hecho llegó hasta los
mineros artesanales del Sur Medio y en muchos centros mineros recién
se dieron cuenta del peligro que entraña la manipulación directa de
mercurio
46
2.16. La lixiviación de cianuro y el comercio toxico.-
La lixiviación del cianuro es una empresa peligrosa y puede resultar
potencialmente desastrosa. Por eso es tanto mas inquietante saber que
las compañías mineras del norte están considerando y algunas
desarrollando operaciones de lixiviación de cianuro en Latinoamérica.
A finales de 1992, la compañía Pinson Mining Company desarrollaba el
proceso de lixiviación de cianuro en la mina de oro Bellavista en Costa
Rica. En Chile, Amax Gold Inc. esta construyendo una operación de
lixiviación de cianuro en la mina de oro de Guanaco, y Placer Dome Inc.
esta considerando una instalación en la mina de oro de La Coipa.
Además, Battle Mountain Gold Company ya dispone de una instalación
de lixiviación de cianuro en la mina de oro de San Cristobal en Chile. Un
representante de industria reconoció que el estado legal de las
regulaciones en Chile en materia de lixiviación de cianuro es muy inferior
a los esfuerzos reglamentarios de los Estados Unidos
Más recientemente, una empresa particular en Canadá responsable del
financiamiento de una operación desastrosa de lixiviación de cianuro en
la mina de oro Summitville, en Colorado, esta actualmente promoviendo
un nuevo proyecto llamado Venezuelan Goldfields. Según este
financista, el gobierno venezolano estaría buscando inversionistas
extranjeros a raíz de los problemas ecológicos asociados al uso de
mercurio de los mineros de pequeña escala.
47
El gobierno venezolano (1992) haría bien de examinar la experiencia de
la mina Summitville. Operada por Galactic Resources, las capas de
lixiviación de cianuro empezaron a filtrarse en 1986. En 1987 se
registraron nueve derrames separados representando un total de
314.500 litros y en 1992, la Agencia Norteamericana de Protección
Ambiental descubrió que 11.100 litros de solución contaminada habían
sido descargados cada minuto de seis derrames diferentes. Esta
contaminación ha resultado en la muerte de peces en un río y
agricultores han señalado serios daños causados a las tierras cultivadas
e irrigadas con agua contaminada. La estimación de costo de limpieza:
60 millones de dólares. Al no poder pagar esta suma, Galactic
Resources ha tenido que declararse en quiebra
2.17. Una visión de futuro de la minería y el desarrollo sostenible para
los próximos 15 años
En primer lugar, nos anima la esperanza de construir una visión
compartida de un Perú mega diverso y democrático, trabajando juntos
por la igualdad de oportunidades de todas y todos los peruanos.
En el año 2021:
“La minería ha contribuido con el desarrollo sostenible del país como un
importante sustento y socio estratégico de la sociedad civil y del Estado,
aportando a la diversificación de la economía y a la igualdad de
48
oportunidades de las poblaciones locales. Su crecimiento ha sido
ordenado y basado en la estabilidad jurídica y social del país”.
Los sectores tales como la agricultura, ganadería, industria, turismo,
textiles, agroindustria, los bio- negocios y otras actividades económicas
y sociales locales se han expandido contando con la minería como un
importante apoyo, alcanzándose el incremento del valor agregado,
aprovechando las ventajas competitivas y el capital social existente.
La minería tributa significativamente para los diferentes niveles de
gobiernos y ha contribuido a acelerar el proceso de industrialización del
país, constituyendo un mercado de bienes y servicios, orientado a la
exportación.
Su actividad respecto al medio ambiente se ha desarrollado
responsablemente con el uso de tecnologías limpias. De otro lado, la
minería artesanal se ha formalizado cumpliendo con los estándares
ambientales y sociales. La educación, la ciencia y la innovación
tecnológica tienen en la minería a un sector que las promueve
sostenidamente.
Los actores vinculados a la minería - Estado, poblaciones, empresas,
organizaciones no gubernamentales e iglesia - han aportado al
fortalecimiento de la institucionalidad; de la gestión confiable,
transparente y responsable de los recursos; contribuyendo activamente
49
al desarrollo de las capacidades locales, la protección del medio
ambiente, el respeto a las identidades culturales y valores sociales
locales, así como en la construcción de relaciones de confianza y el
fortalecimiento de una cultura de diálogo y paz.
2.18. Entender los conflictos en la minería
La minería tiene gran importancia en la economía nacional por ser la
principal fuente de divisas. Sin embargo, es percibida por la población
como una actividad que produce impactos que afectan y no benefician a
las comunidades locales.
Consideramos que algunas causas que explican los conflictos sociales y
ambientales son las siguientes:
1. Las condiciones de desigualdad, pobreza extrema y sensación de
exclusión que viven importantes sectores de nuestra población, en
particular en aquellas zonas donde existen inversiones mineras.
2. La débil autoridad y precaria gobernabilidad democrática, en
particular por un Estado que está ausente o que, a pesar de su
presencia, carece de autoridad y capacidades para cumplir con sus
roles constitucionales.
3. Autoridades y líderes locales, amplios sectores de comunidades, y
empresas perciben al Ministerio de Energía y Minas (MEM) como
una entidad parcializada, poco creíble y que cumple un doble rol,
50
de juez y parte, en la promoción de la inversión minera y la
fiscalización de sus actividades.`
4. Los importantes avances en materia de participación y legislación
en responsabilidad social, tales como el D.S. 042, control de
pasivos ambientales y los planes de cierre, no son suficientemente
reconocidos por la ciudadanía.
5. La existencia de intereses diversos entre actores de la minería de
índole política, económica y cultural. Esta diversidad requiere ser
expresada y comprendida pues, de lo contrario, se producen
situaciones de antagonismo y confrontación.
6. El mayor acceso a la información y la expansión de la conciencia
de los derechos humanos en un mundo globalizado, ha generado
que las comunidades locales incrementen en los últimos años su
preocupación por temas ambientales como el agua, la
contaminación y los pasivos ambientales, generando una demanda
que, al no ser reconocida, crea las condiciones de incremento del
conflicto.
7. El sostenido e importante incremento de petitorios mineros por
parte de las empresas en todo el país, genera diversos procesos de
compra y venta de tierras y mayores demandas de recursos
hídricos. Esto ha ocasionado, en muchos casos, reacciones de las
comunidades o demandas que requieren ser reguladas bajo
nuevos procedimientos.
51
8. Los niveles de desconfianza, incomunicación y prejuicios que
existen entre los distintos actores de la minería, que han terminado
por distorsionar el alcance de las diferencias y bloquean la
posibilidad de encontrar soluciones concordadas.
9. Las constantes variaciones y demoras en la distribución del canon,
las decisiones del Ministerio de Economía y Finanzas (MEF)
dificultando la planificación y la ejecución de estos fondos en los
gobiernos locales y regionales, han limitado la eficiencia de las
inversiones y su aporte al desarrollo de las comunidades locales.
10. Las debilidades en las capacidades institucionales de las
autoridades de los gobiernos locales y regionales para formular
proyectos, negociar con las empresas y ejecutar recursos para
desarrollar proyectos a favor del desarrollo local.
2.19. Acuerdos y compromisos para que la minería aporte al desarrollo
sostenible
Actuando con transparencia, sin generar mecanismos de presión y
condicionamiento que nos dividan y distorsionen la justeza de nuestros
propósitos, proponemos los consensos básicos para la construcción de
una agenda.
52
a) Acuerdos:
1. El bien común está por encima de los intereses particulares.
La pobreza, la desigualdad y la exclusión son los principales
enemigos de la sociedad peruana.
2.2. La minería debe ser un factor de desarrollo local y nacional, y
en ningún caso un enclave de prosperidad en un mar de
pobreza y abandono.
3. Apostamos por el diálogo, libre, voluntario y con buena fe. La
forma de comunicarnos entre peruanos no puede ser sólo la
protesta y la violencia, ni el desconocimiento de los derechos
o justos reclamos de la población.
4. Respetamos las diferencias, valoramos la diversidad cultural
de nuestra sociedad y dejamos atrás posturas de negación a
aquellos actores que discrepan.
5. Aceptamos la confrontación de ideas y el ejercicio de la
movilización social en el marco de las leyes y el respeto a la
propiedad pública y privada.
6. Promovemos y destacamos las buenas prácticas sociales y
ambientales en la minería
b) Compromisos:
1. Promover la creación de una Autoridad Ambiental,
independiente de la regulación del Ministerio de Energía y
Minas, relacionada al sistema nacional ambiental y en el
53
marco de la Ley General del Ambiente, que garantice la
fiscalización adecuada de los estudios, fomente instrumentos
y mecanismos de evaluación y monitoreo ambiental
participativos, de alto nivel técnico, transparentes y
permanentes.
2. Que las empresas avancen en su responsabilidad social y
ambiental, aplicando con coherencia sus códigos de
conducta, reconociendo a las autoridades y organizaciones
sociales locales y a sus legítimos representantes, respetando
los derechos laborales y sometiéndose a certificaciones de
calidad ambiental y social.
3. Trabajar por un Estado con autoridad, plenamente
participativo, descentralizado en sus competencias y funciones
y que brinde información transparente y accesible.
4. Asumir un nuevo enfoque de gestión de cuenca y de
desarrollo de la normatividad en relación a los recursos
naturales y al medio ambiente. Que los temas del agua y la
tierra se manejen creativamente, respetando los derechos
existentes en base a un esquema donde todos ganen.
5. Trabajar por la conservación y uso racional de los recursos
naturales, en especial del agua, promoviendo que las
empresas y el Estado proyecten y realicen obras como:
represas, plantas de tratamiento, forestación y mejoramiento
del riego, y participen en la gestión concertada de recursos a
54
favor de la agricultura, la ganadería, la forestación, el turismo y
otra actividades que beneficien a las poblaciones.
6. Promover en forma conjunta, políticas educativas y desarrollo
de capacidades, desde los niveles básicos hasta el nivel
superior, creando una cultura de innovación tecnológica y
gestión de recursos naturales.
7. Los pasivos ambientales deberán ser mitigados y remediados
por sus dueños en base al principio de “el que contamina
paga”. Los pasivos ambientales sin dueño, deben ser
asumidos por el Estado mediante un esfuerzo conjunto con las
empresas y las agencias de cooperación internacional.
8. Promover que las ONGs y las organizaciones sociales
desarrollen sus propios códigos de conducta generando
mecanismos de transparencia y promoviendo la concertación
y el diálogo
9. Que las comunidades y poblaciones formulen con libertad y
fundamento sus propuestas, desarrollando iniciativas por
cauces democráticos, que respeten los procedimientos de
debate y consulta, sin recurrir a la violencia.
10. Los procesos de información y consulta ciudadana deben ser
accesibles a la población, generando relaciones de confianza
y colaboración con las comunidades desde el momento del
inicio de las exploraciones.
55
11. Impulsar el desarrollo local y regional, con la participación de
todos los actores (en particular las empresas mineras), en los
planes de desarrollo concertado, presupuestos participativos y
planes de acondicionamiento territorial.
12. Vigilar la aplicación de las regalías y del canon minero,
calculado este último sobre todos los impuestos que aporta la
minería, en base a mecanismos que permitan una inversión
eficiente y sostenible para el desarrollo de capacidades y la
ejecución de infraestructura básica.
56
CAPITULO III
DESARROLLO EXPERIMENTAL
3.1. El oro
En todos los tiempos el oro, ha concitado el interés humano porque este
metal ha sido empleado principalmente con fines monetarios o
decorativos. Su rareza e inalterabilidad han hecho de el un símbolo de
riqueza y poder.
3.2. Propiedades físicas y químicas
3.2.1. Físicas
Es maleable y dúctil, es blando su dureza es 3, la gravedad
específica es 19.3, su símbolo es Au, su número atómico es 79,
su peso atómico es 197.2, su punto de fusión es 1063 ºC, su
punto de ebullición es 2970 ºC y se cristaliza en el sistema
cúbico.
57
3.2.2. Químicas
El oro es fácilmente soluble en agua regia, que produce
cloro naciente.
El oro disuelve en ácido clorhídrico en presencia de
sustancias orgánicas.
El oro es disuelto por cloruros férricos u cúpricos.
El oro es algo soluble en una solución de carbonato de sodio
al 10 %
El oro es soluble en soluciones cianuradas
3.3. Mineralurgia.
El oro es susceptible de existir en cercanías geológicas relativamente
variadas (rocas sedimentarias, vetas intra plutónicas o peri plutónicas). El
oro es químicamente inerte en ambientes naturales y es poco afectado
durante el intemperismo y descomposición de la roca que lo contiene.
3.4. Yacimiento
Vetas de cuarzo con oro: Los placeres jóvenes compuesto por areniscas
y grava no consolidada, están en los cauces de los ríos. Los placeres
antiguos o fósiles se forman en el precámbrico han sido litificados o
conglomerados.
58
Oro diseminado: En estos yacimiento la rocas al bergantes son calizas
dolomíticas o carbonaceas, el oro esta diseminado, en tamaño de 0.1 – 10
micrones.
Oro como subproducto: Con otros metales como el cobre, plata y plomo.
3.5. Caracterización de los yacimientos
Los yacimientos auríferos en la zona Ica, Ayacucho y Arequipa son
primarios, es decir, vetas emplazadas en rocas volcánicas o
sedimentarias. La composición de estas vetas es relativamente simple,
consistente en cuarzo y pirita aurífera. Los yacimientos en esta zona se
dividen en 6 áreas principales de Norte a Sur. El área de Palpa y Nazca
en Ica que incluye a los yacimientos de Tulín, Saramarca, Angana, Santa
Rosa y Quimbalete, entre otros.
Las áreas mineras auríferas de Ayacucho son Huanca y Jaquí. La primera
incluye a los yacimientos de Huanca, Coca Cola y Lechera. Jaquí es un
área más amplia en la que se encuentran los yacimientos de Santa
Filomena, San Luis, Millonaria, Convento y Santa Rita, entre otros.
Arequipa cuenta con cuatro áreas mineras: Chala, Cháparra y Caravelí,
Ocoña y La Joya. El área de Chala incluye a los yacimientos de Flor del
Desierto, Francia, Orión, la Capitana, Mollehuaca, etc.
59
En el área de Chaparra y Caravelí, (figura 3.1.), se encuentran los
yacimientos de San Silvestre, Convento, Eugenia, Torrecillas, Sondor,
Calpa, etc. Ocoña incluye a los yacimientos de Posoc, Clavelina, Cerro
Ricos, etc. Finalmente, el área de La Joya incluye a los yacimientos de
Yuracmayo, Palca y Quishuarani, entre otros.
Figura 3.1. Plano de Ubicación de los yacimientos mineralógicos
3.6. Análisis granulométrico
El análisis de tamaño de la fracción < 500 mm a > 100 mm, de las colas
de flotación rougher pertenecientes a las muestras de las de Nazca y
Caraveli, empleando tamices de la serie ASTM, se presenta en la Tabla
3.1. La representación gráfica de los acumulados retenidos vs. Tamaño,
se presentan en la figura 3.2.
60
Tabla 3.1. Análisis granulométrico: Nazca y Caraveli
Intervalo granulométrico
(µm)
Peso
Directo (%) Rechazo Acumulado (%)
> 500 3.60 3.60
500/300 11.50 15.10
300/180 33.30 48.40
180/150 13.70 62.10
150/100 12.50 74.60
<100 25.40 100.00
Alimentación 100.00
Granulometrías de las colas de Cianuración
500, 3.60400, 15.10
240, 48.40
165, 62.10125, 74.60
100, 100.00
0.0010.0020.0030.0040.0050.0060.0070.0080.0090.00
100.00110.00
0 100 200 300 400 500 600
Tamaño (micrones)
Acu
mul
ado
Ret
enid
o
Serie1
Figura 3.2. Granulometría de las colas de flotación
61
3.7. Análisis mineralógico de las muestras de colas de flotación
Las observaciones realizadas con la lupa binocular y microscopio sobre
diferentes fracciones granulométricas de la muestra original y de las
colas de flotación indican la presencia de cristales alargados de grafito,
de hasta 3 mm, de color gris y brillo metálico.
Se observa también una consistente asociación de grafito con cuarzo,
en muchos casos conformando una textura gruesa inequigranular Las
observaciones dan como minerales de caja especies micáceas, granate
y óxidos principalmente. En la fracción - 850 mm se ha detectado la
presencia de pirita. El grafito se encuentra libre aproximadamente el 95
a 99 % en el tamaño -297 mm. No se ha detectado la presencia de oro
libre.
3.8. Estudio de la materia prima
Los relaves de amalgamación artesanal por su diversa procedencia
tienen distintas características, como se detallan algunos en el siguiente
tabla 3.2:
Tabla 3.2. Minerales de la zona
ProcedenciaLey Promedio gr
Au/Tms
Consumo de NaCN
kg./Tms
Saramarca 17.00 3.00
Sol de Oro 16.00 6.00
62
Otoca 18.00 4.00
Los Incas 15.00 7.00
Tulín 16.00 2.00
Santa Cruz 17.00 4.00
Huanca 24.00 3.00
Salaverry 17.00 5.00
El grado de molienda de estos relaves está en el orden de 40 a 50% -
200M; y por los estudios mineragráficos de los relaves de las diversas
zonas, el oro se encuentra en amalgamas residuales y principalmente
como inclusiones, con tamaños que oscilan entre 0.5 y 150 micras, por
lo cual es indispensable un mayor grado de liberación recomendable >
75% - 200 mallas.
3.8.1. Preparación, toma de la muestra
Se realizó un muestreo con los lotes de relaves de las diferentes
zonas, con un peso aproximado de 50.00 Kg., para efectuarle
pruebas de investigaciones metalúrgicas tendentes a captar el
mayor contenido de Oro y Plata posibles.
Las muestras en mención fueron zarandeadas para separar
elementos contaminantes (Guijarros, desechos), con lo que se
consiguió un producto 100% - 10 mallas, en estas condiciones se
63
efectuó un cuarteo correspondiente, de lo cual se tomaron partes
proporcionales para efectuar.
Análisis Químico Cuantitativo de Cabeza
Determinación del Peso Específico Aparente.
Análisis Granulométrico.
Pruebas experimentales de amalgamación y cianuración.
Las variables y condiciones operativas de las diversas fases
experimentales, se consignan en las hojas respectivas;
igualmente los cuadros de controles operativos y balances
metalúrgicos.
3.8.2. Procedimiento Experimental.
3.8.2.1. Análisis Químico Cuantitativo de Cabeza.
Au : 0.621 onz/T.C
Ag : 1.40 onz/T.C.
Cu : 0.29 %
3.8.2.2. Determinación del Peso Específico – Aparente.
Se empleó una fiola de 1 Lt de capacidad, las
determinaciones y cálculos que se realizaron son los
siguientes:
Peso de la fiola : 221.50 gr
Peso de la fiola + agua : 1219.00 gr
Peso de agua : 997.50 gr(ml)
64
Peso de relave : 300.00 gr
Peso de la fiola + relave : 521.50 gr ()
Peso de la fiola + relave + agua : 1415.34 gr ()
Volumen o peso de agua: () – () : 893.84 gr (ml)
Volumen de relave = 997.5 – 893.84 : 103.66 ml
Peso específico del relave = 300/103.66 : 2.89
gr/c.c.
3.8.2.3. Análisis Granulométrico y Distribución de valores.
El análisis granulométrico dio los siguientes resultados en
la Tabla 3.3:
Tabla 3.3. Análisis Granulométrico y Distribución de valores
%
Peso
Peso
Acumulad
o
Ley Au
Onz/T.C
Distribución
Au %
Acumulado
Au %
+ 35 3.80 0.333 2.00
+ 65 14.30 18.10 0.396 9.00 11.00
+ 100 11.30 29.40 0.424 7.60 18.60
+ 150 13.20 42.600.538 16.60 35.20
+ 200 6.30 48.90
- 200 51.10 100 0.802 64.80 100.00
Cabeza
calculada
100.00 0.632 100.00
65
Como se puede apreciar el 64.8% del oro se encuentra
en la fracción -200M, que corresponde a 51.10% el peso
de relave, once por ciento se encuentra en la fracción
gruesa + 65 mallas.
3.8.3. Investigadores preliminares.
Para el éxito de la explotación minero industrial es necesario que
la muestra sujeta a investigación, represente fielmente el mineral
que ha de alimentar a la planta, tanto química como
mineralógicamente; es decir, en el contenido de especies
mineralógicas que contienen los valores, los minerales de
asociación y la matriz; así como también los estados de
alteración, tamaños, asociación, etc. De las características,
dependerá además el tipo y tamaño adecuado de los equipos de
molienda, clasificación, agitación, asentamiento, etc., de tal
manera que para garantizar que la muestra sea representativa, es
indispensable el ponderado del mismo.
La cantidad total de la muestra se clasifica por mallas, escogiendo
del producto grueso ejemplares que representen
mineralógicamente a la mena sujeta a investigación, lo que
servirá para el estudio mineragráfico, en la que se determina la
66
naturaleza del mineral, tamaño de las partículas, asociación de
especies, texturas, etc.
Ahora bien, este material se cuartea perfectamente y de él se
toma una cantidad suficiente para la experimentación.
3.9. Pruebas metalúrgicas en recuperación del oro por cianuración.
3.9.1. Prueba de cianuración a 18 hr; VAT como llega.
3.9.1.1. Condiciones:
Peso muestra : 1.000 gr
Relación L/S : 4 a 1
H2O : 4,000 cc
Fuerza de cianuro : 0.10%
Cal : 2.10 gr
Tiempo : 18 Hr.
Cálculos para la prueba N° 01 – A
La carga de 4,000 gr, se preparó para trabajar con
dilución 4:1 (4,000 cc) y concentración de 0.1% N NaCN
(4,000 gr ó 40 cc de solución al 10% NaCN); por lo que
la primera adición de cianuro fue de 4.0 gr. A las 4.0 Hr
se tomaron 25 cc de solución que analizaron 0.076%
67
NaCN, en el mismo agitador quedaron 3.975 cc de
solución que contiene 3.975 x 0.00076 = 3.0210.
Al regresar a la agitación debe contener 4,000 cc de
solución al 0.1% NaCN, por lo que fue necesario,
adicionar 25 cc de agua y 4.000 – 3.0210 = 0.9790 gr
NaCN (9.7 cc de solución al 10%). A las 10.0 Hr se
tomaron 25 cc de solución que analizaron 0.075% NaCN,
y se retiraron consecuentemente 25 x 0.00075 = 0.0180
gr de NaCN. En el mismo agitador quedaron 3,975 cc de
solución que contiene 3,975 x 0.00075 = 2.9813 gr
NaCN.
Al regresar a la agitación debe contener 4,000 cc de
solución al 0.1% NaCN, por lo que fue necesario,
adicionar 25 cc de agua y 4.000 – 2.9813 = 1.0187 gr
NaCN (10.2 cc de solución al 10%). A las 18.0 Hr se
tomaron 25 cc de solución que analizaron 0.084% NaCN,
que fue la última lectura, ya que el tratamiento ha
terminado. Los 4,000 cc de solución del agitador con
0.084% NaCN; contenían 4,000 x 0.00084 = 3.3600 gr
NaCN.
68
Sumando las adiciones y las extracciones de NaCN, se
obtiene por diferencia el consumo obtenido, como se
aprecia en el cuadro siguiente:
PRUEBA N° 01 – A
Tiemp
o
hr
NaCN
adicionad
o
NaCN extraído
Inicial 4.000 gr
6.0 25 cc; 7.6; 0.076%; 0.0190 gr
6.0 0.9790 gr
10.0 25 cc; 7.5; 0.075%; 0.0188 gr
10.0 1.0187 gr
18.0 4.000 cc; 8.4; 0.084%; 3.3600 gr
TOTAL 5.9977 gr 3.3978 gr
► Consumo 5.9977 – 3.3978 = 2.5999 = 2.60 gr CNNa
por 1,000 gr de mineral.
Consumo NaCN por tonelada =
2. 60 gr1. 000 gr
=2. 60Kg .TM
► Consumo CaO = 2.0 gr por 1,000 gr de mineral
Consumo CaO por tonelada =
2.0 gr1. 000 gr
=2. 0Kg .TM
69
PRUEBA N° 01 – B
Tiemp
o
hr
NaCN
adicionad
o
NaCN extraído
Inicial 4.000 gr
6.0 25 cc; 7.5; 0.075%; 0.0188 gr
6.0 1.0187 gr
10.0 25 cc; 7.5; 0.075%; 0.0188 gr
10.0 1.0187 gr
18.0 4.000 cc; 8.4; 0.084%; 3.3600 gr
TOTAL 6.0374 gr 3.3976 gr
3.9.1.2. Leyes:
Cabeza: 0.621 onz/T.C.
Peso (mgr) Onz / T.C. % Recup.
Relave “A” 0.129 0.125 79.87
Relave “B” 0.128 0.124 80.03
3.9.1.3. Balance metalúrgico cianuración – 18 Hr, tal como
llega.
Indicando Ley
Onz/TC.
mgr.
Au
%
Au
cabeza 0.621 21.295 100.00
concentrado * 0.496 17.008 79.95
70
relave 0.125 4.287 20.05
(*) Calculado
TABLA I: CONTROL DIARIO
PRUEBA N° 01 DESCRIPCIÓN: PRUEBA DE CIANURACIÓN RELAVE
CIANURACIÓN A 18 HR., TAL COMO LLEGA
PRODUCTO PESOGrs.
ENSAYOS EXTRACCIÓN %Ag
onz/TCAu
Onz/TC% Cu Ag Au
0.621
PRUEBA A 0.125 79.87
PRUEBA B 0.124 80.03
Promedio 79.95
PRODUCTO
DETALLES EXPERIMENTALES
PesoGrs. S/L
Vol. CcH2O
% CN- CNNaGrs.
CaOGrs.
pHInicial
pHFinal
CNNaReman.
Consumo Kg./TM
CNNa CaO
“A” 1000 1/4 4,000 0.1 4 2.10 11.20 10.80 3.3600 2.60 2.10
“B” 1000 1/4 4,000 0.1 4 2.10 11.30 10.85 3.3600 2.64 2.10
PROCEDIM. CONTROL DEL PROCESO ANÁLISIS MALLASTiempo
Hr. pH NO3Agcc
CNNaReman.
CNNaAgr.
Ensayo mg/gl ExtracciónAg Au Ag Au
Malla % Peso“A”
6.0 11.18 0.0190 0.979010.0 11.00 0.0188 1.018718.0 10.80 3.3600
“B”
71
6.0 11.28 0.0188 1.018710.0 10.80 0.0188 1.818718.0 10.85 3.3600
72
3.9.2. Prueba de cianuración a 24 hr; VAT como llega.
3.9.2.1. Condiciones:
Peso muestra : 1.000 gr
Relación L/S : 4 a 1
H2O : 4,000 cc
Dureza de cianuro : 0.10%
Cal : 2.00 – 2.10 gr
Tiempo : 24 Hr.
3.9.2.2. Cálculos:
PRUEBA N° 02 – A
Tiemp
o
hr
NaCN
adicionad
o
NaCN extraído
Inicial 4.000 gr
8.0 25 cc; 7.8; 0.078%; 0.0195 gr
8.0 0.8995 gr
12.0 25 cc; 8.2; 0.082%; 0.0205 gr
12.0 0.7405 gr
20.0 25 cc; 8.1; 0.081%; 0.0203 gr
20.0 0.7802 gr
24.0 4.000 cc; 8.8; 0.088%; 3.5200 gr
TOTAL 6.4202 gr 3.5803 gr
73
PRUEBA N° 02 – B
Tiemp
o
hr
NaCN
adicionad
o
NaCN extraído
Inicial 4.000 gr
8.0 25 cc; 7.6; 0.076%; 0.0190 gr
8.0 0.9790 gr
12.0 25 cc; 8.1; 0.081%; 0.0203 gr
12.0 0.7802 gr
20.0 25 cc; 8.7; 0.087%; 0.0218 gr
20.0 0.5417 gr
24.0 4.000 cc; 8.6; 0.086%; 3.4400 gr
TOTAL 6.3009 gr 3.5011 gr
3.9.2.3. Leyes:
Cabeza: 0.621 onz/T.C.
Peso (mgr) Onz / T.C. % Recup.
Relave “A” 0.110 0.107 82.77
Relave “B” 0.112 0.109 82.24
3.9.2.4. Balance metalúrgico cianuración – 24 Hr.
Tal como llega.
Indicando Ley
Onz/TC.
mgr.
Au
%
Au
cabeza 0.621 21.295 100.00
74
concentrado * 0.512 17.557 82.51
relave 0.109 3.738 17.49
(*) Calculado
TABLA II: CONTROL DIARIO
PRUEBA N° 02 DESCRIPCIÓN: PRUEBA DE CIANURACIÓN RELAVE
CIANURACIÓN A 24 HR., TAL COMO LLEGA
PRODUCTO PESOGrs.
ENSAYOS EXTRACCIÓN %Ag
onz/TCAu
Onz/TC% Cu Ag Au
0.621
PRUEBA A 0.104 82.77
PRUEBA B 0.109 82.24
Promedio 82.51
PRODUCTO
DETALLES EXPERIMENTALES
PesoGrs. S/L
Vol. CcH2O
% CN- CNNaGrs.
CaOGrs.
pHInicial
pHFinal
CNNaReman.
Consumo Kg./TM
CNNa CaO
“A” 1000 1/4 4,000 0.1 4 2.00 11.21 10.95 3.5200 2.89 2.00
“B” 1000 1/4 4,000 0.1 4 2.10 11.20 10.75 3.4400 2.80 2.10
PROCEDIM. CONTROL DEL PROCESO ANÁLISIS MALLASTiempo
Hr. pH NO3Agcc
CNNaReman.
CNNaAgr.
Ensayo mg/gl ExtracciónAg Au Ag Au
Malla % Peso“A”
8.0 11.18 0.0195 0.899512.0 11.15 0.0205 0.740520.0 11.05 0.0203 0.780224.0 10.95 3.5200
“B”
8.0 11.25 0.0190 0.979012.0 11.12 0.0203 0.780220.0 10.97 0.0218 0.591724.0 10.75 3.4400
75
3.9.3. Pruebas de cianuración a 36 Hr: VAT como llega.
3.9.3.1. Condiciones:
Peso muestra : 1.000 gr
Relación L/S : 4 a 11
H2O : 4,000 cc
Fuerza de cianuro : 0.10%
Cal : 2.15 – 2.10 gr
Tiempo : 36 Hr.
3.9.3.2. Cálculos:
PRUEBA N° 03 – A
Tiemp
o
hr
NaCN
adicionad
o
NaCN extraído
INICIAL 4.000 gr
6.0 25 cc; 7.4; 0.074%; 0.0185 gr
6.0 1.0585 gr
16.0 25 cc; 7.0; 0.070%; 0.0175 gr
16.0 1.2175 gr
26.0 25 cc; 8.8; 0.088%; 0.0220 gr
26.0 0.5020 gr
36.0 4.000 cc; 8.7; 0.087%; 3.4800 gr
TOTAL 6.7780 gr 3.5380 gr
76
PRUEBA N° 03 – B
Tiemp
o
hr
NaCN
adicionad
o
NaCN extraído
INICIAL 4.000 gr
6.0 25 cc; 7.0; 0.070%; 0.0175 gr
6.0 1.2175 gr
16.0 25 cc; 8.6; 0.086%; 0.0215 gr
16.0 0.5815 gr
26.0 25 cc; 7.9; 0.079%; 0.0198 gr
26.0 0.8597 gr
36.0 4.000 cc; 8.1; 0.081%; 3.2400 gr
TOTAL 6.6587 gr 3.2988 gr
3.9.3.3. Leyes:
Cabeza: 0.621 onz/T.C.
Peso (mgr) Onz /
T.C.
%
Recup.
Relave “A” 0.093 0.090 85.50
Relave “B” 0.095 0.092 85.19
3.9.3.4. Balance metalúrgico cianuración – 36 Hr.
Tal como llega.
Indicando Ley
Onz/TC.
mgr.
Au
%
Au
Cabeza 0.621 21.295 100.00
Concentrado * 0.530 18.174 85.35
Relave 0.091 3.121 14.65
77
(*) Calculado
TABLA III: CONTROL DIARIO
PRUEBA N° 03 DESCRIPCIÓN: PRUEBA DE CIANURACIÓN RELAVE
CIANURACIÓN A 36 HR., TAL COMO LLEGA
PRODUCTO PESOGrs.
ENSAYOS EXTRACCIÓN %Ag
onz/TCAu
Onz/TC% Cu Ag Au
0.621
PRUEBA A 0.090 85.50
PRUEBA B 0.092 85.19
Promedio 85.35
PRODUCTO
DETALLES EXPERIMENTALES
PesoGrs. S/L
Vol. CcH2O
% CN- CNNaGrs.
CaOGrs.
pHInicial
pHFinal
CNNaReman.
Consumo Kg./TM
CNNa CaO
“A” 1000 1/4 4,000 0.1 4 2.15 11.32 10.96 3.4800 3.24 2.15
“B” 1000 1/4 4,000 0.1 4 2.10 11.20 10.57 3.2400 3.36 2.10
PROCEDIM. CONTROL DEL PROCESO ANÁLISIS MALLASTiempo
Hr. pH NO3Agcc
CNNaReman.
CNNaAgr.
Ensayo mg/gl ExtracciónAg Au Ag Au
Malla % Peso“A”
6.0 11.10 7.4 0.0185 1.058516.0 11.00 7.0 0.0175 1.217526.0 10.80 8.8 0.0220 0.502036.0 10.96 8.7 3.4800
“B”
6.0 10.90 7.0 0.0175 1.217516.0 11.05 8.6 0.0225 0.581526.0 10.72 7.9 0.0198 0.859736.0 10.57 8.1 3.2400
78
3.9.4. Pruebas metalúrgicas en recuperación del oro por
cianuración – con remolienda.
3.9.4. Prueba de cianuración con remolienda a 24 hr.:
3.9.4.1. Remolienda
Condiciones:
Peso muestra : 2.500 gr
(100%, Malla – 10)
H2O : 3,000 cc
pH : 8.2
Tiempo : 12 minutos
Producto obtenido : 69.24% - 200 M
3.9.4.2. Cianuración
Condiciones:
Peso muestra : 1,000 gr
Relación L/S : 4 : 1
H2O : 4,000 CC
Fuerza de cianuro : 0.10%
Cal : 2.00 – 2.00 gr
Tiempo : 24 Hr.
3.9.4.3. Cálculos:
Análisis Granulométrico
79
PRUEBA N° 04
Mallas Peso, gr % Peso % Peso (+) % Peso (-)
+10 100.00
+65 5.62 2.81 2.81 97.19
+120 12.30 6.15 8.96 91.04
+150 17.44 8.72 17.68 83.32
+200 26.40 13.20 30.88 69.12
+200 138.24 69.12 100.00 0.00
TOTA
L
200.00 100.00
Producto: 69.12% - 200 M.
PRUEBA N° 04 – A
Tiempo
hr
NaCN
AdicionadoNaCN Extraído
Inicial 4.000 gr
8.0 25 cc; 9.2; 0.092%; 0.0230 gr
8.0 0.3430 gr
12.0 25 cc; 8.8; 0.088%; 0.0220 gr
12.0 0.5020 gr
20.0 25 cc; 8.0; 0.080%; 0.0200 gr
20.0 0.8200 gr
24.0 4.000 cc; 7.2; 0.72%; 2.8800 gr
TOTAL 5.6650 gr 2.9450 gr
80
81
PRUEBA N° 04 – B
Tiemp
o
hr
NaCN
AdicionadoNaCN Extraído
Inicial 4.000 gr
8.0 25 cc; 9.0; 0.090%; 0.0225 gr
8.0 0.4225 gr
12.0 25 cc; 7.8; 0.078%; 0.0195 gr
12.0 0.8995 gr
20.0 25 cc; 8.5; 0.085%; 0.0213 gr
20.0 0.6212 gr
24.0 4.000 cc; 7.8; 0.78%; 3.1200 gr
TOTAL 5.9432 gr 3.1833 gr
Leyes:
Cabeza: 0.621 onz/T.C.
Peso (mgr) Onz /
T.C.
%
Recup.
Relave “A” 0.086 0.084 86.47
Relave “B” 0.083 0.081 86.96
Balance metalúrgico cianuración – 24 hr.
Con remolienda.
INICIADO LEY
Onz/TC.
m. gr.
Au
%
Au
CABEZA 0.621 21.295 100.00
82
CONCENTRADO * 0.539 18.483 86.72
RELAVE 0.082 2.812 13.28
(*) Calculado
TABLA IV: CONTROL DIARIO
PRUEBA N° 04 DESCRIPCIÓN: PRUEBA DE CIANURACIÓN RELAVE
CIANURACIÓN CON REMOLIENDA A 24 HR.
PRODUCTO PESOGrs.
ENSAYOS EXTRACCIÓN %Ag
onz/TCAu
Onz/TC% Cu Ag Au
0.621
PRUEBA A 0.084 86.47
PRUEBA B 0.081 86.96
Promedio 86.72
PRODUCTO
DETALLES EXPERIMENTALES
PesoGrs. S/L
Vol. CcH2O
% CN- CNNaGrs.
CaOGrs.
pHInicial
pHFinal
CNNaReman.
Consumo Kg./TM
CNNa CaO
“A” 1000 1/4 4,000 0.1 4 2.75 11.25 10.80 2.8800 2.74 2.75
“B” 1000 1/4 4,000 0.1 4 2.10 11.20 10.50 3.2100 2.76 2.70
PROCEDIM. CONTROL DEL PROCESO ANÁLISIS MALLASTiempo
Hr. pH NO3Agcc
CNNaReman.
CNNaAgr.
Ensayo mg/gl ExtracciónAg Au Ag Au
Malla % Peso“A”
8.0 11.25 0.0230 0.343012.0 11.00 0.0220 0.502020.0 11.05 0.0200 0.820024.0 10.80 2.8800
“B”
8.0 11.10 0.0225 0.4225
83
12.0 10.90 0.0195 0.899520.0 11.05 0.0213 0.621224.0 10.50 3.1200
3.9.5. Prueba de cianuración con remolienda a 36 Hr.:
3.9.5.1. Remolienda
Condiciones:
Peso muestra : 2.500 gr
(100%, Malla – 10)
H2O : 3,000 cc
pH : 9.1
Tiempo : 12 minutos
Producto obtenido : 70.50% - 200 M
3.9.5.2. Cianuración
Condiciones:
Peso muestra : 1,000 gr
Relación L/S : 4 a 1
H2O : 4,000 CC
Fuerza de cianuro : 0.10%
Cal : 2.15 – 2.10 gr
Tiempo : 36 Hr.
84
3.9.5.3. Cálculos:
Análisis Granulométrico
PRUEBA N° 05
Mallas Peso gr % Peso % Peso (+) % Peso (-)
+10 100.00
+65 4.40 2.20 2.20 97.80
+120 15.50 7.75 9.95 90.05
+150 22.70 11.35 21.30 78.70
+200 16.40 8.20 29.50 70.50
+200 141.00 70.50 100.00 0.00
TOTAL 200.00 100.00
Producto: 70.50% - 200 M.
PRUEBA N° 05 – A
Tiempo
hr
NaCN
AdicionadoNaCN Extraído
Inicial 4.000 gr
6.0 25 cc; 8.5; 0.085%; 0.0213 gr
6.0 0.6212 gr
16.0 25 cc; 8.7; 0.087%; 0.0193 gr
16.0 0.9392 gr
26.0 25 cc; 8.9; 0.089%; 0.0223 gr
26.0 0.4622 gr
85
36.0 4.000 cc; 6.4; 0.61%; 2.5600 gr
TOTAL 6.0226 gr 2.6229 gr
PRUEBA N° 05 – B
Tiempo
hr
NaCN
AdicionadoNaCN Extraído
Inicial 4.000 gr
6.0 25 cc; 9.0; 0.090%; 0.0225 gr
6.0 0.4225 gr
16.0 25 cc; 8.0; 0.080%; 0.0200 gr
16.0 0.8200 gr
26.0 25 cc; 8.5; 0.085%; 0.0213 gr
26.0 0.6212 gr
36.0 4.000 cc; 6.0; 0.60%; 2.4000 gr
TOTAL 5.8637 gr 2.4636 gr
Leyes:
Cabeza: 0.621 onz/T.C.
Peso (mgr) Onz /
T.C.
%
Recup.
Relave “A” 0.062 0.060 90.34
Relave “B” 0.064 0.062 90.02
86
Balance metalúrgico cianuración – 36 hr.
Con remolienda.
INICIADO LEY
Onz/TC.
m. gr.
Au
%
Au
CABEZA 0.621 21.295 100.00
CONCENTRADO * 0.560 19.203 90.18
RELAVE 0.061 2.092 9.82
(*) Calculado
TABLA V: CONTROL DIARIO
PRUEBA N° 05 DESCRIPCIÓN: PRUEBA DE CIANURACIÓN RELAVE
CIANURACIÓN CON REMOLIENDA A 36 HR.
PRODUCTO PESOGrs.
ENSAYOS EXTRACCIÓN %Ag
onz/TCAu
Onz/TC% Cu Ag Au
0.621
PRUEBA A 0.060 90.31
PRUEBA B 0.062 90.02
Promedio 90.18
PRODUCTO
DETALLES EXPERIMENTALES
PesoGrs. S/L
Vol. CcH2O
% CN- CNNaGrs.
CaOGrs.
pHInicial
pHFinal
CNNaReman.
Consumo Kg./TM
CNNa CaO
“A” 1000 1/4 4,000 0.1 4.0 2.15 11.15 10.63 2.5600 3.40 2.82
“B” 1000 1/4 4,000 0.1 4.0 2.38 11.32 10.87 2.4000 3.40 2.87
PROCEDIM. CONTROL DEL PROCESO ANÁLISIS MALLASTiempo
Hr. pH NO3Agcc
CNNaReman.
CNNaAgr.
Ensayo mg/gl ExtracciónAg Au Ag Au
Malla % Peso“A”
87
6.0 11.20 8.5 0.0213 0.621216.0 11.05 8.7 0.0193 0.939226.0 10.75 8.9 0.0223 0.962236.0 10.63 6.4 2.5600
“B”
6.0 11.00 9.0 0.0225 0.422516.0 10.90 8.0 0.0200 0.820026.0 11.05 8.5 0.0213 0.621236.0 10.87 6.0 2.4000
3.10. Técnicas de análisis químico
3.10.1. Cianuro libre por volumetría
Equipo
Agitador magnético.
Bureta o microbureta.
Reactivos
Solución indicadora de yoduro de potasio al 5 %. Disolver 5
g de yoduro de potasio (KI) en 95 ml de agua destilada. Si se
prefiere utilizar rodanina como indicador (200 mg/l), disolver
en 100 ml de acetona 0,02g de p-
dimetilaminobenzalrodanina.
Solución estándar de nitrato de plata. Disolver 0,6522g de
nitrato de plata (AgNO3) en agua y aforar a un litro. Mezclar
bien. Guardar en botella oscura y proteger de la luz.
Descartar la solución después de un mes.
88
Solución de hidróxido de sodio 1 M. Disolver lentamente y
con cuidado 4 g de NaOH en agua destilada, esperar a que
se enfríe y aforar a 100 ml.
Procedimiento
Verificar que las muestras a las que se va a medir el cianuro
estén alcalinas. Si no es el caso, adicionar gotas de la
solución de NaOH 1 M hasta tener un pH de 11.
Verter con una pipeta volumétrica 10 ml de la solución
problema en un vaso de precipitado y adicionar unas gotas
(tres) del indicador (KI o rodanina).
Titular con la solución estándar de nitrato de plata hasta
cambio de color de transparente incoloro a amarillo claro
opaco si está utilizando yoduro de potasio, o hasta vire a
amarillo si está utilizando rodanina. Si no utiliza ningún
indicador, la solución se volverá ligeramente turbia.
Registrar el volumen de solución utilizado.
Repetir el análisis en blanco (utilizando agua destilada como
muestra).
Un ml de la solución de nitrato de plata equivale a 20 mg/l de
cianuro cuando se toma una alícuota de 10 ml de la muestra
problema.
Concentración de cianuro (mg/l) = (A – B ) x 20
A = ml de nitrato de plata empleados en titular 10 ml de la
muestra problema.
89
B = ml de nitrato de plata empleados en titular 10 ml de
agua.
Si se tienen soluciones muy concentradas de cianuro puede
prepararse una solución de nitrato de plata 10 veces más
concentrada o bien tomar menos volumen de muestra y
hacer la corrección necesaria. Para el caso de soluciones
diluidas se recomienda, mejor, utilizar el método de
electrodo específico que es más preciso para
concentraciones bajas.
3.10.2. Cianuro libre por electrodo específico para cianuro
Equipo
Potenciómetro
Agitador magnético
Electrodo específico para medir cianuro
Si el electrodo de cianuro no es combinado es necesario
electrodo de referencia.
Reactivos
Solución de NaOH 10 M. Disolver lentamente y con cuidado
40 g de NaOH en agua destilada, esperar a que se enfríe y
aforar a 100 ml.
Solución madre de cianuro (1000 mg/l CN-). Disolver 2,5803
g de KCN (97 %) o bien 1,928 g de NaCN (97,7 %) en,
aproximadamente 100 ml de agua destilada, a la cual,
90
previamente, se le adicionaron 10 ml de solución 10M de
NaOH. Aforar a un litro. Esta solución puede conservarse
durante algunos meses si está bien cerrada y protegida de la
luz.
Solución estándar 100 mg/l de cianuro. Tomar con pipeta
volumétrica 10 ml de la solución madre de cianuro, agregar 1
ml de la solución 10 M de NaOH y aforar a 100 ml con agua
destilada. De la misma manera, para preparar las soluciones
estándar de 10, 1 y 0,1 mg/l de cianuro se hacen diluciones
sucesivas (10 ml en 100) de las soluciones de 100, 10 y 1
mg/l.
Estas soluciones no pueden conservarse como estándares
por estar diluidas. Es necesario preparar nuevas diluciones
cada vez, por lo menos cada semana.
Procedimiento
Es importante que el pH de la muestra a medir sea igual al
pH de los estándares que se prepararon. Verificar que la
superficie del electrodo esté bien (limpia y sin grietas).
Verificación de la operación del electrodo:
En un vaso de precipitado poner 100 ml de agua
destilada y 1 ml de solución 10 M de NaOH. Colocar el
vaso en el agitador magnético y agitar a velocidad
constante (no muy alta, y utilizar exactamente la misma
agitación para todas las lecturas).
91
Conectar el electrodo específico de cianuro al
potenciómetro (en el caso de que el electrodo no sea
combinado, conectar también el electrodo de
referencia). Utilizar la modalidad de lectura en mV.
Introducir el electrodo a la solución.
Adicionar a la solución del vaso un ml de la solución
madre (1000 mg/l de cianuro). Cuando la lectura sea
estable, registrar el valor de mV.
Adicionar 10 ml más de la misma solución madre y
registrar los mV medidos.
Cuando el electrodo está operando correctamente la
diferencia entre estas dos lecturas debe ser de 57 ± 2
mV (para una temperatura de 20 – 25°C). Si el
electrodo no está funcionando correctamente, es
necesario consultar el manual de cada electrodo para
verificación de solución, de la superficie, etc. Si el
electrodo trabaja correctamente se puede proceder a
elaborar la curva de calibración.
Curva de calibración:
Preparar las soluciones de 0.1, 1.0 y 10.0 mg/L de
cianuro.
Verter un poco de cada una de ellas en vasos de
precipitado. No importa el volumen de la muestra
siempre y cuando el electrodo pueda medir sin
92
problemas. No debe haber residuos de agua de lavado
en el vaso porque se diluye la solución.
Colocar la solución de 0.1 mg/L en el agitador
magnético, y registrar la lectura cuando ésta se haya
estabilizado (dos minutos mínimos).
Enjuagar el electrodo y repetir el procedimiento con las
otras muestras.
Es importante que todas las muestras se agiten con la
misma intensidad y que se enjuague el (o los)
electrodos entre cada lectura. La temperatura de las
muestras debe ser la misma que la de los estándares y
no debe haber cambios de ella durante la medición con
electrodo. También es importante saber que si se
introduce el electrodo en soluciones concentradas (100
mg/l o más) se desgasta rápidamente la membrana y
su vida útil se ve reducida.
Mientras más diluida es la solución más tiempo tarda en
estabilizarse la lectura. Generalmente, es suficiente con
dejar cada muestra 2 min. Se recomienda empezar por
el estándar de menor concentración porque se llega al
equilibrio más rápido.
Cuando se tienen estas tres lecturas (o más, si se
desea preparar más soluciones estándar), se traza una
gráfica en papel semilogarítmico, donde en el eje de las
93
X, con escala logarítmica se localiza la concentración
de cianuro en mg/l y en el eje Y, escala aritmética, el
potencial del electrodo (mV). La línea que une estos
puntos debería ser una línea recta.
Medición de cianuro:
Para medir la concentración de cianuro en una muestra,
se toma una muestra de solución suficiente para que el
electrodo esté sumergido unos dos centímetros, se
verifica el pH (que debe ser el mismo que el de los
estándares utilizados para trazar la gráfica) y se registra
el potencial medido por el electrodo.
La concentración de cianuro se interpola utilizando la
gráfica trazada en el paso anterior, o bien usando la
ecuación ajustada. Algunos potenciómetros, previa
calibración, pueden medir directamente en mg CN-/l. En
este caso, no es necesario hacer la curva de calibración
sino introducir al equipo los valores obtenidos para
cada estándar.
94
CAPITULO IV
ANÁLISIS Y DISCUSION DE RESULTADOS
4.1. Análisis de los resultados.
4.1.1. Análisis del consumo de cianuro
Muestra
Para los ensayos en frascos, se ha tomado como alimentación el
concentrado gravitacional, obtenido a partir de la muestra "Nazca-
Caraveli", (“A”(18hr), “A”(24hr) y “A”(36hr)).
La alimentación representa la fracción de elementos pesados, con
escasa cantidad de ganga silícica, que en la operación de
concentración gravitacional pasan a las medianías y lamas.
95
Condiciones operativas
En todos los ensayos, se han sistematizado las condiciones de
trabajo:
Peso de muestra : 1000 g.
Relación L/S : 4 a 1
Agua : 4000 cm3
Cianuro de sodio inicial : 0,2 g.
Cal : 2.00 g – 2.15 g
pH : 10,7 - 11.3
Tabla 4.1. Resultados de los ensayos de cianuración tal como llega
las muestras “A(18hr)”, “A(24hr)” y “A(36hr)”
Muestra Cianuración tal
como llega
Fases
(L/S)
Leyes
(p.p.m.)
Distribución
(%)
“A”
(18hr)
Solución de oro 1.0 0.25 66.8
Cola de Cianuración 0.4 0.31 79.87
Alimentación (pulpa) 1.4 0.94 100
“A”
(24hr)
Solución de oro 1.0 0.15 54.7
Cola de Cianuración 0.4 0.31 80.03
Alimentación (pulpa) 1.4 0.69 100
“A”
(36hr)
Solución de oro 1.0 0.33 72.7
Cola de Cianuración 0.4 0.31 27.3
Alimentación (pulpa) 1.4 1.14 100.0
96
Los concentrados gravitacionales de las muestras "Nazca-Caraveli"
(“A”(18hr), “B”(24hr) y “C”(36)), consumen cianuro dentro de límites
razonables, lo que hace viable el proceso de cianuración.
En promedio se ha obtenido un consumo del orden de los 500
g/Ton, manteniendo un valor de pH en el rango de 10,7 a 11,3. En
la Tabla 4.2, se presentan los resultados de adiciones, extracciones
y consumo de cianuro de sodio para el caso de las muestras
primarias “A”(18hr), “B”(24hr) y “C”(36), respectivamente.
Tabla 4.2. Consumo de cianuro de sodio en los concentrados
gravitacionales de las muestras “A”(18hr), “B”(24hr) y “C”(36hr)
Muestra Extracció
n
Tiempo
(h)
Oro disuelto Adición Extracción
NaCN
Consumo
de NaCN
(mg/l) Distribución
(%)
(g) (g) (kg/Ton)
“A”
(18hr)
0 0 4
0,79876 0.13 33.1 0.9790 0.0015
10 0.23 59.8 1.0197 0.0023
18 0.26 67.8 0.1300
“A”
(24(hr)
0 0 4
0.8277
8 0.11 30.2 0.8995 0.0023
12 0.24 44.8 0.7405 0.0031
20 0.27 55.7 0.7802 0.0033
24 0.30 63.0 0.1710
0 0 4 0.8550
97
“A”
(36hr)
6 0.14 27.8 1.0585 0.0015
16 0.26 56.1 1.2175 0.0025
26 0.34 73.7 0.5020 0.0033
36 0.37 80.3 0.1710
4.1.2. Análisis de las curvas de cinética de disolución
En la Figura 4.1, se representan gráficamente las curvas del
contenido del oro en solución a partir de los valores analíticos de
oro presentes en las soluciones cianuradas, para el caso de la
muestra "Nazca-Caraveli", (“A”(18hr), “B”(24hr) y “C”(36hr)),
respectivamente.
Cianuración del oro
0
0.1
0.2
0.3
0.4
0 5 10 15 20 25 30 35 40
Tiempo
Oro
dis
uelt
o
A(18 hr) A(24hr) A(36hr)
Figura 4.1. Contenido de oro en solución
98
4.2. Discusión de los resultados
4.2.1. Discusión del consumo de cianuro
Por las características y la extensión de la provincia, será
indispensable la densificación del muestreo a los efectos de
alcanzar un mayor conocimiento la potencialidad del mismo, a partir
de la presencia de oro tanto en los minerales de grafito cristalino
como en la roca de caja acompañante y los aluviones circundantes.
La existencia formación precámbrico han sido litificados o
conglomerados, podría ser una zona de mayor potencial aurífero la
provincia de Nazca y Caraveli, donde se ha extraído la muestra “A”
que analiza 0,8647 g/Ton de oro a 36 horas.
4.2.2. Discusión de las curvas de cinética de disolución
Reducido el número de ensayos preliminares de verificación
llevados a cabo hasta el presente. El avance de las investigaciones
permitirán al mismo tiempo, mejorar el estudio de la disolución con
cianuro de sodio, analizando las variables que afectan al proceso
como:
► Para 18 horas se obtiene un pH promedio de 10.993
Con una recuperación del oro de 79.87 %
► Para 24 horas se obtiene un pH promedio de 11.025
Con una recuperación del oro de 82.77 %
99
► Para 36horas se obtiene un pH promedio de 10.965
Con una recuperación del oro de 8685.50 %
100
CONCLUSIONES
Al término de la investigación podemos formular las siguientes conclusiones:
1.- Durante el desarrollo de las pruebas experimentales, en sus diferentes
fases, se ha expuesto algunos aspectos operativos, teniendo como
referencia, parámetros de operación de planta de cianuración.
2.- En el estudio la muestra, es el resultado del cuarteo, de los lotes en
cancha, tal como se piensa operar en planta, de manera que se ha tratado
de tener, una muestra con todas las características de las zonas de donde
se piensa acopiar.
2.- La práctica metalúrgica de la zona con respecto a la Cianuración “Tipo
VAT LEACHING” es antieconómica y de alto peligro en la manipulación
del cianuro, y contamina el medio ambiente.
101
3.- El sistema de comercialización de la zona es perjudicial para el minero
informal, las reglas de comercialización son favorables para las plantas
comercializadoras e influyen en la depredación de los yacimientos. En
forma similar la comercialización del oro refogado se realiza en
condiciones desfavorables para el minero.
102
RECOMENDACIONES
1.- En relación a los mineros informales y su práctica inevitable del
Quimbalete, se debe realizar correctamente el proceso de gravimetría al
mineral, y aplicar la amalgamación al concentrado de gravimetría,
logrando disminuir los costos y evitando la contaminación por mercurio. La
“bola de oro” para comercializar hay que refinar a 24 quilates y/o darle
valor agregado.
2.- Para los minerales de oro extraído por los mineros formales, se
recomienda no comercializarlos, se presentaría dos casos: En los
minerales de alta ley hay que realizar Gravimetría- Cianuración Tipo VAT
Leaching y en los minerales de baja ley hay que realizar Gravimetría-
Cianuración Tipo Agitación Carbón en Pulpa
103
BIBLIOGRAFIA
1. Aramio O., Jacinto N. “Lixiviación de oro en medio clorurarte-oxidante”.
Primera Conferencia Nacional sobre Metalurgia del Oro y la Plata. 1993,
Oruro Bolivia.
2. Ballester, A.; Verdeja, L.; Sancho, J. “Metalurgia Extractiva”. Vol. I
Fundamentos. Ed. Síntesis, España. 2000.
3. Rubén E. Palomino Isidro. “Compañía peruana de uso minero ecológico y
técnico”. “Asesores y Consultores Expertos en Salud, Seguridad,
Medioambiente y Producción”.
4. D van Zyl, I. Hutchinson & J. Kiel Editors, "Introduction to Evaluation,
Design and Operation of Precious Metal Heap Leaching Projects, Society
of Mining Engineers”, Littleton, Colorado, 1988.
5. Elvers, S.; Hawkins, Schulz, G., (Editors). Aullmann´s. “Encyclopedia of
Industrial Chemistry”, 5th Ed. V.A. 18; (1991).
6. Germán Cáceres, "Cianuración de Minerales de Oro", Seminario
presentado en la Universidad de Chile, Santiago, 1993.
7. Fuerstenau, D.,W. Froth Flotation. 50th Anniversary Volume.Cap. 13. 342-
342.N.Y. 1962.
104
8. G. Cáceres, W. Silva & D. Guzmán, "Fundamentos de cianuración y
Precipitación de oro y plata", Curso de capacitación, Universidad de
Atacama, Copiapó, 1989.
9. Habashi, F. “Principles of Extractive Metallurgy”. Plenum Press, New York.
1979.
10. John Marsden & Lain House, "The Chemistry of Gold Extraction", Ellis
Horwood Limited, 1992.
11. Koren, D. W. “Cyanide Use and Management in the Gold Industry”. VI
Southern Hemisphere Meeting on Mineral Technology. Rio de Janeiro.
Proceedings Vol 2. 2001 Lavandaio, E. Distrito grafítico de Villa Unión.
Informe inédito. D.N.G.M., Buenos Aires. 1968.
12. Marsden, J.; House, I. “The chemistry of gold extraction”. Ellis Horwood,
G.B. 1992.
13. P. Wilson and W.W. Fisher. "Cupric Chloride Leaching of Chalcopyrite". J.
Met 2 (1981), 52-57.
14. W. McDonald T.J. Udovic, J.A.Dumesic and S. H. Langer, "Equilibria
Associated with Cupric Choride Leaching of Chalcopyrite Concentrates",
Hydrometallurgy 13 (1984), 125-135.
15. Lovera D., Puente L. “Modelamiento de la Cinética de Lixiviación de
Concentrados Auríferos en el Sistema CuCl2 - O2”, V Simposium de
Minería UNMSM.
16. Patil, M. R.;Prakash, S. Y Bhima Rao, R. “Estimation of the liberation size
of graphite in a schistose rock and its response to beneficiation.
Mineraalsand Mealurgical Processing”. 1997.
105
17. Szczygiel, S. “Metalurgia no ferrosa”. 1ª Edición. Ed. Limusa México 1984.
18. Sutulov, Alexander. "Flotación de minerales". Instituto de Investigaciones
Tecnológicas. Concepción. 1963.
19. Videla J.,et al., "Rocas y Minerales". Técnicas y Procesos de Minas y
Canteras. Madrid - España. Año 2002.`Nº 366. Pgs. 80 - 90).
20. Weiss, L. N. "SME Mineral Processing Handbook". Vol 2. 1985.
106