Informe Joel
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TEMA:
CIANURACION OR AGITACION DE MINERALES OXIDOS PARA LA
EXTRACCION DE PLATA ANIVEL EXPERMENTAL – 2019
REALIZADO:
CENTRO DE INVESTIGACION Y DESARROLLO TECNOLOGICO DE
MATERIALES DE LA FACULTAD DE INGENERIA QUIMICA Y METALURGICA
AUTOR:
SEBASTIAN MORA, JOEL
ASESOR:
DR. ABARCA RODRIGUEZ, JOAQUIN JOSE
CIP: 108833- DNU: 299
HUACHO – PERU
2019
i
DEDICATORIA
AGRADECIMIENTO
en mi y apoyarme incondicionalmente.
PRECENTACION
El presente trabajo tiene como objetivo principal la recuperación de plata mediante el proceso
de cianuracion por agitación , aplicando los conocimientos conseguidos durante la etapa de
prácticas pre - profesionales efectuadas en el “CENTRO DE INVESTIGACION Y DESARROLLO
TECNOLOGICO DE MATERIALES” de la facultad de Ingeniería Química y Metalúrgica en el
presente informe se detalla y fundamenta las experiencias adquiridas en el desarrollo de mis
prácticas que tuvieron una duración de 3 meses en dichas instalaciones.
El mineral aurífero con el cual se trabajará para realizar dicho proceso es un oxido que tiene
una ley de cabeza de 5.13g/TM, en este trabajo observaremos las técnicas de preparación de
muestras, procesos de chancado, molienda, filtración, lixiviación, fundición, ataque químico,
preparación de reactivos para una buena dosificación durante la etapa de agitación, así
controlando los parámetros de dicho proceso que es importante para lograr una calificada
recuperación de plata y/o resultados.
vi
INTRODUCCION
Es considerado un metal noble por su invulnerabilidad a la oxidación. Entre los que también
encontramos al oro (Au), y al platino (Pt). Estos forman el grupo de los metales preciosos. La plata
se encuentra formando sulfuros (Ag2S) conocidos como argentita o cloruros conocidos como
kerargita AgCl La plata es uno de los siete metales conocidos desde la antigüedad.
La extracción de plata o metal con cianuro se puede utilizar en zonas donde haya finas rocas que
contienen plata. La solución de cianuro de sodio se mezcla con rocas finas, que anteriormente se
haya comprobado que puedan contener plata y/o oro. Para lograr que se separen de las rocas en
forma de solución de cianuración del oro y/o cianuración de plata, se le añade zinc a la solución, lo
que precipita los residuos de zinc y también los de metales deseados como el oro y la plata. Se
elimina el zinc con ácido nítrico o ácido sulfúrico, dejando la plata y/o barras de oro, que
generalmente se funden en lingotes que luego son enviados a una refinería de metales para su
transformación final con agua para convertirlos en metales puros en un 99,9999 %. Medgold fue
una de las primeras empresas en utilizar este método
vii
ÍNDICE GENERAL
CONSTACIA DE PRACTICAS PRE- PROFESIONALES..............................................................i
DEDICATORIA............................................................................................................................. iii
AGRADECIMIENTO..................................................................................................................... iv
AGRADECIMIENTO................................................................................................................. iv
PRECENTACION.......................................................................................................................... v
INTRODUCCION.......................................................................................................................... vi
CAPITULO I.................................................................................................................................. 1
1.1 Antecedentes:...................................................................................................................... 1
1.3 Dirección.............................................................................................................................. 2
1.4 Teléfonos............................................................................................................................. 3
1.5.1 visión............................................................................................................................. 3
1.5.2 misión............................................................................................................................ 3
1.6.1 organización.................................................................................................................. 4
CAPITULO II................................................................................................................................. 8
MINERAL OXIDO............................................................................................................................... 8
2.1 Objetivo............................................................................................................................... 8
2.3.6 Dilución....................................................................................................................... 15
2.3.8 pH natural.................................................................................................................... 16
2.3.9 Molienda...................................................................................................................... 17
2.3.10 filtrado....................................................................................................................... 24
2,5 Resultados......................................................................................................................... 37
2.5.4 Limitaciones................................................................................................................ 38
CONCLUSIONES........................................................................................................................ 39
RECOMENDACIONES............................................................................................................... 40
BIBLIOGRAFÍA........................................................................................................................... 41
ANEXOS..................................................................................................................................... 42
x
INDICE DE FIGURA
Figura 2: Ubicación de la UNJFSC - HuachoEn primer lugar, agradezco a Dios por darme la
salud que tengo, por cada día de vida y la oportunidad de poder lograr mis objetivos, a mis padres
y hermanos por ser los principales motores de mis sueños, gracias a ellos por confiar en mi y
apoyarme incondicionalmente........................................................................................................... iv
INDICE DE TABLAS
CAPITULO I
ESCUELA PROFESIONAL DE INGENERIA METALURGICA
1.1 Antecedentes:
La Facultad de Ingeniería Química y Metalúrgica se creó el 28 de octubre de 1982 mediante
resolución Rectoral N°4644-82-UH con el nombre: “Facultad de Ingeniería Química”. La Escuela
Profesional de Ingeniería Metalúrgica, se encuentra ubicado en el pabellón sur de la Facultad de
Ingeniería Química y Metalurgia, de la Universidad Nacional José Faustino Sánchez Carrión, con
dirección Av. Mercedes Indacochea N°600 en el distrito de Huacho, Provincia de Huaura,
departamento de Lima.
Creada con Resolución Rectoral Nº 448-93-UH. Desde su creación tiene una vida académica de
25 años, cuenta con veinte y siete (32) promociones a la actualidad, consta de cinco (05) Planes
Académicos. Nuestra Escuela Profesional de Ingeniería Metalúrgica se encuentra en la actualidad
dirigida por el Director DR abarca rodríguez, Joaquín José. En el año 2000 se apertura la
modalidad de Practicas Pre-Profesionales, para la obtención del Grado Académico de Bachiller,
contando así con ocho (08) equipos en el laboratorio de nuestra escuela. Actualmente cuenta con
una extensión territorial de 4000 m 2. En la actualidad nuestra escuela cuenta con el centro de
investigación y desarrollo tecnológico de materiales cuyo centro está dividido 04 áreas.
Área de Concentración de Minerales.
LA51 Pirometalurgia
LA52 Hidrometalurgia
LA82Tratamiento térmico
- Fundición.
- Soldadura.
- Mecanizado.
2
1.3 Dirección
La Escuela Profesional de Ingeniería Metalúrgica, Se encuentra ubicado en el pabellón sur de la
Facultad de Ingeniería Química y Metalurgia, de la Universidad Nacional José Faustino Sánchez
Carrión, con dirección Av. Mercedes Indacochea N° 600 en el distrito de Huacho, Provincia de
Huaura, departamento de Lima.
Ubicación de la UNJFSC - Huacho
. Figura 16: Ubicación de la UNJFSC - Huacho
3
1.4 Teléfonos
(01) 239 – 2384
(01) 232 – 6097 – Anexo 248
1.5 visión y misión
1.5.1 visión
Dentro de 10 años ser una escuela que cuente con un laboratorio que cumpla los estándares
exigidos por las normas internacionales y ampliar de forma continua el horizonte formativo y laboral
de todos sus estudiantes y egresados extendiéndose en todo el Perú realizando investigación
científica, desarrollo tecnológico y formación de recursos humanos en Ingeniería Metalúrgica con
criterios de excelencia, para impulsar el desarrollo sustentable regional y nacional de los sectores
productivo y social.
CARGO RESPONSABLES
Decano Máximo
Director de ingeniería metalúrgica M(o) Joaquín José Abarca
Rodríguez
Director de ingeniería química
Secretario académico administrativo
Jefe de departamento Dr. Alberto Sánchez Guzmán
Comisión de grados académicos y títulos
profesionales
DESCRIPCION CANTIDAD
Jefe de laboratorio 1
Auxiliar 0
Practicantes (a) 14
Total 15
Nota 1: Laboratorio del Centro de Investigación y Desarrollo Tecnológico
Consejo de Facultad
Secretaria
Decano
Académica
Laboratorio de
Área de Metalurgia Laboratorio de
Termodinámica y
Extractiva Química Analítica
Física
Área de
Concentración de
Minerales Laboratorio de Laboratorio de
Quím ica Orgánica Química General
Área de
Procesamiento de
Metales
Área de Metalurgia
Física
Concurso de Ingreso
E.P. Ingeniería Metalúrgica
40 Primeros
No Ingresa No cumple
Puestos
Si cumple
Constancia de
Ingreso
NO Requisito
SI
Matricula
Fin
1.7.1.2 formaciones
Durante los 5 años (10 Ciclos) de estudio los alumnos llevan los cursos básicos de química,
matemática, física, etc.; mientras que a partir del 5 ciclo se llevan los cursos relacionados a la
carrera de Ingeniería Metalúrgica de aplicación.
Ma tricula
I Ciclo
Estudios
I Ciclo
NO
Eva luación
SI
Estudios
X Ciclo
NO
Eva luación
SI
Fin
CAPITULO II
OBTENCION DE PLATA MEDIENTE PROCESO DE CIANURACION POR AGITACION DE
MINERAL OXIDO
2.1 Objetivo
2.1.1 Objetivo general
Elaborar un proceso de tratamiento de cianuracion por agitación para la obtención de
plata a nivel de laboratorio.
2019
Actividades Tareas Duración Inicio Fin
Act.1 Reconocimiento de equipos e inventarios 4 21/05 24/05
Act 2 Elaboración de diagrama de pruebas en laboratorio 3 25/05 28/05
Act 3 Preparación de la muestra 7 29/05 05/06
Act 4 Determinación de la gravedad especifica 4 06/06 09/06
Act 5 Chancado y tamizado de la muestra 10 10/06 19/06
Act 6 Molienda, filtrado, secado y análisis granulométrico 15 20/06 03/07
de la muestra
Act 7 Cálculos para la cianuracion y preparación de 5 04/07 08/07
reactivos
Act 8 Cianuracion, control de variables y factores 12 0 20/0
9/07/ 7/2019
2019
Activida Filtrado 5 2 25/0
d9 1/07/ 7/2019
2019
Activida Preparación para la fundición 4 2 29/0
d 10 6/07/ 7/2019
2019
Activida Fundición y copelación 10 3 08/0
9
d 11 0/07/ 8/2019
2019
Activida Resultado del análisis 4 0 12/0
d 12 9/08/ 8/2019
2019
Diagrma de gantt
5/21/2019 6/10/2019 6/30/2019 7/20/2019 8/9/2019
Actividad 1
Actividad 2
Actividad 3
Actividad 4
Actividad 5
Actividad 6
Actividad 7
Actividad 8
Actividad 9
Actividad 10
Actividad 11
Actividad 12
2.3.3.2 Muestreo
El muestreo es una operación que se realiza necesariamente antes de cualquier proceso, con la
finalidad de poder obtener de ello pequeñas muestras de mineral que puedan representar todas las
cualidades y propiedades físicas y químicas del mineral que luego será tratado; estas muestras
representaran el todo.
12
N° W mineral W de la fiola W mineral +fiola W mineral +fiola+ agua W agua g V agua V mineral ρmineral
mL mL g/cm3
1 10.01 56.08 66.09 161.60 95.78 96.23 3.77 2.65
2 15.04 55.38 70.42 164.60 94.18 94.62 5.38 2.79
3 20.01 51.12 71.13 164.96 93.83 94.27 5.73 3.49
2.97
WS
G . E .= × δ agua
ws + wl+ f −w s+l+ f
En esta parte del análisis trabajaremos el mineral aurífero cianuro con una densidad de pulpa
de 1.300 g/mL.
2.3.4 Análisis granulométrico
Una de las muestras tomadas será destinada para el análisis granulométrico, en el cual se
tomarán 100 gr del mineral triturado, que pasarán por el tamiz con las mallas número 10, 20, 30,
50, 70, 100, 140, 200 y -200. Este proceso se hace para determinar experimentalmente el tamaño
de las partículas que contiene dicha muestra.
Esta muestra pasara por el tamiz durante 10 minutos, luego de esto se pesará el mineral que
este en cada malla y se anotaran los datos para formar la tabla que registrara el tamaño de cada
partícula y la cantidad de esta que se encuentra en cada abertura.
100−%solidos
d=
%solidos
16
100−34.73
d=
34.73
d=1.88
2.3.8 pH natural
En esta parte del análisis, se tendrá que determinar la variación del pH para saber el pH
natural del mineral, y como variara con la adición de cal. Este estudio se realiza para poder saber
cuánto se tiene que adicionar para llegar al pH adecuado para el proceso, en este caso el mineral
debe tener pH entre 10 a 12 para el proceso de lixiviación por agitación, pero si el mineral tiene un
pH menor a ello se adiciona cal para poder llegar al pH deseado .
. Procedimiento:
2.3.9 Molienda
Para la molienda utilizaremos muestras del mineral que van a ser introducidos en un molino de
bolas de 8`x12` con un determinado tiempo, cada muestra con peso de 250 g cada uno en un
tiempo de 4, 8, 12 y 16 minutos respectivamente, para ello, primeramente, debemos saber la
velocidad de molienda, es decir las RPM del molino de bolas.
La velocidad crítica de un molino se puede definir como aquella a la cual la bola aislada se
mantiene contra el casco durante el ciclo completo. Entonces, la velocidad de operación (Vo) de un
molino a la cual las bolas hacen el trabajo de trituración del mineral es menor a la velocidad crítica,
Dónde:
Vo=75 – 80 % de la V c
76.62
Vc=
√d
Reemplazamos los datos del molino 8`x12` cuyo diámetro es de 8 pulgadas y en pies es
0,666667 pies.
76.62
Vc= =93.84 rpm
√0.666667
Por lo tanto, la velocidad de operación máxima y mínima será:
Tomaremos 4 muestras de 250 g. cada una para realizar una molienda de 4, 8, 12,16 minutos
para determinar su moliendabilidad, antes tenemos que hallar el peso de bolas y la cantidad de
agua a trabajar dentro del molino.
Peso de bolas
X= 2.5 kg.
Cantidad de agua
Volumen de agua=167.5 ml
1
100 150 11.88 11.9313 54.76549 45.235
0
140 106 8.95 8.98865 63.75414 36.246
200 75 7.21 7.24114 70.99528 29.005
-200 0 28.88 29.0047 100 0
2
∑ 99.57 100
ANALISI GRANULOMETRICO
120.000
60.000
% PASANTE F(X)
40.000 Linear (% PASANTE F(X))
20.000
0.000
0 00 00 00 00 00 00 00 00 00 00
1 2 3 4 5 6 7 8 9 10
ABERTURA DE TAMICES
ANALISIS GRANULOMETRICO)
120.000
f(x) = 0.09 x + 45.52
R² = 0.46
100.000
80.000
%ACOMULADO
60.000
40.000
20.000
0.000
0 100 200 300 400 500 600 700 800 900
ABERTURA DE TAMICES
6
∑ 99.87 100
ANALISIS GRANULOMETRICO
120.000
f(x) = 0.08 x + 52.7
100.000 R² = 0.37
80.000
%ACOMULADO
60.000
40.000
20.000
0.000
-20.000
0 100 200 300 400 500 600 700 800 900
ABERTURA DE TAMICES
Tabla 13: Análisis
Granulométrico
(16 minutos)
ANALISIS GRANULOMETRICO
120.000
100.000
80.000
%ACOMULADO
60.000
40.000
20.000
0.000
0 100 200 300 400 500 600 700 800 900
-20.000
ABERTURA DE TAMICES
TIEMPO #MALLA
(MIN) (-200)
4 28.88
8 42.08
12 48.6
16 69.7
MOLIENDIVILiDAD VS TIEMPO
80
69.7
70
60 f(x) = 12.9 x + 15.07
R² = 0.96 48.6
50
PORCENTAJE
42.08
40 #MALLA(-200)
28.88 Linear (#MALLA(-200))
30
20
10
0
4 8 12 16
TIEMPO
23
Para un proceso de cianuración se recomienda trabajar con una muestra mínima del 80%
pasante por la malla 200.
Determinamos el tiempo de molienda para un 80%:
80−15.07
X=
1.2898
X =50.34 min
Por lo tanto, el tiempo adecuado de molienda para obtener una muestra a un 80% pasante
por la malla 200 es de 50 minutos.
2.3.10 filtrado
La filtración es un proceso que separa sólidos de líquidos, usando un medio filtrante que retiene
el sólido, pero permite pasar el líquido. Para que esta separación sea posible se requiere que
exista una diferencia de presión entre la cara anterior del medio filtrante, donde se alimenta la
pulpa, y la cara posterior, lo que se consigue aplicando vacío o presión. Como resultado de esta
operación se obtiene un líquido prácticamente libre de partículas, y un producto sólido con algún
grado de humedad, denominado queque, que queda adherido al medio filtrante.
El mineral filtrado luego es secado para así poder realizar el análisis granulométrico. la
filtración es requerida por ejemplo en la línea de concentración por flotación en que es ventajoso
filtrar los concentrados y cola de proceso antes de secar en estufa, minimizando tiempo y costo de
energía en la separación sólido-líquido.
Figura 34: Mineral filtrado.
[ Minerales Auriferos o + Flujo+ Reductor =[ Botonde Pb+ Au+ Ag+ ¿impuresas metalicas ] + Escoria
argentiferos ]
2.4.1.2 Copelación.
Se realiza el precalentamiento del horno durante un intervalo de 30-45 minutos con una
temperatura de 600ºC, llegando a la temperatura deseada introducimos las copelas por un
intervalo de 25-30 minutos, luego cargar los régulos de plomo lo cual mientras se funde el mineral
la temperatura va estar entre 800ºC y el punto de fusión de la plata y del oro más o menos. El
punto final de copelación ocurre cuando relampagueé el doré lo cual se da en la temperatura critica
de copelación que es de 800 a 850 ºC. Se saca lentamente las copelas del horno de mufla para
que la plata antes de solidificarse d, desprenda poco apoco el oxígeno absorbido sin proyecciones
de partículas de ella. El tiempo de copelación se determina según la cantidad de copelas pueden
demorar entre 45min y 1hora, según cantidad de muestras [ CITATION Mis10 \l 10250 ]
2.4.1.3 Ataque Químico.
Disponer de la bandeja situada en al área de ataque químico y limpiar cada crisol, trasladarlas
al área de fundición. Una vez que la copela enfríe retirar el doré utilizando el alicate y con el martillo
laminar ligeramente el botón para aumentar la superficie de contacto durante la etapa de ataque
químico y colocarlos en los crisoles de porcelana limpios y en forma ordenada. Una vez terminado
con el procedimiento trasladar los crisoles hacia el área de Ataque Químico. Colocar las muestras
en la plataforma de la plancha durante el tiempo que requiere la reacción, adicionar
aproximadamente 2.2ml de HN al 15%. Una vez terminada la reacción (disolución de la
plata/efervescencia), eliminar la solución de Nitrato de Plata en el vaso precipitado de 250ml con
ayuda de la tenaza porta crisol y la bagueta, manteniendo el orden. Adicionar aproximadamente
2.2ml de HN Q.P. (al 68.5%) y dejar reaccionar hasta la reacción emane abundantes gases
nitrosos evitando salpicaduras y la ebullición del mismo.[CITATION CEP87 \l 10250 ]
Terminar el ataque retirando el resto del ácido en el mismo vaso precipitado con la porta
crisoles y bagueta sin perder el orden. Una vez acumulado el nitrato de plata, evacuar el vaso en el
recipiente rotulado para su posterior refinación. Lavar la plata agregando a cada crisol 3 ml de agua
destilada para lavar la muestra, evitando salpicaduras o pérdida de muestra. Repetir la operación 2
veces. Vaciar el agua de lavado contenida en el crisol al segundo vaso precipitado de 250ml y
desecharlo. Secar los crisoles hasta calcinar las muestras y retirar de la plancha sobre la bandeja y
enfriar. Trasladar las muestras al Área de Pesado Micro analítico [ CITATION CES87 \l 10250 ]
2.4.3 principios técnicos
2.4.3.1 Lixiviación
Es un proceso hidrometalúrgico mediante el cual se provoca la disolución de un elemento desde
el mineral que lo contiene para ser recuperado en etapas posteriores mediante electrólisis. Este
27
proceso se aplica a las rocas que contienen minerales oxidados, ya que éstos son fácilmente
atacables por los ácidos.
Las principales variantes de lixiviación son:
La lixiviación por agitación.
La lixiviación por percolación
2.4.3.1 lixiviaciones por agitación
La mena molida a tamaños menores a las 150 mallas (aproximadamente tamaños menores a
los 105 micrones), es agitada con solución cianurada por tiempos que van desde las 6 hasta las 72
horas. La concentración de la solución cianurada está en el rango de 200 a 800 ppm (partes por
millón equivale a gr de cianuro por metro cubico de solución). El pH debe ser alto, entre 10 y 11,
para evitar la pérdida de cianuro por hidrólisis (generación de gas cianhídrico, CNH, altamente
venenoso) y para neutralizar los componentes ácidos de la mena. Para evitar lo anterior se usa cal,
para mantener el pH alcalino. Se adiciona lo necesario para mantener la concentración de plata
libre en la solución por encima 100 gr/m3.
Las variables a determinar son las siguientes:
Consumo de cianuro por tonelada de mineral tratado.
Consumo de cal por tonelada de mineral tratado.
Optimo grado de molienda.
Tiempo de contacto, ya sea en la lixiviación por agitación como en la lixiviación por
percolación.
Concentración más conveniente del cianuro en la solución.
Dilución más adecuada de la pulpa.
La cianuración en pilas es una lixiviación por percolación del mineral acopiado sobre una
superficie preparada para colectar las soluciones
2.4.3.3 Cálculos Para La Agitación.
En esta prueba de agitación trabajaremos con un peso de 1 kg de mineral los cual se va hacer los
siguientes cálculos, el agua total durante la agitación, la cantidad de cal y cianuro. Trabajaremos
una densidad de pulpa de 1300g/l que es igual a 1.3g/l, el tiempo de molienda es de 51.33 min que
hemos hallado ya que hace tiempo tenemos el 80% -85% de mineral pasante a malla -200.
100−60
masa del liquido= ( 1 kg )=667 mL
60
Entonces utilizaremos 667mililitro de agua en la molienda del mineral.
Para agitación Del Mineral: El agua para la agitación es el agua total que se va utilizar.
Utilizamos la siguiente ecuación para hallar el porcentaje de sólido para la agitación teniendo la
densidad del mineral que es de 2.97 g/ml, y después utilizando la ecuación hallamos el agua
total que se necesita
ρm (ρ P−1)
% S= ∗100
ρP ( ρm−1)
2. 97( 1. 3−1)
% S= ∗100=34 .79 %
1. 3(2 . 97−1)
100−34 . 79
masa del liquido= ( 1 .kg )=1 . 87 L
34 . 79
b. Cálculo de cal y cianuro para la agitación.
Una vez molido el mineral el respectivo tiempo y con la cantidad de agua necesaria se
completa la diferencia de agua ya sea lavando las bolas del molino para completar un volumen
total de 1.87L
Cal: se agrega la cantidad de cal necesaria hasta elevar el pH de la pulpa en el rango de 10 a
11 a una fuerza de 0.25 que es donde se agita los minerales de oro. El pH dé donde se
29
fNaCN X D X C NaCN
cianuro inicial NaCN =
0 . 95
1 . 25 x 1 .87
cianuro inicial NaCN = =2. 34
0 . 95
Preparación del AgNO3 a una concentración de 1.1 g/l de una pureza de 99.8%. Para la
Titulación utilizaremos el AgNO3, y IK de pureza al 10 % lo cual se utilizará como indicador
unas 3 gotas a las soluciones cianuradas y para el consumo de cal utilizaremos el ácido
oxálico. Mediante la ecuación realizamos los cálculos para la preparación del AgNO 3 a una
concentración de 1.1 g/L de una pureza de 99.8%.
g AgN O3=0.250 L x 1.1 g / L
g AgN O3=0 . 275 g ( puro)
0.275 g
g AgN O 3=
0.998
gAgN O 3 =0 .2756 g
2.43.5 Reacciones químicas producidas en la titulación con AgNO 3
Realizamos la relación mediante gravimetría para llegar a la ecuación donde hallaremos y
sabremos la concentración donde se encontrarán las soluciones cianuradas.
AgN O3 +2 NaCN ⟶ AgNa ¿
169 . 877 g AgN O → 98 gNaCN
3
m AgN O →mNaCN
3
98
C AgN O × V AgN O ⟶ C × V NaCN
3 3
169. 877 NaCN
Ecuación con la cual se va a evaluar la concentración de cianuro que contienen cada una de las
soluciones cianuradas durante un tiempo determinado de agitación.
C AgN O x V AgN O
C NaCN =0. 5769 x 3 3
V NaCl
30
V NaCN
1.1× 2.3
Consumo de NaCN = 0.5769 × =0.2919
5
Cianuro por agregar = 1.25−0.2919=0.9581
Cianuro por agregar = 0.9581 ×1.87=1.7916
Cianuro por agregar = 1.7916/0.95=1.8859g
CONSUMO DE NaCN
1 0.92
0.91
0.9 0.86
f(x) = 0.35 ln(x) + 0.01 0.79 0.8
0.8 R² = 0.98
0.71
0.7 0.63
0.6 0.57
0.49 0.52
0.5 0.44
0.4
0.29
0.3
0.2
0.1
0
0
0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20 22 24
7.6
7.6 7.5
7.4
7.4 7.3
7.2
7.2 7.1
7
7
6.8
6.6
6.4
0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20 22 24
TIEMPO
Una vez secado el mineral en la estufa se iso un cuarteo para un mejor calculo
Figura N° cuarteo para la fundición
2.4.3.8 Fundición
Ya obtenido el relave seco preparamos 20 gr de muestra para la fundición con
Tabla 17: Flujo para relave de muestras
Reactivos Cantidad en
(g)
Litargirio 66g
Bórax 15 g
Nitrato de potasio 0.5g
Silicio 8g
Carbonato de sodio 30g
Harina 2g
KNo3 0.5 g
Una vez preparado el flux bien homogenizado llevamos al horno eléctrico a una temperatura de
1050° C durante 1 hora. Después de una horas sacamos el crisol y realizamos la colada en las
lingoteras, obtenemos un regulo de 18.8110 g. el cual contiene el oro, plata y plomo el cual no ha
volatilizado durante la fundición y la escoria.
Figura 42: Régulos
2.4.3.9 Copelación
Es la parte del proceso de fundición donde se elimina el plomo restante en el regulo. El regulo
obtenido es puesto en una copela precalentada y metida al horno a 950° C durante 45 minutos.
Pasado el tiempo obtenemos un botón el cual contiene el oro y la plata.
Figura 43: Botón de oro y plata
2.4.3.11 dore
Terminado el ataque químico el botón de oro pasa por una copela precalentada para que
obtenga el color amarillo brilloso característico del oro para pasar al pesaje
Una vez terminado el proceso de obtención de oro pesamos el oro obtenido el cual pesa
0.0178g por 1kg de mineral agitado el cual nos da una recuperación de 5.13 g/TM
Figura 45: Doré obtenido
2,5 Resultados
2.5.1 Determinación ley de relave
Para la determinación de la ley del relave se realizó con una muestra de 20 gr de relave
previamente seco se mezcla con el flux
g peso de bot ó n de oro( g)∗103
Ley Ag ( )
TM
=
p eso de muestra
( TMg ) 0 .0178
Ley Au =
20 g
mg
x 1000
( TMg ) 0.89
Ley Au = g/TM
Ley de Ag
Cabeza 5.13 g/TM
37
5.13−0.89
%Recuperacion= x 100
5.13
% recuperacion=82. 65 %
2.5.3 Principales logros alcanzados
2.5.4 Limitaciones
CONCLUSIONES
RECOMENDACIONES
Se debe utilizar los quipos de protección personal durante todo el trayecto del proyecto
realizado, ya que estaremos en contacto con reactivos y gases tóxicos.
Debemos mantener el área de trabajo despejada para así tener un orden y un mejor
desempeño.
Mantener controlado el pH y el consumo de cianuro para evitar la formación del HCN el cual es
muy dañino para la salud.
Realizar los cálculos con la mayor exactitud posible.
Tener una lista de las actividades a realizar para mantener un orden durante la realización del
proyecto.
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BIBLIOGRAFÍA
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mpresoras S.R.L.
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ANEXOS
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