Por: Pitter Huapaya Chumpitaz, gerente de Procesos; César Espejo Rodríguez, superintendente de Planta, y Pedro Gonzales Andia, jefe de Lixiviación, Pan American Silver.

Resumen

En la planta de procesos de La Arena, uno de los principales insumos químicos es el cianuro de sodio. La lixiviación del oro con una solución de cianuro sigue siendo el proceso hidrometalúrgico más ampliamente utilizado para la extracción de oro en los minerales. El cianuro de sodio por ser parte esencial del proceso también es el que tiene un alto impacto en los costos operativos del área.

En base a resultados de pruebas metalúrgicas se concluyó que, a partir de la segunda mitad del ciclo de lixiviación del mineral, el requerimiento de cianuro para continuar con la lixiviación del oro es menor. Es por ello, que se analizó la viabilidad de implementar un sistema de bombeo para realizar un riego diferenciado en el pad y así optimizar el consumo de este reactivo.

El sistema permitió realizar adición de solución de cianuro concentrado (make up) a las celdas con mineral fresco y usar concentraciones menores de cianuro para celdas con mineral que estaban en agotamiento o segunda lixiviación. Es así, que en adelante, la operación empezó a reducir la concentración de cianuro en las soluciones de riego para celdas agotadas con 40 ppm de cianuro libre y optimizar el riego a las celdas con mineral fresco con concentraciones de cianuro entre 80 y 100 ppm, según criterio de la operación.

El proyecto permitió reducir el ratio de consumo de cianuro de sodio en el pad de lixiviación de 0.22 Kg/tm a 0.18 Kg/tm; además se tuvieron los siguientes beneficios:

ν Mejor administración del cianuro de sodio en la solución de riego.

ν Oportunidad de regar con concentraciones altas de cianuro a celdas frescas y mejorar la cinética de lixiviación.

ν Disminuir la lixiviación de metales como cobre y mercurio, los que generan problemas posteriores en el proceso.

Introducción

En la lixiviación del oro y plata con cianuro, para optimizar el proceso, por lo general se opta por incrementar la concentración de cianuro para acelerar la cinética, es decir, reducir los ciclos de lixiviación. Sin embargo, concentraciones más altas conllevan a disolver otros metales no deseados como el cobre, mercurio, fierro, etc. 

El cianuro de sodio por ser parte esencial del proceso también es el que tiene un alto impacto en los costos operativos del área, por ello la necesidad de optimizar su uso.

En base a resultados de pruebas metalúrgicas se concluyó que, a partir de la segunda mitad del ciclo de lixiviación del mineral, el requerimiento de cianuro para continuar con la lixiviación del oro es mucho menor. Estos resultados permitieron analizar la oportunidad de optimizar el proceso, adicionando la cantidad necesaria de cianuro sin afectar su extracción.

Con el apoyo de la Gerencia se viabilizó el proyecto para instalar un sistema de bombeo de solución con cianuro concentrado desde la planta ADR hasta el sistema de rebombeo del pad de lixiviación. En la ingeniería se enfatizaron consideraciones técnicas de seguridad y medio ambiente por tratarse de líneas con solución cianurada. Dichas consideraciones garantizan en todo momento, la operatividad del sistema de riego focalizado, así como la eficacia de los sistemas de protección tanto del personal como de las instalaciones implementadas.

El proyecto permite variar la concentración de cianuro de acuerdo al tiempo de riego del mineral, por ejemplo, los primeros siete días se riega con una alta concentración (entre 80 a 100 ppm CN-), a partir del octavo día hasta el día 30 se regaría con una concentración de 70 ppm y los días restantes hasta completar el ciclo (60 días) se riega con 40 ppm de cianuro libre. Con ello, se logra un importante ahorro en consumo de cianuro y tener una solución más concentrada con oro al disminuir las concentraciones de otros elementos como cobre, mercurio y fierro. Además de utilizar menos reactivos en la destrucción de cianuro al momento de drenar el exceso de solución (en temporadas húmedas).

Antecedentes 

Ubicación y accesibilidad

La mina está ubicada en el distrito Huamachuco, provincia Sanchez Carrión, región La Libertad, sobre los 3,400 msnm. A 4:00 horas de Trujillo por carretera, A 18 km al este de la mina Lagunas Norte (Boroo). A 10 km al norte de la mina aurífera La Virgen de Compañía Minera San Simón. 

Geología regional 

El yacimiento minero de La Arena se localiza dentro de las estructuras regionales de rumbo NW-SE (Andino), en la que afloran rocas sedimentarias, ígneas y volcánicas en menor intensidad, entre las primeras se han reconocido varias formaciones que abarcan en edad desde el Jurásico superior hasta el Cuaternario reciente.

La secuencia sedimentaria comprende las siguientes formaciones: Chicama del Jurásico, Chimú, Santa, Carhuaz, Farrat, del Cretácico.

Estas formaciones son cortadas por intrusivos divididos en dos fases: los dacíticos de edad 28 MA. Y los andesíticos de edad 25 MA.

La mineralización económica se encuentra dentro de la Formación Chimú, que tiene a la roca encajonante más favorable para la ocurrencia de estos depósitos auríferos, estas rocas están constituidas por areniscas cuarzosas intercaladas por lutitas, limolitas, lutitas carbonosas y esporádicos mantos carbonáceos de escasa potencia en su parte inferior. La estratificación se da en capas medianas a gruesas (entre 1 a 2 m), algunas veces presenta estratificación cruzada y estructuras de sobrecarga.

La Formación Chicama se compone esencialmente por lutitas oscuras a negras, con fina estratificación sub-horizontal. Regionalmente se han observado lentes de calizas claras.

Las formaciones Santa, Carhuaz y Farrat, conforman la parte superior del Grupo Goyllarisquizga y sus rocas son de similares composiciones petrográficas que las hacen favorables para contener mineralización aurífera; lo que no ocurre con la Formación Chicama infrayacente a la Formación Chimú, constituida por lutitas de color gris oscuro con intercalación de lutitas carbonosas de hasta 0.50 m de espesor.

Geología local

El yacimiento La Arena está clasificado como un depósito epitermal de alta sulfuración emplazado en areniscas cuarzosas de edad Cretáceo inferior de la Formación Chimú, las cuales se encuentran en contacto con un stock intrusivo subvolcánico de composición pórfido andesítico de edad Terciaria, correspondiente al evento de rocas ígneas del Grupo Calipuy.

La mineralización asociada principalmente a óxidos de hierro (goethita, limonita, jarosita y hematita) se presenta en horizontes de areniscas y en vetas delgadas a finas (feeders), que cortan a estos horizontes y a otras no competentes para ser mineralizados, cuando estas estructuras (NW y SE) se encuentran poco espaciados forman cuerpos diseminados con leyes generalmente bajas.

Los fluidos gaseosos del intrusivo emplazado en profundidad fracturó y brechó las rocas, esta fase hidrotermal depositó el oro asociándolo a la pirita y enargita y en muy poca cantidad a metales base, dichos sulfuros fueron oxidados y lixiviados por la acción meteórica de las aguas lo cual produjo un enriquecimiento de la concentración aurífera.

Los contenidos de alunita, pirofilita y enargita permiten clasificar a este depósito como epitermal de alta sulfuración.

La alteración de las areniscas está asociada principalmente a la silicificación y la alteración de las rocas intrusivas (pórfido andesítico) varían de acuerdo al contacto con las rocas sedimentarias y son la silicificación (cerca al contacto), argilización, alteración fílica, propilítica y en forma puntual argílica avanzada.

Alteración y mineralización

Las alteraciones presentes en el tajo son: propilitización, se presenta en el intrusivo andesítico adyacentes a las zonas argilizadas. Los ensambles de esta alteración son los siguientes: epidota, clorita, carbonatos y arcillas.

Argílica, está alteración se presenta con mayor intensidad en el intrusivo andesítico terciario (25 Ma.), conformando la mayor alteración presente en las rocas del tajo. Los ensambles que caracterizan esta alteración son pirita, caolinita, montmorillonita, muscovita y calcita.

Argílica avanzada, está alteración predomina en el contacto del intrusivo andesítico de 28 Ma. (dique central), con las areniscas de los bloques mineralizados, también en el contacto del intrusivo sedimentario del sur del tajo y algunos diques del norte. Los ensambles característicos de esta alteración son la alunita, caolinita, dickita, pirofilita y la muscovita. En el tajo se observa alunita rosácea cerca de la superficie y blanquecina a profundidad.

Silicificación, se da mayormente en las areniscas de los cuerpos mineralizados y en el contacto con el intrusivo andesítico.

La silicificación en estos cuerpos es intensa siendo fuerte a moderada al alejarse del contacto con el intrusivo y en este último se torna también con moderada silicificación en un halo de 10 m.

Los ensambles que caracterizan esta alteración son cuarzo y sílice calcedonica. 

Proceso de cianuración 

El oro rara vez se encuentra en la naturaleza formando compuestos, a diferencia de otros metales como cobre o zinc, siendo el teluro y posiblemente el selenio los únicos elementos que se le combinan en la naturaleza. Sus presentaciones habituales son en estado nativo o formando aleaciones, generalmente con plata (electrum). Aparece en la naturaleza diseminado en pequeñas cantidades y se halla corrientemente en filones que tienen relación genética con rocas ígneas de tipo silícico. La principal fuente de oro son los llamados filones hidrotermales de cuarzo y oro, donde junto con la pirita y otros sulfuros, el oro fue depositado por soluciones minerales ascendentes que lo contenían. El oro está simplemente mezclado mecánicamente con los sulfuros y no en forma de combinación química alguna. En la superficie terrestre y cerca de ella, los sulfuros que contienen oro normalmente están oxidados, dejándolo libre y haciendo así su extracción muy fácil. En la mayoría de los filones, el oro está finamente bien dividido y distribuido de forma tan uniforme, que su presencia no puede ser detectada por simple inspección.

La cianuración es el proceso más usado para la recuperación de oro, en especial del que procedente de las menas no refractarias, pudiendo aplicarse también a minerales de plata.

Proceso de lixiviación del oro con cianuro

El proceso de lixiviación empleando cianuro en medio alcalino como agente lixiviante, se ha constituido como la práctica universal para la extracción de los metales preciosos, desde que J.S. MacArthur y los hermanos R. y W. Forrest, patentaron la técnica en 1889.

La cianuración es un proceso hidrometalúrgico basado en la utilización de soluciones de cianuros alcalinos como medio químico para lixiviar el oro y la plata contenidos en menas auríferas/argentíferas. Los cianuros más importantes que se usan en este procedimiento son el de potasio y el de sodio. Una solución de cianuro alcalino en agua se hidroliza como sigue: 

En su forma más simple, la reacción para disolución de oro metálico en una solución diluida de cianuro es:

Au + 2CN- → Au (CN)2 + e¯

Para explicar la disolución de oro en la disolución cianurada existen varias teorías (J.C. Yannopoulos, 1991), pudiéndose escribir la reacción global como:

4Au + 8NaCN + O₂ + 2H₂O ↔ 

4NaAu(CN)₂ + 4NaOH

El proceso de disolución del oro en cianuro implica reacciones heterogéneas sólido- líquido, siendo la secuencia de estas reacciones:

ν Absorción de oxígeno en la disolución.

ν Transpone de oxígeno y cianuro hasta la interfase sólido-líquido.

ν Adsorción de oxígeno y cianuro en la superficie del sólido.

ν Reacción electroquímica.

ν Desorción de los complejos cianurados solubles de oro y otros productos de reacción de la superficie sólida.

ν Transporte de los productos desorbidos hasta el seno de la disolución.

Estas etapas dependen entre otras de las siguientes variables:

ν Concentración de oxígeno, que depende de la temperatura, altitud, fuerza iónica del medio, tipo e intensidad. En concentraciones diluidas de cianuro la presión de oxígeno no afecta a la dilución, sin embargo, en disoluciones más concentradas el efecto es importante.

ν Concentración de cianuro, que influye cuando la disolución no se realiza a presión atmosférica, ya que en tal caso la reacción está controlada por la presión de oxígeno.

ν pH, que al ser mayor de nueve durante la cianuración impide que se forme HCN.

ν Presencia de álcalis, ya que entre otras misiones previenen la pérdida de cianuro y neutralizan los compuestos ácidos del proceso.

ν Presencia de otros metales, los cuales pueden consumir oxígeno y/o cianuro afectando a la velocidad de extracción del oro.

Mediante la lixiviación cianurada se consigue recuperar un 75-90 % de oro de las menas tostadas y un 85-95% de los concentrados.

La lixiviación con cianuro seguirá ocupando el puesto número uno por muchos años, entre otros procesos hidrometalúrgicos orientados a la explotación de metales preciosos.

Reacción química

El oro es muy estable, como lo indica su poca reactividad en el aire o en la mayoría de las soluciones acuosas, incluidos los ácidos fuertes. El oro solo se disuelve en soluciones oxidantes que contienen ciertos agentes ligantes complejos, por el ejemplo, cianuro, haluros, tiosulfatos, tiourea y tiocianato. Este comportamiento único permite que el oro sea extraído de una manera muy selectiva con referencia a otras menas, esto es necesario ya que las menas de oro son de bajo tenor. Gran parte de la química del oro y sus compuestos, especialmente el comportamiento en solución acuosa puede ser relacionado con su gran electronegatividad, que es, su tendencia a atraer electrones. 

Au³⁺ + 3e ↔ Au⁰

E= 1.52 + 0.0197log ^Au³⁺(V)

La termodinámica predice si una reacción puede ocurrir o no, pero no predice, si esta reacción se dará en un tiempo adecuado desde el punto de vista operativo. Esto último depende de la velocidad con la que la reacción ocurrirá (cinética).

Las reacciones heterogéneas pueden ser controladas por la cinética de una reacción química o electroquímica inherente o por la velocidad de transporte de masa de las especies reaccionantes. 

Las principales etapas de la reacción son:

ν Transporte de masa de reactantes gaseosos en la fase acuosa y su subsecuente disolución (oxígeno aire a oxígeno en solución). 

ν El transporte de masa de las especies reaccionantes a través de la solución de la capa límite del sólido, a la superficie del sólido.  

ν Reacción química o electroquímica en la superficie del sólido, incluyendo la absorción y desorción.

ν Transporte de la especie reaccionante a través de la capa límite al seno de la solución.

Reacción anódica

En soluciones cianuradas alcalinas el oro es oxidado y se disuelve para formar el complejo de cianuro de Au (I), Au (CN)_2- como se muestra en el diagrama Eh-pH (Figura 6). La reacción de disolución es:

Au + 2(CN)- → Au(CN)_2- + e-

Reacciones catódicas

En soluciones aireadas de cianuro alcalino la reacción de disolución es acompañada por la reducción catódica de oxígeno, siendo la principal la siguiente:

O2 + 2H ₂O + 4e- → 4(OH)-

El peróxido de hidrógeno formado es un fuerte agente oxidante, el cual puede tomar parte en otras reacciones de oxidación posterior.

Reacción global de disolución

La reacción global puede ser descrita de acuerdo a la ecuación propuesta por Elsner:

4Au + 8CN- + O₂ + 2H₂O →  

4Au (CN)_2- + 4OH-

Cinética de las reacciones

Entre los factores que afectan la velocidad de disolución del oro tenemos: las concentraciones de cianuro y oxígeno, temperatura, pH, área superficial del oro expuesto, agitación, transferencia de masa y la presencia de otros iones en la solución.

Primeras evaluaciones 

A Lo largo de estos últimos años, la concentración de cianuro en la lixiviación se ha venido bajando paulatinamente sin afectar la extracción del oro.

Esto ha favorecido la reducción de elementos no deseados como el Cu y Hg en la solución rica. 

Además, se ha mejorado en el tiempo la eficiencia en los circuitos de adsorción reflejándose en una ley de Au en barren más estable.

Sin embargo, se venía aplicando la misma concentración de cianuro durante todo el ciclo de lixiviación, lo cual aún generaba un alto costo en el consumo de este reactivo.

Pruebas metalúrgicas 

Se realizaron pruebas metalúrgicas preliminares, considerando un riego escalonado de concentración de cianuro para verificar si hubo algún cambio en la recuperación durante el ciclo completo de lixiviación.

Bajo el concepto de curado se realizaron pruebas con concentraciones de cianuro de 100, 300 y 500 ppm de cianuro libre, durante la primera semana, para luego disminuir la concentración en el riego a 70 ppm hasta el día 30 y, finalmente, bajarlo a 40 ppm en la etapa de agotamiento.

Los resultados nos dan un indicio que al final del ciclo de riego, se tiene similares recuperaciones esperadas.

En las curvas de extracción, es notorio en los primeros días de riego, que el material regado con mayor concentración de cianuro percola con leyes de Au más altas, este efecto acelera la cinética de lixiviación, sin embargo, en el tiempo todas las curvas tienden a igualarse.

Se realizó otra batería de pruebas a diferentes concentraciones de cianuro variando el tiempo.

Se vuelve a constatar que concentraciones altas de cianuro aceleran la cinética, sin embargo, en el tiempo las extracciones tienden a equipararse.

También se evaluó el efecto de la ley de Au respecto al consumo de cianuro. En la Figura 13 presentamos los resultados.

Las pruebas iniciales refuerzan el hecho que leyes bajas de Au requieren menor consumo de cianuro para su disolución y este efecto también se observó en un conjunto de pruebas BRT que se realizaron para corroborar dicha información. 

Los resultados de lixiviar mineral a distintas leyes de Au, permitió realizar una curva de tendencia en función del consumo de cianuro, como se aprecia en la Figura 15.

A nivel industrial se realizaron dos pad a nivel piloto para evaluar la extracción del Au en función de la ley.

En las pruebas se ratificó la famosa ley de las colas: “Leyes bajas tienen extracciones bajas” y también esta información va de la mano con el consumo de cianuro, es decir leyes bajas de Au requieren menos cianuro para su lixiviación (para minerales limpios, bajos en Cu, Fe, S, etc.).

Pad piloto con ley de Au en mineral de 0.18 g/t, a los 30 días de lixiviación llegó a una extracción de 68% y una ley rica percolada de 0.05 ppm (ley cercana al barren); al culminar su ciclo 74% Ext Au.

Pad piloto con ley de Au en mineral de 0.61 g/t, a los 30 días de lixiviación llegó a una extracción de 79.19% y al culminar su ciclo 84.57% Ext Au.

En base a los resultados de las pruebas industriales, se evidenció que, en la primera mitad del ciclo de lixiviación del mineral, gran parte del Au recuperable se tiene extraído, quedando un porcentaje mínimo -de alrededor de 6%- por disolver en los 30 días restantes.

Esta información reforzó el hecho que se puede reducir el consumo de cianuro a partir de la segunda mitad del ciclo de lixiviación.

Como información ilustrativa, en base a la ecuación de tendencia de consumo de cianuro en función de la ley, se recalculó el nuevo requerimiento de esta sustancia a partir de la segunda mitad del ciclo de lixiviación de los pad pilotos.

Plan de acción para la implementación de sistema de riego diferenciado

Para optimizar el consumo de cianuro sin disminuir la extracción esperada del mineral, se diseñó el proyecto de riego diferenciado en el pad.

En primera instancia, se diseñó la ingeniería que consiste en la inyección de solución cianurada desde la planta ADR hacia la zona de rebombeo y de este punto ramificar hacia las celdas de lixiviación.

Basados en pruebas de laboratorio, el criterio es regar celdas frescas con una alta concentración de cianuro en su etapa de humectación y producción e ir disminuyendo la concentración a medida que pasa a la etapa de agotamiento.

Esto le permitirá a la operación reducir la concentración de cianuro en la solución de riego a valores de 40 ppm para el caso de celdas agotadas y que las celdas con mineral fresco reciban la concentración incrementada de cianuro a valores de 70 a 100 ppm, según criterio de la operación.

Inicialmente todo el make up de cianuro se realizaba en planta, a todo el flujo, a una concentración entre 70-75 ppm CN-.

El proyecto consiste en hacer un make up general en planta solo hasta 40 ppm CN-, luego en el sistema de rebombeo ubicado en el pad, adicionar una concentración extra a los flujos que llegan al mineral fresco, hasta alcanzar entre 70 y 100 ppm de CN-. Las celdas que están con mineral en agotamiento continuarán regando con 40 ppm de CN-.

Consideraciones del proyecto riego diferenciado:

ν Diseño hidráulico del sistema de bombeo para el envío de solución de cianuro concentrado de planta al pad.

ν Definir los flujos de adición de cianuro concentrado que permita la dosificación adecuada en los puntos de succión de bombas barren en rebombeo.

ν Implementar un sistema de control que regule las dosificaciones y de manera proporcional en las líneas de riego de celdas. 

ν Garantizar la seguridad del personal involucrado en la operación, a través de medidas de control físico y mediante programación, en el sistema de bombeo diseñado. 

ν Asegurar que, ante la ocurrencia de imprevistos operativos, el sistema evite un riesgo de contaminación del ambiente en donde se desarrolla la operación.

Resultados 

Con los resultados y análisis de las distintas pruebas realizadas, se evidenció lo siguiente:

Disminución en el consumo de cianuro en promedio de 7 a 4 toneladas por día (Figura 22).

Se puede notar claramente una considerable disminución del consumo de cianuro desde que empezó el proyecto.

A inicios de 2022, fue una temporada muy lluviosa, lo que originó manejar mayores volúmenes de solución en el pad para mantener el balance hídrico del sistema, sin embargo, el consumo de cianuro a partir de marzo fue mucho menor por la implementación del riego diferenciado.

Asimismo, se puede apreciar una considerable disminución de leyes de cobre y Hg al aplicar el riego diferenciado según la data mostrada.

Estos resultados no solo generaron una disminución del consumo de cianuro, sino que ocasionaron una disminución en la producción de Hg y cobre, lo que se traduce en un proceso de adsorción más estable en las columnas de carbón y en fundición con barras de dore mucho más limpias.

El proyecto empezó en marzo de 2022 y a la fecha se viene cumpliendo con las expectativas de ahorro proyectadas.

Conclusiones

1. Se tiene un importante ahorro en consumo de cianuro. En tres meses de operación del proyecto, se tiene un ahorro de US$ 502,900.

2. Se obtuvo una disminución en leyes de mercurio y cobre en la solución rica, lo cual repercute en mantener una solución barren estable y precipitados de mejor calidad para la fundición.

3. Se tiene menores concentraciones de CN- en la solución percolada, antes los valores estaban en 12 ppm. Con la implementación del proyecto las percolaciones presentan 5 ppm de CN., estos valores ayudan a tener un mejor control en la detoxificación del cianuro en temporadas de lluvias.

Recomendaciones

Se debe continuar con los estudios de caracterización de los minerales del yacimiento, adecuando la dosificación de reactivos según su litología y/o alteración.