“RECUPERACIÓN DE COBRE Y ORO, A PARTIR DE MINERALES OXIDADOS CIANICIDAS”

1. UNIVERSIDAD NACIONAL MAYOR DE SAN MARCOS INSTITUTO DE INVESTIGACIÓN DE LA FACULTAD DE INGENIERÍA GEOLÓGICA, MINERA, METALÚRGICA Y GEOGRÁFICA “RECUPERACIÓN DE COBRE Y ORO, A PARTIR DE MINERALES OXIDADOS CIANICIDAS” Ing. Vidal Sixto ARAMBURÚ ROJAS Proy. Invest. 2011

2. PREPARACIÓN DE LA MUESTRA • La muestra representativa procede de la zona de Poroma, provincia de Nazca, departamento de Ica. • Se realizó las operaciones de chancado, que incluye el chancado primario y secundario para obtener un producto de una granulometría de 100% - 10 malla. • Las condiciones de la molienda son: • Peso de muestra : 1000 gramos • Volumen de agua : 600 ml • Tiempo de molienda : 12 minutos • Producto de la molienda : • Granulometría : 60.35% - 200 malla

3. CARACTERIZACIÓNGranulometría : 60.35% - 200 malla MUESTRA: MINERAL OXIDADO En el siguiente cuadro se insertan los minerales observados y los que han intervenido en el análisis modal:

4. CARACTERIZACIÓN DISTRIBUCIÓN VOLUMÉTRICA Y GRADOS DE LIBERACIÓN La distribución volumétrica en este reporte es en término porcentual, del mismo modo con respecto a los grados de liberación; los cuales se proporcionan para todos los minerales que han intervenido en el análisis modal y se pueden observar en el cuadro siguiente:

5. CARACTERIZACIÓN

6. FOTOS DE CARACTERIZACIÓN Fot. 2. Partícula entrelazada de calcopirita (cp) con la covelita (cv) y partículas libres de magnetita (mt), goethita (gt) y ganga (GGs). 200X. Fot. 1. Partícula entrelazada de calcopirita (cp) cn la covelita (cv) y partículas libres de malaquita (ml) y de gangas (GGs). 200X.

7. FOTOS DE CARACTERIZACIÓN Fot. 3. Partícula entrelazada de calcopirita cp) con la calcocita (cc) y partículas libres de malaquita (ml), goethita (gt) y de gangas (GGs). 200X. Fot. 4. Partículas libres de calcopirita (cp), malaquita (ml), goethita (gt) y de gangas (GGs). 200X.

8. LEYES DE CABEZA Laboratorio • Muestra: Mineral Oxidado de Cobre • Au = 11.60 gr /TM • Cu = 9.14 %

9. PROCESO DE SEGREGACIÓN • El proceso de segregación consiste en calentar un mineral oxidado de cobre, mezclado con carbón o coque y sal (NaCl) a temperaturas entre 650 a 800 ºC. • Mecanismo del proceso : • 3/2 Cu20(s) + 3HCl(g) = Cu3Cl3(g) + 3/2 H20(g) • Cu3Cl3(g) + 3/2 H2(g) = 3 Cu(s) + 3 HCl(g) • Cu3Cl3(g) + C(s) = 4 Cu(s) +CCl4(g) • 2 NaCl(s) + H20(g) = 2 HCl(g) + Na20(s) • C(s) + H20(g) = C0(g) + H2(g)

10. CONDICIONES DEL PROCESO DE SEGREGACIÓN • Peso de mineral oxidado : 50 grs • Peso carbón granulado : 60 grs • Peso de sal : 2 grs • Temperatura : 700 ºC • Tiempo de residencia : 30 min

11. CONDICIONES DE CIANURACIÒN DEL RELAVE SEGREGADO • Granulometría : 60.35% - 200 m • Tiempo de Cianuraciòn : 24 hr • Relación L/S : 3/1 • pH : 10.5-11.0 • Concentraciòn CN- : 0.10% • Consumo de Cal : 19.15Kg/TM • Consumo NaCN : 42.60 Kg/TM

12. Condiciones de operación del proceso de Flotación • Granulometría : 56.11% - 200 m • pH : 8 • Z11 (1%) : 7ml • Na2S (5%) : 15ml • MIP – 465 : 3 gotas • MIBC (Espumante) : 2 gotas • T. Acondicionamiento : 6 min • T. Flotaciòn : 16min

13. CONDICIONES DE CIANURACIÒN DEL RELAVE FLOTACIÒN • Granulometría : 61.67% - 200 m • Tiempo de Cianuraciòn : 24 hr • Relación L/S : 2.5/1 • pH : 10.5-11.0 • Concentraciòn CN- : 0.10% • Consumo de Cal : 6.96 Kg/TM • Consumo NaCN : 95.15 Kg/TM

14. CONDICIONES DE OPERACIÒN LIXIVIACIÒN ÀCIDA COBRE • Granulometría : 100% - 10 m • Tiempo de Lixiviación : 3 hr • Relación L/S : 2/1 • pH : 3.0 • Volumen H2SO4 : 20 ml

15. CONDICIONES DE OPERACIÒN DEL RELAVE DE LIXIVIACIÒN ÀCIDA • Granulometría : 65.0% - 200 m • Tiempo de Cianuraciòn : 24 hr • Relación L/S : 2.5/1 • pH : 10.5-11.0 • Concentraciòn CN- : 0.10% • Consumo de Cal : 24.25 Kg/TM • Consumo NaCN : 29.35 Kg/TM

16. ANÁLISIS Y DISCUCIÓN DE LOS RESULTADOS • En el proceso de segregación la recuperación de Cu es 45.23% y la segregación de Au es mínimo con 7.55%, con radio de concentración de 1.85. La cianuración del relave llega a una recuperación de Au y Cu de 84.80 y 14.55% respectivamente, con un consumo de NaCN y cal de 42.60 y 9.15 Kg/TM respectivamente. • En el proceso de flotación la recuperación de Au es 60.95 % con un concentrado de 129.50 g/TM. En cambio la recuperación de Cu es 28.13% con un concentrado de 27.88%. El radio de concentración de la flotación es 35.12

17. ANÁLISIS Y DISCUSIÓN DE LOS RESULTADOS • En la cianuración del relave de flotación se obtiene una recuperación de Au y Cu de 35.48 y 27.20% respectivamente. Con un consumo de NaCN de 95.15 Kg/TM y cal de 6.96 Kg/TM. • En el proceso de lixiviación ácida con H2S04, se obtiene una recuperación de Cu de 85.88%, el Au no lixivia • La cianuración del relave de la lixiviación ácida, llega a una recuperación de Au y Cu de 82.46 y 79.45% respectivamente, con un consumo de NaCN y cal de 29. 35 y 24 .25 Kg/TM respectivamente. • Analizando los resultados de los tres procesos estudiados, llegamos a concluir que el proceso metalúrgico que mas se adecua para éste tipo de mineral es la lixiviación ácida, obteniéndose una recuperación de Cu de 85.88% y la cianuración de los relaves que llega a una recuperación de Au y Cu de 82.46 y 79.45% respectivamente, con un consumo aceptable de NaCN y cal

18. FOTOS DE CHANCADO 100% - 10 malla

19. FOTOS DE MOLIENDA 100% - 10 malla 60.35% - 200 malla

20. FOTOS DE SEGREGACIÓN

21. PROCESO DE SEGREGACIÒN- CIANURACIÒN PPROCESOS PIROMETALÚRGICO (SEGREGACIÓN) MINERAL OXIDADO CIANICIDA (Au, Cu) CIANURACIÓN COBRE Au-Cu RELAVE FINAL NO CONTAMINANTE

22. PROCESO DE FLOTACIÒN- CIANURACIÒN PPROCESO FLOTACIÒN MINERAL OXIDADO CIANICIDA (Au, Cu) CIANURACIÓN CONCENTRADO DE Cu - Au Au-Cu RELAVE FINAL NO CONTAMINANTE

23. PROCESO DE LIXIVIACIÒN ACIDA-CIANURACIÒN Mejores resultados del estudio LIXIVIACIÒN ÀCIDA MINERAL OXIDADO CIANICIDA (Au, Cu) CIANURACIÓN SOLUCIÒN RICA Cu Au-Cu RELAVE FINAL NO CONTAMINANTE

24. GRACIAS