Estudio de investigacion para la recuperacion de oro de relaves planta veta dorada

UNIVERSIDAD NACIONAL DE SAN AGUSTÍN DE AREQUIPA
FACULTAD DE INGENIERÍA DE PROCESOS
ESCUELA PROFESIONAL DE INGENIERÍA METALÚRGICA
“ESTUDIO DE INVESTIGACION PARA LA RECUPERACION DE
ORO Y PLATA DE LOS RELAVES DE LA PLANTA VETA
DORADA S.A.C.”
Tesis presentada por el Bachiller:
ESPINOZA HUARILLOCLLA, LUIS MIGUEL
para optar por el Título Profesional de
INGENIERO METALURGISTA
AREQUIPA-PERÚ
2017

INTRODUCCIÓN
Señor Decano de la Facultad de Ingeniería de Procesos de la Universidad
Nacional de San Agustín.
Señores Miembros del Jurado:
Cumpliendo con las disposiciones vigentes de Grados y Títulos, pongo a
vuestra consideración la presente tesis titulada “ESTUDIO DE
INVESTIGACION PARA LA RECUPERACION DE ORO Y PLATA DE LOS
RELAVES DE LA PLANTA VETA DORADA S.A.C.” con la cual pretendo
optar por el Título Profesional de Ingeniero Metalurgista.
La problemática en las empresas de tener cantidad limitada de mineral de
acopio y gran cantidad de mineral complejo que están almacenadas, ha
motivado a desarrollar el presente Trabajo de Investigación que tiene por
propósito su tratamiento adecuado, de mejora y la posterior implementación
que den como consecuencia una mayor producción y mayores ganancias para
la empresa.
El presente trabajo de investigación se encuentra dividido en cuatro capítulos:
En el primer capítulo describiremos la descripción y formulación del problema,
así como su justificación, objetivos y estudio de la materia prima.
En el segundo capítulo se realiza una descripción de los procesos en la planta
Veta Dorada.
En el tercer capítulo se realiza el estudio de la química de las soluciones de
cianuro.
En el cuarto capítulo se detalla la experimental del estudio de investigación, así
como su diseño estadístico para evaluar los parámetros de operación.

ESTUDIO DE INVESTIGACION PARA LA RECUPERACION DE
ORO Y PLATA DE LOS RELAVES DE LA PLANTA VETA
DORADA S.A.C.
CAPITULO I - GENERALIDADES
1.1. INTRODUCCIÓN 1
1.2. ANTECEDENTES 2
1.3. DESCRIPCIÓN DEL PROBLEMA 3
1.4. FORMULACIÓN DEL PROBLEMA 3
1.5. JUSTIFICACIÓN DE LA EVALUACION METALURGICA 4
1.6. OBJETIVOS 5
1.7. ESTUDIO DE LA MATERIA PRIMA 5
1.7.1. CARACTERÍSTICAS 5
1.7.2. ANÁLISIS QUÍMICO 5
1.7.3. MINERALOGÍA DEL RELAVE 6
1.7.4. ESTUDIO MINERAGRÁFICO 7
1.7.5. ZONEAMIENTO 8
CAPITULO II - PLANTA DE PROCESO
2.1. UBICACIÓN 9
2.2. ACCESIBILIDAD 9
2.3. MINERALOGÍA 10
2.4. DESCRIPCIÓN DE LA PLANTA 12
2.4.1. SECCIÓN DE PESADO Y ALMACENAMIENTO 13
2.4.2. SECCIÓN DE CHANCADO 14
2.4.2.1. CIRCUITO DE CHANCADO Nº 01 14
2.4.3. SECCIÓN DE TOMA DE MUESTRAS Y PREPARADO 16
2.4.4. SECCIÓN MOLIENDA Y CLASIFICACIÓN 19
2.4.4.1. CIRCUITO DE MOLIENDA – CLASIFICACIÓN 19
2.4.5. SECCIÓN CIANURACIÓN – ADSORCIÓN 23
2.4.5.1. CIRCUITO DE CIANURACIÓN & ADSORCIÓN 23

2.4.5.2. RATIO DE CARBON PARA ADSORCIÓN 24
2.4.6. SECCIÓN MERRILL CROWE 25
2.4.7. SECCIÓN DE DESORCIÓN – ELECTRODEPOSICIÓN 28
2.4.7.1. DESORCIÓN 28
2.4.7.2. REACTIVACIÓN TÉRMICA DEL CARBÓN 28
2.4.7.3. ELECTRODEPOSICIÓN 30
2.4.7.4. FUNDICIÓN 30
CAPITULO III - QUÍMICA DE LAS SOLUCIONES DE CIANURACIÓN
3.1. INTRODUCCIÓN 32
3.2. REACCIONES DE LAS SOLUCIONES DE CIANURACIÓN 33
3.2.1. DESCOMPOSICIÓN DE LAS SOLUCIONES DE CIANURO 34
3.2.2. DISOLUCIÓN DE LOS METALES PRECIOSOS 37
3.3. ASPECTOS CINÉTICOS 40
3.3.1. CURVAS DE POLARIZACIÓN 42
3.4. EFECTO DEL OXÍGENO Y ALCALINIDAD DE LA SOLUCIÓN 43
3.4.1. EFECTO DEL OXÍGENO 43
3.4.2. EFECTO DE LA ALCALINIDAD DE LA SOLUCIÓN 44
3.5. METODOS DE RECUPERACIÓN DE ORO A PARTIR DE SOLUCIONES
CIANURADAS. 47
3.6. ADSORCIÓN SOBRE CARBON ACTIVADO 48
3.6.1. FENOMENO DE ADSORCION. 49
3.6.1.1. CAPACIDAD DE ADSORCIÓN DEL CARBÓN ACTIVADO 50
3.6.1.2. SELECTIVIDAD. 51
3.6.1.3. FACTORES QUE AFECTAN LA ADSORCIÓN 51
3.7. QUIMICA Y MECANISMO DE ADSORCION DEL PROCESO 52
3.8. FACTORES QUE CONTROLAN LA ADSORCIÓN CON CARBÓN ACTIVADO 53
CAPITULO IV - PARTE EXPERIMENTAL
4.1. LA MUESTRA 56
4.1.1. PREPARACIÓN MECÁNICA DE LAS MUESTRAS 56
4.1.2. MOLIENDA EN LABORATORIO 56
4.2. PRUEBAS DESARROLLADAS EN LABORATORIO 56
4.2.1. PRUEBA DE CIANURACIÓN 57

4.2.2. ANÁLISIS QUÍMICO DE LA MUESTRA DE RELAVE 58
4.3. ANÁLISIS ESTADÍSTICO DE LAS PRUEBAS DE CIANURACIÓN 58
4.3.1. DETERMINACIÓN DE LAS VARIABLES 59
4.3.2. EVALUACIÓN DEL PROCESO 59
4.4. EVALUACIÓN Y CÁLCULO DE LOS EFECTOS DE LAS VARIABLES 60
4.5. ANÁLISIS DE LA VARIANZA 62
4.6. ANÁLISIS DE RESIDUOS PARA EL Au 64
4.7. ANÁLISIS DE PARETO PARA EL Au 65
CONCLUSIONES
BIBLIOGRAFIA

1
CAPITULO I
GENERALIDADES
1.1. INTRODUCCIÓN
En la actualidad en el Perú, existen grandes cantidades de residuos de
minerales con contenidos importantes de metales como son el oro y plata
que no se han podido recuperar por lo métodos convencionales, debido a
la complejidad y particularidad de cada mineral que se procesa.
El oro y la plata se presentan en las menas ricas y marginales ya sea en
formas nativas o en soluciones solidas en otros minerales metálicos o en
sus propios minerales. Dependiendo de la naturaleza de la materia prima,
esta necesitara distintos tratamientos en función de sus propiedades
físicas y químicas. Hay que señalar que las técnicas más importantes que
se aplican para extraer un determinado mineral, depende de la eficacia de
las operaciones y los procesos posteriores a su extracción, como es la
recuperación de los relaves de valores importantes de los metales de
interés.

2
En metalurgia se dispone de varias posibilidades para extraer los metales
de interés así tenemos el proceso de cianuración. Este proceso ha abierto
nuevos campos de tratamiento ya que este proceso consiste en disolver el
oro y la plata metálica en una solución de cianuro de sodio o potasio.
El presente trabajo consiste en determinar y evaluar la recuperación de oro
y plata, aplicando el proceso de cianuración de los relaves provenientes de
la Planta Veta Dorada. Para ello en primer lugar se debe localizar el lugar
de muestreo, luego procedemos a recoger la muestra y caracterizarla para
realizar las pruebas respectivas que nos permita determinar la posibilidad
de recupera oro y plata por el proceso de cianuración.
1.2. ANTECEDENTES
La explotación minera en el Perú no es una actividad nueva. Existen
evidencias históricas precolombinas de esta actividad. Así que es lógico
hablar de una tradición nacional en este campo de la metalurgia del oro y la
plata.
En el país existe gran cantidad de relaves de los minerales procesados con
características refractarias y contenidos importantes de oro, que han sido
acumuladas por varias plantas industriales en diversas zonas mineras. Los
yacimientos de la zona de la provincia de Lucanas, Departamento de
Ayacucho, constituyen el distrito aurífero más importante de la zona por
esto, es urgente realizar un estudio de investigación para la recuperación
de los minerales de interés.
La presente investigación tiene la finalidad de recuperar metales de los
relaves; y someter a los ensayos de lixiviación con cianuro, para recuperar
una cantidad importante de oro y plata existentes en dichos relaves.

3
1.3. DESCRIPCIÓN DEL PROBLEMA
El problema se centra en el tratamiento de los relaves el cual contiene un
porcentaje importante de material valioso de oro y plata contenido en los
relaves. En Veta Dorada se tratan minerales por medio del proceso de
cianuración, es por ello que se plantea estudiar y evaluar el relave antiguo
almacenado para ser procesado, teniendo en cuenta su composición
química y su contenido metálico. Así mismo se tiene mineral que acopio
que la Empresa compra de la pequeña minería de diferente zonas
adyacentes a la planta.
El problema se centra en la formación de una muestra representativa de
ambos relaves que nos permitan realizar la experimentación y evaluación
para la recuperación de los metales de interés como es el oro y la plata.
1.4. FORMULACIÓN DEL PROBLEMA
El desarrollo de un proyecto minero exige el uso intensivo de tecnología
para mejorar los procesos de recuperación de los minerales de interés.
Dentro de las alternativas tecnológicas para el desarrollo y progreso de un
determinado proyecto requieren de evaluaciones y pruebas
experimentales que demuestren su factibilidad en cada una de sus
alternativas de mejoras continuas en cada uno de sus procesos, en
nuestro caso se pretende recuperar Au y Ag de los relaves.
El vertiginoso avance de la tecnología obliga a un permanente monitoreo
de las innovaciones y su incorporación a los procesos metalúrgicos. En
este contexto, la tecnología es considerada un factor estratégico en el
desarrollo de los proyectos mineros.
Así mismo en las plantas de cianuración aún es factible investigar
soluciones que permitan el tratamiento de los minerales con mineralogía
variable, sobre todo en las empresas que acopia minerales de diferentes
zonas es que busca un tratamiento para estos tipos de minerales y
recuperar la mayor cantidad de especies valiosas.

4
1.5. JUSTIFICACIÓN DE LA EVALUACIÓN METALÚRGICA
a) Justificación Técnica
Desde el punto de vista tecnológico, implementar un circuito de molienda-
clasificación para una mayor liberación de partícula, previo a la
cianuración en los tanques dará beneficios a la empresa, en cuanto a
tiempos de cianuración, ganancia de capacidad en estos tanques,
menores gastos de reactivos e incremento de la producción al cianurar los
relaves.
Los relaves pueden ser almacenados de diferentes maneras dependiendo
de su naturaleza física química, la topografía, condiciones climáticas y el
contexto socio económico, sin embargo el requerimiento básico de un
depósito de relaves es proveer almacenamiento seguro, estable y
económico con un mínimo impacto ambiental a la salud y al ambiente
durante y después de su operación.
b) Justificación Económica
Se basa en que la inversión realizada en pruebas, implementación de un
molino, carga de bolas, edificaciones dará beneficios a corto plazo, se
justifica en que se recuperará una mayor cantidad de oro y plata que dará
grandes beneficios económicos para la empresa.
c) Justificación Ambiental
La industria metalúrgica en todo el mundo se ve obligada a considerar el
impacto de sus actividades sobre el medio ambiente y la salud humana
debido al uso de insumos químicos altamente tóxicos para su proceso de
extracción de los diferentes metales.
La normativa vigente que regula todo lo relacionado al tratamiento,
deposición y reciclado de los residuos mineros, en lo técnico y ambiental
exige que se cumplan los L.M.P. de los efluentes líquidos usados en el

5
proceso de tratamiento de los minerales, destinados a la protección del
medio ambiente y de las personas.
1.6. OBJETIVOS
a) Objetivo General
Cianurar los relaves para la recuperación de oro y plata.
b) Objetivos Específicos
 Determinar la granulometría en la liberación de especies metálicas por
medio de la molienda.
 Determinar la influencia de la concentración de cianuro en la obtención
de oro y plata.
 Determinar la implementación de nuevos equipos.
1.7. ESTUDIO DE LA MATERIA PRIMA
Es un relave antiguo de las labores de la planta Veta Dorada y algunos
relaves de la pequeña minería que tienen importantes cantidades de
metal valioso el cual es previamente analizado para establecer su
comprar y posterior ubicación. También se tiene relaves de amalgamación
con contenidos importantes de oro y plata, así como mercurio. Por lo
tanto, para el tratamiento de estos relaves es necesario hacer un
blending, para su posterior tratamiento.
1.7.1. CARACTERÍSTICAS
 Granulometría: 62 % m-200
 Densidad de pulpa: 1 270 g/l.
 Gravedad específica: 2,5 g/cc
 pH: 4 a 4,5 (carácter muy acido)
1.7.2. ANÁLISIS QUÍMICO
 Ley Au: 4 a 5 g/TM.

6
1.7.3. MINERALOGÍA DEL RELAVE
Se halla representada en su mayoría por minerales hipógenos,
pocos supérgenos; estos son:
a) Minerales de Mena
Elementos Nativos
 Oro nativo: Presenta color característico amarillo yema de
huevo, incrustado en el cuarzo en forma de pequeños puntos
(charpas), presencia ocasional a la vista. Se vuelve blanquecino
cuando aumenta la cantidad de plata (electrum).
Sulfuros
 Pirita: Se halla en forma masiva, cristales que van de pocos
milímetros Hasta los 2,5 cm Asociado al cuarzo, y al oro, lleva a
este como exolución.
 Calcopirita: Se encuentra en forma masiva presentándose
esporádicamente en los niveles superiores, aumenta en
profundidad, no se determinó porcentajes de oro en ella.
 Galena: Se halla en varios niveles en forma esporádica,
inalterada, junto al cuarzo y pirita, cristalizada; se asocia a los
valores de plata.
No Metálicos
 Cuarzo: Se encuentra en su variedad lechosa, masivo, es guía
mineralógica junto a la pirita, contiene oro presente en forma
visible y diseminado; se le conoce por su dureza.

7
b) Minerales de Ganga
Óxidos
 Limonita: Se hallan en los afloramientos de este yacimiento,
son el producto de la alteración de la pirita, calcopirita; en
superficie presenta colores amarillentos, rojizos; se hallan
impregnando al cuarzo dándole su color.
No Metálicos
 Yeso: Se encuentra cristalizado, pero muy esporádicamente, es
de color blanco, café; se le reconoce por su dureza. Es producto
de alteración.
 Calcita: Este mineral se halla presente en las labores
subterráneas y en los afloramientos cercanos a las vetas, buena
cristalización de color blanco, rosado.
 Se hallan en pequeñas cantidades Marcasita, Pirrotita y
Psilomelano.
1.7.4. ESTUDIO MINERAGRÁFICO
Según los informes del laboratorio químico se tiene las siguientes
precisiones:
1. La pirita es el resultado de la mineralización aurífera, la más
gruesa y más fracturada es favorable para la ocurrencia de los
minerales auríferos, a mayor proporción de pirita mayor
contenida de oro.
2. La ocurrencia de los minerales auríferos, principalmente son:

8
a. El oro se halla como inclusiones en la pirita, bajo las formas
alargadas y globulares.
b. Las inclusiones de mineral aurífero en la galena alcanzan a
120 micras de diámetro, en la calcopirita alcanzan hasta 100
micras de diámetro.
c. Se tiene oro libre (menores de 150 micras) en el cuarzo que se
halla más próximo a la pirita. Así como oro nativo menores a
60 micras ubicados en los contactos pirita-cuarzo.
3. Probablemente también hay cierto contenido de oro como
solución sólida en la pirita.
4. La presencia de cuarzo acompañado a la pirita en que también
parece favorecer la mayor concentración de minerales auríferos.
5. Es posible que parte de la pirita contenga oro como solución
sólida, no se descarta la presencia de granos de minerales
auríferos, como oro nativo en la granodiorita-diorita.
1.7.5. ZONEAMIENTO
El zoneamiento, definido como la distribución de minerales en el
espacio, es mayormente controlado por el gradiente térmico y
concentración del contenido metálico en los desmontes de los
relaves acumulados donde los niveles profundos predominan el
cuarzo, pirita, calcopirita, poca cantidad de galena, presencia de
oro en los niveles intermedios hay calcopirita, galena, que
predominan en proporción al cuarzo y pirita, presente el oro; en las
partes superiores predomina la pirita y cuarzo.

9
CAPITULO II
PLANTA DE PROCESO
2.1. UBICACIÓN
La Planta de Beneficio Minera Veta Dorada S.A.C. se encuentra ubicada
en el paraje de Ccajlahuito, distrito de Saisa, provincia de Lucanas y
departamento área de Ayacucho, a una altitud de 845 m.s.n.m., ocupando
un de 3810 ha, geográficamente está sobre las siguientes coordenadas:
Tabla Nº 2.1.
Ubicación Geográfica - Planta de Beneficio Minera Veta Dorada
S.A.C.
Ítem Instalación
Coordenada Elevación Km)
m.s.n.m.
UTM Este UTM Norte
01
Planta de Beneficio
Minera Veta Dorada S.A.C.
557481 8331750 845
2.2. ACCESIBILIDAD
El acceso a la Planta de Beneficio, se realiza por vía terrestre desde Lima
y/o Arequipa, tomando la carretera Panamericana Sur hasta Nazca y luego

10
de Nazca a Acarí pasando por el poblado de Huanca hasta llegar a Minera
Veta Dorada S.A.C. La relación de distancias se muestra en la Tabla Nº
2.2:
Tabla Nº 2.2.
Acceso a Planta de Beneficio Minera Veta Dorada S.A.C.
De A Vía Tipo
Distancia
(Km.)
Lima Nazca Terrestre Asfaltada 441
Arequipa Nazca Terrestre Asfaltada 565
Nazca Desvío Acarí Terrestre Asfaltada 104
Desvío Acarí Acarí Terrestre Asfaltada 28
Acarí Huanca Terrestre Asfaltada 42
Huanca Minera Veta Dorada S.A.C. Terrestre Trocha Carrozable 03
Distancia total: Lima - Minera Veta Dorada S.A.C.
618
Distancia total: Arequipa - Minera Veta Dorada S.A.C.
742
Fuente: MTC
2.3. MINERALOGÍA
En la mineralogía predominan el cuarzo y la pirita, el Oro es común
encontrarlo en finos cristales incluidos en las microfracturas de pirita, a
veces acompañado de galena y esfalerita.
Aquí describiremos los principales minerales de Oro y Plata.

11
Tabla Nº 2.3.
Minerales de Oro y Plata
MINERAL COMP. QUIMICA DENSIDAD DUREZA Au % Ag %
Calaverita (Aute2) 9.04 2.5 - 3 43.6 5
Silvanita (Au. Ag) Te2 9.10 1.5 - 2 24.5 13.4
Estromeyerita Ag2 S.CU2S 6.20 2.75 3.0 53.0
Proustita S3 As Ag3 5.57 2.25 65.4
Oro Au 19.33 2.75 100
Oro nativo Au-Ag 2.5 - 3 80-98 2-20
Electrum Au-Ag a > %Ag,
densidad disminuye
<80 >20
En vista que la empresa Minera Veta Dorada S.A.C., acopia minerales y
relaves de diferentes zonas del Perú para recuperar oro y plata; según la
mineralogía la mayor parte del mineral procesado son óxidos, carbonatos y
sulfatos con contenidos de: Cuprita (Cu2O), Magnetita (Fe3O4), Limonita
(FeO(OH)nH2O), Hematita (Fe2O3), Azurita (Cu3(CO3)2(OH)2), Malaquita
(Cu2CO3(OH)2), Crisocola (CuSiO32H2O), pero también ingresan minerales
sulfurados con contenidos de Calcopiritas (CuFeS2), Piritas (FeS2),
Marcasitas (FeS2), Covellita (CuS), Bornita (Cu2FeS4), Arsenopirita
(AsFeS), Galena (PbS), Esfalerita (ZnS) y algo de Pirrotitas (Fe1-XS).
En el caso de relaves de amalgamación ingresan con contenidos de
Mercurio (Hg) elemental.
Siempre ingresan minerales con alto contenido de cobre que elevan el
consumo de reactivos y afectan en la recuperación, por lo que es necesario
hacer un blending, el mineral que ingresa al área de molienda debe tener
una ley de cabeza promedio de 0.6 Oz/Tc en Oro y 6 Oz/Tc en Plata.

12
2.4. DESCRIPCIÓN DE LA PLANTA
En la planta metalúrgica se realiza los procesos de chancado, muestreo,
molienda- clasificación, cianuración y la recuperación por Merrill Crowe, con
Carbón en Lixiviación (CIL), carbón en pulpa (CIP), Desorción,
Electrodeposición, Fundición y la adecuada disposición de relaves y
residuos.
La planta de Beneficio Minera Veta Dorada S.A.C., tiene una capacidad de
tratamiento de 220 TMSD, se trata anualmente 80300 TMS de mineral; el
material que entra en proceso proviene de la compra de mineral y relave de
proveedores que confían en Minera Veta Dorada S.A.C.
Los lotes de los minerales son acopiados de diferentes departamentos del
Perú, para el procesamiento se realiza un blending obteniendo una ley de
cabeza promedio: de 0.6 Oz/Tc de Oro y con, aproximadamente 6 Oz/Tc de
Plata.
El mineral ingresa al área de pesado; seguido se procede con la descarga
del mineral a las tolvas de alimentación de los circuitos de chancado, si la
granulometría es menor a ½” se envía directamente al área de acopio esto
sucede en caso de relaves; después de pasar por el circuito de chancado
son llevados a las canchas de acopio para su respectivo muestreo, estas
muestras se llevan a los molinos pulverizadores se obtiene muestras para
el análisis químico donde se determinan las leyes de los contenidos
metálicos y al laboratorio metalúrgico para cuantificar la disolución del oro y
la plata y determinar el consumo de cianuro y cal.
El mineral con una ley de cabeza promedio 0.6 Oz/Tc de Oro y con, 6 Oz/Tc
de Plata mediante cargadores son alimentados a la tolva que alimenta al
circuito de molienda previo blending; el mineral sale del circuito de molienda
– clasificación con una granulometría 85% -m200 con una densidad de pulpa
que varía entre 1280 – 1300 g/lt. El mineral es enviado al circuito de

13
cianuración la tecnología empleada es el proceso CIL y CIP con soluciones
alcalinas (pH 11.5 -10.5) y una fuerza de 1200 - 400 ppm de cianuro, que
lixivian el oro y la plata pasando a formar la solución rica, y es recuperado
a través del Proceso Merrill Crowe y carbón activado mediante el proceso
CIP-CIL, el tiempo de retención de la pulpa en los tanques de lixiviación
son 3 días; el oro es absorbido por el carbón y el relave es enviado
a la poza de relaves.
El carbón cargado es transferido al proceso de desorción, para luego seguir
con los otros procesos que son la electrodeposición y fundición hasta
obtener el producto final que es el metal Dore.
Mientras que 50% de la pulpa que proviene del circuito de molienda pasa a
un espesador para recuperar solución cargada con oro y plata, esta
solución es tratada mediante el proceso Merrill Crowe.
2.4.1. SECCIÓN DE PESADO Y ALMACENAMIENTO
Es el área encargada de cualificar, cuantificar, y almacenar el
mineral; los lotes de minerales provenientes de las diferentes zonas
del Perú; ingresan al área de pesado y almacenamiento donde se
realiza el control de la recepción de minerales auríferos y relaves de
amalgamación, el pesado se realiza en una balanza electrónica
Mettler Toledo de 60.0 TM de capacidad con plataforma piso de
concreto, se encuentra ubicada en la zona de entrada de la planta
de Beneficio.
Los minerales con una granulometría mayor a ½” pasan a la sección
de chancado para su fragmentación y posterior almacenamiento y
muestreo, y el mineral de granulometría menor a ½” es descargado
directo en cancha de almacenamiento para su respectivo muestreo,
de igual manera ocurre con el relave de amalgamación.

14
2.4.2. SECCIÓN DE CHANCADO
La planta de Beneficio Minera Veta Dorada S.A.C. maneja tres
circuitos de chancado primario y secundario que trabajan en paralelo
para la trituración del mineral, para su posterior alimentación a la
sección de molienda, cuentan con Chancadoras de Quijada para el
chancado primario y Chancadoras Cónicas para el chancado
secundario.
Estos minerales provenientes de los diferentes lugares son
descargados sobre las tolvas de gruesos para luego ser alimentados
a los circuitos de chancado, para ser reducidos de tamaño menor a
-½” aproximadamente.
Estos circuitos cuentan con alimentadores, fajas transportadoras
(que transportan el mineral) y cedazos vibratorios (que tamizan
el mineral) electroimán (que atrapa los fierros del mineral).
Esta etapa del proceso se realiza de manera independiente para
cada lote de mineral y está adaptado a las características de acopio
del mineral que proviene de diferentes lugares. El control de polución
se realiza mediante un regado.
2.4.2.1. CIRCUITO DE CHANCADO Nº 01
El primer circuito cuenta con una tolva de gruesos de 45 TM de
capacidad, con parrilla de rieles de 7” de abertura, la descarga de la
tolva de gruesos alimenta a la chancadora de quijada 10” x 16” marca
“COMESA” el producto partículas menores a -2” Ø son transportados
por una faja alimentadora Nº 01 de 17” x 21 m, por sobre la faja
transportadora Nº 01 de 17” x 21 m pasa una faja transportadora
magnética “CHEMAPERM” (atrapa los fierros del mineral); la
descarga va a una zaranda vibratoria de 3' x 6' con una malla de ½”

15
de abertura, cuyo producto oversize son derivados por caída libre a
una Chancadora Cónica de 2' marca Symons y el undersize 100% m-
½” Ø son transportados por la faja Nº 2 de 18” x 19.25 m junto al
producto de la descarga de la Chancadora Cónica de 2' STD Symons;
el mineral producto de todo el circuito con una granulometría de 100%
m-½” Ø es directamente descargado a la tolva del volquete para su
posterior muestreo en cancha.
El segundo circuito cuenta con 03 tolvas de gruesos de 15 TM de
capacidad cada una, las cuales descargan de forma independiente
a la faja transportadora Nº 03 de 19” x 23.5 m, y está a la vez alimenta
a la faja transportadora N° 04 de 17” x 6.5 m; la descarga alimenta a
la chancadora de quijada 10” x 16” el producto partículas menores a
-2” Ø son transportados por una faja alimentadora Nº 05 de 18” x
20.5 m, por sobre la faja transportadora Nº 05 de 18” x 20.5 m pasa
una faja transportadora magnética “CHEMAPERM” (atrapa los
fierros del mineral); la descarga va a una zaranda vibratoria de 3' x
6' con una malla de ½” de abertura, cuyo producto oversize son
derivados por caída libre a una Chancadora Cónica de 2' marca
Symons y el undersize 100% m-½” Ø son transportados por la faja
Nº 02 de 18” x 19.25 m junto al producto de la descarga de la
Chancadora Cónica de 2' STD Symons; el mineral producto de todo
el circuito con una granulometría de 100% m-½” Ø es directamente
descargado a la tolva del volquete para su posterior muestreo en
cancha.
El tercer circuito cuenta con 02 tolvas de gruesos de 15 TM de
capacidad cada una, las cuales descargan de forma independiente a
la faja transportadora Nº 01 de 18” x 8, la descarga alimenta a la

16
chancadora de quijada 10” x 21” el producto partículas menores a
-2” Ø son transportados por una faja alimentadora Nº 02 de 18” x
15.7 m, por sobre la faja transportadora Nº 02 pasa una faja
transportadora magnética “CHEMAPERM” (atrapa los fierros del
mineral); la descarga va a una zaranda vibratoria de 3' x 8' con una
malla de ½” de abertura, cuyo producto oversize son derivados por
caída libre a una Chancadora Cónica 2' STD SYMONS y el
undersize 100% m-½” Ø son transportados por la faja Nº 03 de 18” x
13.5 m junto al producto de la descarga de la Chancadora Cónica 2'
STD SYMONS; el mineral producto de todo el circuito con una
granulometría de 100% m-½” Ø es directamente descargado a la
tolva del volquete para su posterior muestreo en cancha.
2.4.3. SECCIÓN DE TOMA DE MUESTRAS Y PREPARADO
En la planta de Beneficio Minera Veta Dorada S.A.C. se procesan
minerales provenientes de diferentes zonas del Perú, los lotes de
mineral provenientes del circuito de chancado son descargados en
el área de acopio.
El mineral chancado 100% m-½” Ø y los relaves de amalgamación
son muestreados por el método Damero (hoyos), consiste en dividir
en cuadrículas y extraer una porción de muestra de cada cuadrícula
hasta obtener un pequeño compósito de aproximadamente 50 kg;
esta muestra es codificada y enviada a la plancha secadora de
mineral y posteriormente alimentado al molino de bolas estacionario
batch 1,5’ x 2.5’, el tiempo de residencia en el molino en seco varía
de 40 a 60 minutos dependiendo del tipo de mineral.
La muestra es vaciado en un manto de jebe y con un tubo de
muestreo de 1.5” Ø se extrae una porción de muestra de cada
cuadrícula de aproximadamente 8kg a una granulometría de 100%
-m200 Ø, llevado luego al área de preparación de muestras para su

17
homogenizado y reducido por el método de cono y cuarteo
sucesivo hasta obtener 04 muestras de 500 g en peso, 01 muestra
es enviada al laboratorio químico para la determinación de
contenidos metálicos como el Au, Ag y Cu y al laboratorio
metalúrgico para las pruebas de cianuración en batch con el
objetivo de determinar el porcentaje de recuperación y el consumo
de reactivos: cal y cianuro.
 Muestra 01: Testigo de Planta
 Muestra 02: Dirimencia
 Muestra 03: Testigo de Cliente
 Muestra 04: Análisis Químico – Prueba metalúrgica.

18
Figura Nº 2.1.
Circuito de Chancado – Minera Veta Dorada S.A.C.
CIRCUITO DE CHANCADO N° I CIRCUITO DE CHANCADO N° II CIRCUITO DE CHANCADO N° III
Mineral
100%-7"
Mineral
100%-2"
ESPECIFICACIONES
EQUIPOS DE CIRCUITO DE CHANCADO PRIMARIO - SECUNDARIO
ITEM N° HP ITEM N° HP
1 1 Tolva de gruesos de 45 TM de 3.80m. x 3.20m. - 8 3 Tolva de gruesos de 15 TM c/u de 2.40m. x 2.00m. -
2 1 Chancadora de quijada 10"x 16" marca COMESA 25 9 1 Faja transportadora N° 03 19"x23.5 m. 7.5
3 1 Faja transportadora N° 01 17"x21 m. 5 10 1 Faja transportadora N° 04 17"x6.5 m. 3
4 1 Faja transportadora magnetica CHEMAPERM 2 11 1 Chancadora de quijada 10"x 16" 30
5 1 Zaranda Vibratorio de 3' x 6' ,Abertura de 1/2" 5 12 1 Faja transportadora N° 05 18"x20.5 m. 5
6 1 Chancadora Cónica 2' STD Symons 50 13 1 Faja transportadora magnetica CHEMAPERM 2
7 1 Faja transportadora N° 02 18"x19.25 m. 5.5 5 1 Zaranda Vibratorio de 3' x 6' ,Abertura de 1/2" 5
6 1 Chancadora Cónica 2' STD Symons 50
ITEM N° HP 7 1 Faja transportadora N° 02 18"x19.25 m. 5.5
14 2 Tolva de gruesos de 15 TM c/u de 2.40m. x 2.00m. -
15 1 Faja transportadora N° 01 18"x8 m. 3
16 1 Chancadora de quijada 10"x 21" 30 ITEM N° HP
17 1 Faja transportadora N° 02 18"x15.7 m. 3 22 2 -
18 1 Faja transportadora magnetica CHEMAPERM 2
19 1 Zaranda Vibratorio de 3' x 8' ,Abertura de 1/2" 5
20 1 Chancadora Cónica 2' STD Symons 50
21 1 3
EQUIPOS AUXILIARES
DESCRIPCIÓN
Volquete VOLVO F10
Faja transportadora N° 03 18"x13.5 m.
DESCRIPCIÓN
CIRCUITO DE CHANCADO III
CIRCUITO DE CHANCADO II
CIRCUITO DE CHANCADO I
DESCRIPCIÓN
DESCRIPCIÓN
1
2
3
4
5
6
7
22
8
8 8
10
12
13
9
14 14
15
16
17
18
19
20
21
22
11
FT-01
FT-02
FT-03
FT-05
FT-04
FT-01
FT-03
FT-02

19
2.4.4. SECCIÓN MOLIENDA Y CLASIFICACIÓN
Blending.- Es la mezcla de minerales que se realiza antes del
ingreso al área de molienda, se realiza en función al contenido
metálico (leyes reportadas) y por el comportamiento en las pruebas
de cianuración donde se determina el consumo de reactivos y la
disolución de los minerales valiosos.
Siempre ingresan minerales con alto contenido de cobre como
sulfuros secundarios covelitas y azuritas, así como malaquitas,
pirrotitas, etc. y otros que elevan el consumo de reactivos y afectan
en la recuperación, por lo que es necesario hacer un blending.
La sección de molienda -clasificación cuenta con una capacidad de
220 TMS/día con una ley de cabeza promedio 0.6 Oz/Tc de Oro y
con, 6 Oz/Tc de Plata.
2.4.4.1. CIRCUITO DE MOLIENDA - CLASIFICACIÓN
El circuito de molienda se inicia cargando el mineral del blending (de
granulometría 100% m-½” Ø), a una tolva de paso de 10 TM, este es
descargado por una faja transportadora N° 01 de 17” x 25 m que
alimenta a la tolva de finos de 60 TM, descargado por otra faja
transportadora N° 02 de 17” x 14 m y está a la vez alimenta a la faja
transportadora N° 03 de 17” x 16 m la que descarga el material hacia
el scoop del molino de bolas 6’ x 6’ marca DENVER (Molino Nº 1)
simultáneamente se alimenta solución de cianuro de sodio, lechada
de cal y agua para el proceso (Solución barren o agua fresca), el
producto molido con una densidad promedio de 1600 g/l que
descarga el molino se filtra por el trommel y va hacia un cajón de
bombeo el cual bombea la pulpa con una bomba Nº 1 ICBA, tipo
SRL DENVER 3" x 3", este alimenta al hidrociclón N° 01 D-10, el
Underflow (gruesos) es descargado hacia el molino de bolas 5’ x 8’

20
marca COMESA (Molino Nº 2) para continuar con la molienda
secundaria, la descarga de este molino se junta en el cajón de
bombeo con la descarga del molino primario 6’ x 6’ marca DENVER
(Molino Nº 1) cerrando el circuito. El overflow del hidrociclón N° 01
D-10 (finos) pasa por el cedazo DMS N° 01 con malla metálica N° 16
luego es llevado hacia un cajón de bombeo para ser bombeado por
una bomba Nº 2 ICBA, tipo SRL DENVER 3" x 3" hacia el hidrociclón
N° 02 D-10 donde el Underflow (gruesos) descarga hacia el molino
de bolas 5’ x 6’ marca FUNCAL (Molino Nº 03) para continuar con la
remolienda, la descarga del molino N° 03 se junta en el cajón de
bombeo con la descarga del Overflow (finos) del hidrociclón N° 01 D-
10 cerrando el circuito.
El Overflow (fino) del hidrociclón N° 02 D-10 que sale con una
densidad de pulpa promedio 1260-1300 g/l, con una granulometría
de 85% -malla200 (74 micras), descarga a los tanques de
cianuración previo paso por el cedazo DMS N° 02 con malla metálica
N° 16 para eliminar la materia orgánica que pudiera afectar el
proceso.
Los reactivos usados son 2, el cianuro NaCN y la cal minera, estos
son adicionados en el molino primario N° 01, la fuerza del cianuro es
de acuerdo a la ley de cabeza y va de 1200 – 400 ppm, la cal regula
el pH a 11. La lixiviación de los valores Au, Ag empieza en los
molinos, obteniéndose un promedio de 50 a 60% de disolución.
Relave
El relave es la pulpa agotada que descarga el tanque N° 15 con una
densidad promedio de 1300 g/l, y con un caudal de pulpa de 500
m3
/día que contiene 220 TMSD de mineral y 420 m3
solución/día.

21
Este relave es bombeado con una bomba horizontal 5” x 5” al
extremo más alto de la cancha de relaves, de esta manera la
solución es recuperada por decantación mediante un sistema de
quenas con un canal, instalados previamente, ya que esta solución
es recirculada al proceso luego de su tratamiento previo de dicha
solución.

22
Figura Nº 2.2.
Circuito de Molienda & Clasificación – Minera Veta Dorada S.A.C.
Mineral
100%-2"
0.6 Oz/Tc Au
6 Oz/Tc Ag
ESPECIFICACIONES
EQUIPOS DE CIRCUITO MOLIENDA - CLASIFICACIÓN
ITEM N° HP
1 1 -
Pulpa 2 1 5
85%-m200 3 1 -
descarga 4 1 4.5
a tanques de 5 1 5
agitación 6 1 150
7 1 15
8 1 -
9 1 100
10 1 -
11 1 15
12 1 -
13 1 100
14 1 -
ITEM N° HP
15 1 6.6
16 1 6.6
17 1 -
18 1 -
Poza de solución barren 120 m3
Molino de bolas N° 02 5' x 8' COMESA.
Cedazo DMS N° 01 con malla metálica N° 16
CIRCUITO MOLIENDA - CLASIFICACIÓN
DESCRIPCIÓN
Tolva de paso de 10 TM de 2.20m. x 2.20m.
Faja transportadora N° 01 17"x25 m.
Tolva de finos de 60 TM de 5.50m. x 5.50m.
Cedazo DMS N° 02 con malla metálica N° 16
EQUIPOS AUXILIARES
DESCRIPCIÓN
Tanque de Agitación de Solución de cianuro 6´ X 6´
Tanque de Agitación de Lechada de cal 6´ X 6´
Bomba ICBA N° 02, tipo SRL DENVER 3" x 3"
Hidrociclón N° 02 D10
Molino de bolas N° 03 5' x 6' FUNCAL.
Molino de bolas N° 01 6' x 6' DENVER.
Poza de agua fresca 100 m3
Mineral
Solución Barren - Agua fresca
Pulpa mineralizada
LEYENDA
Solución de Cianuro de Sodio
Lechada de Cal
8
23
1
2
3
FT-01
4
5
FT-02
FT-03
6
7
11
10
14
12
9
13
Molino N 01
Solución de
Cianuro de Sodio
Lechada de Cal
Solución Barren +
agua fresca
Poza de Solución
Barren 120m3
Molino N 03 Molino N 02
Bomba N 01
Bomba N 02
Hidrociclón N 01
Hidrociclón N 02
Cedazo DSM N 01
Cedazo DSM N 02
15
16
17
Agua fresca
100m3
18

23
2.4.5. SECCIÓN CIANURACIÓN - ADSORCIÓN
En esta sección el mineral valioso es recuperado a través del
carbón activado mediante el proceso CIP-CIL, logrando disolver el
remanente de oro que no pudo ser disuelto durante la etapa de
molienda.
2.4.5.1. CIRCUITO DE CIANURACIÓN & ADSORCIÓN
El Overflow (fino) del hidrociclón N° 02 D-10 que sale con una
densidad de pulpa promedio 1260-1300 g/l, con una granulometría
de 85% -malla200 (74 micras), pasa a un circuito de agitación
mecánica en cascada compuesta por 03 tanques (tanque N° 01 24’
x 24’, tanque N° 02 24’ x 24’ y tanque N° 03 20’ x 20’) el Tanque Nº
03 descarga la pulpa hacia un cajón de bombeo para ser
bombeado por una bomba Nº 1 ICBA, tipo SRL DENVER 3" x 3"
hacia el hidrociclón N° 01 D-6 (distribuidor a espesador y tanque
50% a 50%.); donde el Underflow (gruesos) descarga al espesador
30’ x 10’ por la parte superior rebalsa la solución pregnant el mismo
que pasa al circuito de Merrill Crowe.
Mientras, que por la parte inferior se descarga una pulpa
mineralizada con mayor densidad, la descarga va hacia un cajón de
bombeo para ser bombeado por la bomba Nº 2 ICBA 1 ½" x 1 ¼"
hacia el tanque N° 04 20’ x 20’ junto al overflow (finos) del
hidrociclón N° 01 D-6.
A partir del tanque N° 04 hasta el tanque N° 10 contienen carbón
para adsorber los complejos de aurociaruno: la descarga por
gravedad del tanque N° 04 20’ x 20’ alimenta al tanque N° 05 20’ x
20’ a la vez este alimenta al tanque N° 06 20’ x 20’ la descarga va
hacia un cajón de bombeo para ser bombeado por la bomba Nº3
ICBA, tipo SRL DENVER 2 ½" x 2" hacia el tanque N° 07, 08, 09, 10

24
16’ x 16’ con alimentación tipo cascada, la descarga del tanque N°
10 16’ x 16’ va hacia un cajón de bombeo para ser bombeado por la
bomba Nº4 ICBA, tipo SRL DENVER 2 ½" x 2" hacia el tanque N° 11.
A partir del tanque N° 01 hasta el tanque N° 14 de dimensiones 12’
x 16’ no contienen carbón la alimentación también es de tipo
cascada, la descarga del tanque N° 14 de 12’ x 16’ alimenta al
tanque N° 15 16’ x 16’ que contiene carbón siendo el último tanque
del circuito de cianuración la descarga va hacía un cajón de
bombeo para ser bombeado por la bomba Nº 5 ICBA, tipo SRL
DENVER 5" x 5" hacia la relavera.
Todos los tanques mencionados están colocados en serie
conformando así un circuito que permita agitar la pulpa en un periodo
de 72 horas en promedio.
2.4.5.2. RATIO DE CARBON PARA ADSORCIÓN
La adsorción del oro se realiza en contracorriente, el carbón activado
(-m6 +m16) se agrega al último y/o penúltimo agitador del circuito y
avanza en dirección opuesta a la pulpa, mientras que el oro y la plata
se adsorben al carbón enriqueciéndolo, la pulpa se empobrece
conforme se descarga de un agitador a otro hasta ser enviado a la
relavera.
La cantidad de carbón activado que contiene cada tanque es como
se muestra en la siguiente tabla:

25
Tabla Nº 2.4.
Kg carbón activado por cada tanque
ITEM DIMENSIONES KG DE CARBÓN
Tanque N° 04 20’ x 20’ 3000
Tanque N° 05 20’ x 20’ 3000
Tanque N° 06 20’ x 20’ 3000
Tanque N° 07 16’ x 16’ 2000
Tanque N° 08 16’ x 16’ 2000
Tanque N° 09 16’ x 16’ 2000
Tanque N° 10 16’ x 16’ 2000
Tanque N° 15 16’ x 16’ 2000
2.4.6. SECCIÓN MERRILL CROWE
La solución rica (Pregnant) con una ley promedio de 9 g Au/m3
y 50
g Ag/m3
con una fuerza de cianuro 750 ppm proveniente del overflow
del espesador 30’ x 10’, descarga a un tanque clarificador 10’ x 10’ -
deslamador, y este a un par de filtros de placa - paños clarificadores
(revestido por una película de tierra diatomea) obteniendo una
solución filtrada menor de 5 ppm de sólidos; El filtrado resulta
esencial para remover los sólidos finos que pueden obstruir
rápidamente la línea de precipitado o pasivar al zinc.
Luego de la filtración la solución rica es enviada a una torre de
deaireación donde el contenido de oxigeno es retirado con la ayuda
de una bomba de vacío siendo reducido a 0.5 ppm de oxígeno
disuelto; a esta solución mediante el cono de alimentación de
reactivos se añade el polvo de zinc y acetato de plomo para obtener
un precipitado de Au y Ag, la solución es enviada mediante la bomba
Hidrostal N° 02 EQ 40-125-0-C385-CC a los filtros precipitadores de
mangas, quedando el precipitado en los filtros y la solución de salida
de estos filtros es enviada a la poza de solución barren mediante la
bomba ICBA, tipo SRL DENVER 2 ½" x 2".

26
ESPECIFICACIONES
EQUIPOS DE CIRCUITO CIANURACIÓN CIP CIL - MERRILL CROWE
ITEM N° HP
1 1 35
2 1 35
3 1 30
4 1 15
5 1 -
6 1 7.5
7 1 15
8 1 30
9 1 30
10 1 30
11 1 15
12 5 25
13 1 15
14 4 25
15 1 20
16 1 -
17 2 -
18 1 -
19 1 5
20 1 -
21 1 7.5
22 2 -
23 1 15
LEYENDA
Pulpa mineralizada
85%-m200
CIANURACIÓN CIP CIL
Tanque de Agitación 12´ X 16´ (N° 11, 12, 13 y 14)
Espesador 30’ x 10’
Bomba ICBA Nº2 1 1/2" x 1 1/4"
Tanque de Agitación N° 04 20´ X 20´
Bomba ICBA N° 05, tipo SRL DENVER 5" X 5"
Bomba ICBA N° 03, tipo SRL DENVER 2 1/2" X 2"
Tanque de Agitación 16´ X 16´ (N° 07, 08, 09, 10 y 15)
Bomba ICBA Nº 04 2 1/2" X 2"
torre de deaireación
bomba de vacio N° 01
MERRILL CROWE
Filtro de placa - paños clarificadores
Cono de alimentación de reactivos
Bomba hidrostal 40-120 B-385
filtros precipitadores de mangas
Bomba ICBA 2 1/2" X 2"
Relave
Solución Pregnant
Pulpa mineralizada
Solución Barren
Tanque clarificador 10’ x 10’ - deslamador
DESCRIPCIÓN
1
2
LIX
LIX
1 2
6
Bomba N

27
Figura Nº 2.3.
Circuito de Cianuración CIP CIL & Merrill Crowe – Minera Veta Dorada S.A.C.
ESPECIFICACIONES
EQUIPOS DE CIRCUITO CIANURACIÓN CIP CIL - MERRILL CROWE
ITEM N° HP
1 1 35
2 1 35
3 1 30
4 1 15
5 1 -
6 1 7.5
7 1 15
8 1 30 Pulpa a
9 1 30 relavera
10 1 30
11 1 15
12 5 25
13 1 15 Relave
14 4 25
15 1 20
16 1 - Solución
17 2 - Barren
18 1 -
19 1 5
20 1 -
21 1 7.5
22 2 -
23 1 15
LEYENDA
Pulpa mineralizada
85%-m200
CIANURACIÓN CIP CIL
Tanque de Agitación 12´ X 16´ (N° 11, 12, 13 y 14)
Espesador 30’ x 10’
Bomba ICBA Nº2 1 1/2" x 1 1/4"
Bomba ICBA N° 05, tipo SRL DENVER 5" X 5"
Bomba ICBA N° 03, tipo SRL DENVER 2 1/2" X 2"
Tanque de Agitación 16´ X 16´ (N° 07, 08, 09, 10 y 15)
Bomba ICBA Nº 04 2 1/2" X 2"
torre de deaireación
bomba de vacio N° 01
MERRILL CROWE
Filtro de placa - paños clarificadores
Cono de alimentación de reactivos
filtros precipitadores de mangas
Bomba ICBA 2 1/2" X 2"
Relave
Solución Pregnant
Pulpa mineralizada
Solución Barren
Tanque clarificador 10’ x 10’ - deslamador
DESCRIPCIÓN
5
1
2
3 4 5 6
15
LIX
LIX
LIX ADS ADS ADS
8
7 9 10
11 12 13 14
ADS ADS ADS ADS
ADS
LIX
LIX LIX LIX
1 2
3
4
Bomba N 01
6
Bomba N 02 7
8 9 10
Bomba N 03 11
12 12 12
12
Bomba N 04 13
14 14 14 14
12
16
17 18
Bomba de vacio
19
20
21
22
22
23

28
2.4.7. SECCIÓN DE DESORCIÓN - ELECTRODEPOSICIÓN
2.4.7.1. DESORCIÓN
El carbón cargado con oro es transferido a los reactores de
desorción de acero inoxidable de 4 TM cada una con las siguientes
condiciones.
Solución de desorción 2.5 m3
75 kilos de soda cáustica al 3%
500 litros de alcohol etílico al 20%
5 kilos de Cianuro de sodio al 0.2%
pH = 13
Temperatura 80°C.
El carbón estará bajo la acción de una solución recirculante, esta
solución será alimentada por la parte inferior del tanque y
descargada por la parte superior del mismo.
El carbón con oro, es circulado, en circuito cerrado a una
temperatura de 80°C, con estas condiciones el carbón reducirá su
carga de Au y Ag para obtener una solución rica de oro y plata, esta
solución es enfriada con un intercambiador de calor y pasada por la
celda de electrodeposición (EW), Al término de la desorción, la
solución eluyente se almacena en los tanques de solución.
Se descarga el carbón pobre, hacia el tanque de lavado ácido, para
su tratamiento químico.
2.4.7.2. REACTIVACIÓN TÉRMICA DEL CARBÓN
En el proceso de adsorción de Carbón en Pulpa (CIP), por la
cantidad de ciclos de usos, el carbón activado va perdiendo su

29
capacidad de adsorción de oro y plata, por ello el carbón debe ser
reactivado térmicamente cada cierto tiempo (aproximadamente
luego de 3 desorciones).
En planta de Beneficio Minera Veta dorada S.A.C. se ha
implementado las Plantas de reactivación Térmica Y Ácida, con esta
implementación se lograrán tener carbones más eficientes, ya que
se habrán eliminado los productos carbonatados y orgánicos,
mejorando así nuestras eficiencias.
La capacidad del horno Rotatorio es de 30 Kg/hr, se trabaja a una
temperatura de 750ºC, luego de esto el carbón es lavado con una
solución de ácido clorhídrico diluido, quedando de esta manera apto
para ingresar a los tanques de cianuración para la adsorción.
Ácido Clorhídrico Industrial.
Reactivo químico usado en el proceso de reactivación química del
carbón activado, que consiste en eliminar químicamente los
carbonatos adsorbidos en el proceso de adsorción del oro y plata, a
fin de restaurar la actividad del carbón para un nuevo uso en el
proceso de adsorción y mejorar la eficiencia en el circuito de
adsorción, usando a nivel industrial. En el circuito de lavado ácido
se adiciona 0.18 Kg., de ácido clorhídrico por cada Kg. de carbón
activado, reactivando mensualmente un promedio de 30 000 Kg. de
carbón. Su presentación es en bidones de 50 Kg. en forma líquida y
con una pureza de 33%.
El carbón desorbido es cargado hacia un reactor en un promedio
de 2,500 Kg. (peso seco) y es lavado inicialmente con agua,
posteriormente con ácido clorhídrico o nítrico y finalmente con agua
por un lapso de 2 a 3 horas cada lavada. La función del ácido, es la
de remover el calcio y la sílice atrapadas por el carbón.

30
2.4.7.3. ELECTRODEPOSICIÓN
El objetivo es captar mediante corriente eléctrica en una celda, al oro
contenido en la solución efluente de desorción. El parámetro de
operación es 2,5 voltios y 600 amp. para el oro y la plata se reducen
(depositan) en los cátodos de lana de acero, mientras que el ánodo
de acero inoxidable desprenderá oxigeno gaseoso, cumpliendo el
ciclo de trabajo son retirados los cátodos obteniéndose de esta
manera el cemento con valores importantes de oro y plata, los
cuales son fundidos y refinados para ser comercializados como
producto final.
Ácido Sulfúrico Industrial
En forma de solución es para atacar el lodo fino y lana de acero de
los cátodos cargado con oro y plata provenientes de la celda
electrolítica. El cuál se fundirá para así obtener los lingotes para su
comercialización.
2.4.7.4. FUNDICIÓN
La Planta de Beneficio de Minera Veta Dorada S.A.C., trabaja la
fusión del producto de la electrodeposición en crisoles a llama directa
de petróleo bajo una campana de extracción existente. En este
proceso se utiliza fundentes que generan una pequeña escoria y el
metal líquido es vaceado en lingoteras.
El producto final está constituido por el llamado “Oro Doré”.
Dependiendo de la demanda de los clientes se obtiene también
como producto el oro refinado

31
Figura Nº 2.4.
Circuito de Desorción & Electrodeposición – Minera Veta Dorada S.A.C.
800 kg.
Carbón Dore
cargado
T=80°C
fundición
Alcohol 20%
T=60 a 65 °C cemento de oro
corriente Cátodos: lana de acero 08
rectificada ánodos: Acero inoxidable 09
Solución 2.5 m3 V: 2.5
3% NaOH + 0.2 % Na CN AMP: 560-600
Carbón ESPECIFICACIONES
Agua desorbido
EQUIPOS DE CIRCUITO DESORCIÓN - ELECTRODEPOSICIÓN
HCl 3%
HNO3 ITEM N° HP
1 1 Tanque de preparación de solución -
2 1 Bomba de recirculación de solución 1 1/2" x 1" 5
3 1 Tanque de recirculación de solución -
4 1 Intercambiador de calor -
5 1 Caldero -
6 2 Tanque de desorción de carbón de 4 TN -
7 1 Intercambiador de calor -
8 2 Celda de Electrodeposición 1.70x0.60x1.13m -
T=750 °C 9 1 horno de fundición (1 de 100kilos y 3 de 20kilos) -
10 2 Tanque de Agitación N° 06 20´ X 20´ -
11 1 Horno de reactivación térmica -
NaOH Solución neutralizada
Carbón enviada a proceso
reactivado 3% NaOH + 0.2 % Na CN + Alcohol
Oro metálico
Solución recirculante de desorción
DESCRIPCIÓN
HCl 3% o HNO3
Carbón
LEYENDA
agua fresca
IC
IC
3
1
2
4
5
6 6 7
8 8
9
10 10
11

32
CAPITULO III
QUÍMICA DE LAS SOLUCIONES DE CIANURACIÓN
3.1. INTRODUCCIÓN
En la naturaleza, el oro se encuentra sobre todo al estado nativo,
diseminado en rocas cuarcíferas, en vetas auríferas y en los depósitos
aluvionales o placeres, provenientes de la disgregación de estas rocas.
El oro se encuentra asociado principalmente a los minerales de plata y
cobre. El oro se encuentra a menudo también asociado a minerales de
fierro, plomo-zinc y sulfoarseniuros más complejos.
El contenido de oro en los minerales varía enormemente; pero,
normalmente se explota minerales que tienen una ley de entre 1 y 10 g/t.
El tratamiento de los minerales de oro se hace, en términos generales,
mediante los procesos clásicos de flotación, concentración gravitacional y
cianuración.
En la actualidad, la mayor parte de los minerales de oro en el mundo son
tratados mediante el proceso de cianuración, en sus diferentes técnicas de

33
lixiviación: por agitación, en pilas, y diferentes procesos de recuperación del
oro lixiviado: precipitación con polvo de zinc o recuperación mediante
carbón activado.
Nuevas tecnologías para el tratamiento de minerales de oro, llamados
“refractarios”, se han desarrollado o están en estado experimental, pilotaje,
o ya se encuentran en aplicación industrial
3.2. REACCIONES DE LAS SOLUCIONES DE CIANURACIÓN
Las sales de cianuro simple, como cianuro de sodio, potasio y calcio, se
disuelven en agua para formar sus respectivos cationes metálicos e iones
de cianuro libre. Por ejemplo, en el caso del cianuro de potasio se tiene:
KCN  K+
+ CN–
La Tabla Nº 3.1, muestra la solubilidad y el contenido de cianuro relativo de
las diferentes sales. La elección del tipo de cianuro depende del método de
aplicación, costo y disponibilidad de dicho reactivo.
Tabla Nº 3.1.
Propiedades de compuestos de cianuro simples.
Compuesto Cianuro Disponible (%)
Solubilidad en agua a
25°C (g/100cc)
NaCN 53.1 48
KCN 40.0 50
Ca(CN)2 56.5 Se descompone
Fuente: Marsden John and House I.
Julian y Smart compararon los efectos disolventes del cianuro de amonio,
sodio, potasio, magnesio, calcio, estroncio y bario sobre el oro y la plata y

34
encontraron que el radical alcalino no afecta el efecto disolvente sobre el
cianuro particular.
3.2.1. DESCOMPOSICIÓN DE LAS SOLUCIONES DE CIANURO
El cianuro se hidroliza en el agua para formar el ácido cianhídrico
(HCN) e iones de hidróxido (OH–
), con el incremento
correspondiente en el pH:
KCN + H2O  HCN + KOH
El ácido cianhídrico es un ácido débil, el cual se disocia
parcialmente en agua como sigue:
HCN  H +
+ CN –
Con Ka (25ºC) = 6.2 x 10 – 10
y log K = 9.21.
La Figura 3.1 muestra la extensión de esta reacción de disociación
en el equilibrio como una función del pH. A un pH de 8.4, menos del
90% existe como ácido cianhídrico. A un pH aproximado de 9.3, la
mitad del total de cianuro existente está como ácido cianhídrico y la
mitad como iones de cianuro libre (CN–
) y a pH = 10.2, más del 90%
del total de cianuro se presenta como cianuro libre.
La pérdida de cianuro en solución se produce porque el ácido
cianhídrico tiene una presión de vapor relativamente alta (100 KPa
a 26ºC) y consecuentemente éste se volatiliza rápidamente en la
superficie líquida bajo condiciones ambientales. Como resultado,
muchos sistemas de lixiviación con cianuro operan a un pH con el
cual se minimiza la pérdida de cianuro, típicamente sobre 10,
aunque a un pH excesivamente alto (sobre 11.5) puede causar

35
efectos perjudiciales para la lixiviación de los metales nobles. Las
funciones de un álcali libre en la cianuración son las siguientes:
a. Evita pérdida de cianuro por hidrólisis.
b. Evita pérdida de cianuro por acción del dióxido de carbono en el
aire:
KCN + H2CO3  HCN + KHCO3
c. Descompone los bicarbonatos en el agua antes de ser usados
en cianuración.
Figura Nº 3.1.
Especiación de cianuro y ácido cianhídrico en soluciones
acuosas como función del pH.
d. Neutraliza los compuestos ácidos tales como sales ferrosas,
férricas y sulfato de magnesio en el agua antes de adicionar al
circuito de cianuro.
e. Neutraliza los constituyentes ácidos en el mineral.
f. Ayuda a la sedimentación de las partículas de mineral fino.

36
Tanto el ácido cianhídrico como el cianuro libre pueden ser oxidados
a cianato en presencia de oxígeno y bajo condiciones oxidantes
como se observa en la Figura Nº 3.2, pero el cianato no disuelve oro.
4HCN + 3O2  4CNO –
+ 2H2O
3CN –
+ 2O2 + H2O  3CNO –
+ 4OH –
En la práctica, si se requieren agentes fuertemente oxidantes
pueden ser usados el ozono (O3), peróxido de hidrógeno (H2O2) o
ácido hipocloroso (HOCl), para que la reacción proceda a una
velocidad significativa.
El cianuro libre forma complejos con muchas especies metálicas,
principalmente los metales de transición y pueden variar
extensamente en su estabilidad y solubilidad.
Figura Nº 3.2.
Diagrama Eh – pH para el sistema CN – H2O a 25ºC.
Concentración de cianuro = 10 – 3
M, P(O2) = 1 atm.

37
3.2.2. DISOLUCIÓN DE LOS METALES PRECIOSOS
 Naturaleza electroquímica de la cianuración.
El principal avance en la comprensión de la química de la
cianuración de oro fue hecho por Kudryk y Kellog en 1954, quienes
demostraron la naturaleza electroquímica de la cianuración del oro.
La reacción de disolución de oro, denominada ecuación de Elsner,
puede escribirse como:
4Au + 8KCN + O2 + 2H2O  4KAu(CN)2 + 4KOH
Esta reacción consiste de dos medias reacciones anódicas y
catódicas.
 Reacción anódica.
La reacción anódica involucra la oxidación del oro (0) a oro (I) a
través de dos etapas: la reacción de oro con un ion de cianuro para
formar un film superficial que puede ser AuCN y luego la formación
del complejo de cianuro de oro (I) Au(CN)2
–
, como se observa en las
siguientes reacciones:
Au + CN –
 AuCN + e –
AuCN + CN –
 Au(CN)2
–
 Reacción catódica.
Las anteriores reacciones están acompañadas por la reducción
catódica del oxígeno en la superficie del metal. En la superficie del
oro, las reacciones muestran la reducción del oxígeno a peróxido y
la reducción del peróxido a hidroxilo:

38
O2 + 2H2O + 2e –
 H2O2 + 2OH –
H2O2 + 2e –
 2OH –
Las reacciones para la disolución de plata son análogas a las
ecuaciones para la disolución de oro.
Los diagramas pH – potencial (Diagramas de Pourbaix) para los
sistemas Au–CN–H2O y Ag–CN–H2O se muestran en las Figuras Nº
3.3 y 3.4.
A partir de estos diagramas de estabilidad acuosa se puede observar
lo siguiente:
 El oro y la plata se comportan de manera similar en soluciones
cianuradas.
 El Au(CN)2
–
y Ag(CN)2
–
son los principales complejos iónicos con
un amplio campo de estabilidad.
 El sólido AgCN se forma sólo a bajo pH (< 3.5).
 La fuerza impulsora electroquímica para la disolución de los dos
metales es maximizada a valores de pH sobre 9.4. Lixiviaciones
con cianuro a pH menor a 9.4 se han efectuado en Australia, pero
se demostró que el HCN no disuelve el oro tan rápido como el ion
CN–
y además el consumo de cianuro fue considerable durante
todo el proceso de disolución.

39
Figura Nº 3.3.
Diagrama Eh – pH para el sistema Au – CN – H2O a 25ºC.
Concentración de todas las especies de oro solubles = 10 – 4
M,
[CN –
] = 10 – 3
M, P(O2) = 1 atm.

40
Figura Nº 3.4.
Diagrama Eh – pH para el sistema Ag – CN – H2O a 25ºC.
Concentración de todas las especies de plata solubles = 10 – 4
M, [CN –
] = 10 – 3
M, P(O2) = 1 atm.
3.3. ASPECTOS CINÉTICOS
El proceso de disolución de oro y plata en soluciones con cianuro involucra
reacciones heterogéneas en la interfase sólido – líquido, como se observa
en Figura Nº 3.5. Por lo tanto, los pasos secuenciales siguientes pueden
ser considerados como principales para la lixiviación de estos metales
nobles:
1. Absorción de oxígeno en la solución.
2. Transporte de cianuro y oxígeno disuelto a la interfase sólido – líquido.
3. Adsorción de los reactantes (CN –
y O2) en la superficie sólida.
4. Reacción electroquímica.

41
5. Desorción de los complejos solubles de oro – cianuro, plata –
cianuro y otros productos de reacción desde la fase sólida.
6. Transporte de los productos desorbidos a la solución.
El proceso de cianuración es función de diferentes parámetros tales como
disponibilidad de oxígeno en la interfase sólido – líquido, concentración de
cianuro en la solución, temperatura de pulpa, pH y Eh de la suspensión
sólido – solvente, área superficial disponible y velocidad de agitación.
Figura Nº 3.5.
Representación esquemática de una celda de corrosión local en la
superficie del oro en contacto con una solución de cianuro que
contiene oxígeno, ia = corriente anódica, ib = corriente catódica.

42
3.3.1. CURVAS DE POLARIZACIÓN
Los aspectos cinéticos de la disolución del oro en medio cianuro,
también pueden ser examinados con la ayuda de las curvas de
polarización de los sistemas electroquímicos involucrados,
representados en la Figura Nº 3.6.
Figura Nº 3.6.
Interpretación de la cinética de cianuración de oro por el
intermedio de las curvas de polarización.
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.
E
i

43
3.4. EFECTO DEL OXIGENO Y ALCALINIDAD DE LA SOLUCION
3.4.1. EFECTO DEL OXIGENO
El uso de oxígeno o de un agente oxidante es indispensable para la
disolución del oro, bajo condiciones normales de cianuración. Los
agentes oxidantes, tales como: peróxido de sodio, permanganato de
potasio, dióxido de manganeso, bromo y cloro, han sido utilizados
con mayor o menor éxito en el pasado, pero debido al costo de estos
reactivos y las complicaciones inherentes en el manejo de ellos, han
dejado de ser usados. De otro lado, el mejor conocimiento y
entendimiento de las reacciones involucradas en la cianuración y el
conocimiento más completo de los efectos que juegan los diferentes
constituyentes indeseables en los minerales, han demostrado que la
adecuada aireación bajo las condiciones apropiadas dará tan
buenos resultados como con el uso de oxidantes químicos.
El efecto del oxígeno en la disolución del oro es mostrado en la Tabla
Nº 3.2, para el caso en que se usa 100 ml de solución de cianuro de
sodio al 0,10% y a 25ºC. En ella, se observa que la velocidad de
disolución del oro es directamente proporcional al contenido de
oxígeno del gas usado, sugiriéndose que la velocidad de disolución
de oro en soluciones de cianuro es directamente proporcional a la
presión parcial del oxígeno.

44
Tabla Nº 3.2.
Efecto del Oxígeno sobre la Velocidad de Disolución del oro.
Oxígeno
(%)
Velocidad de Disolución
(mg/cm
2
.h)
0 0,04
9,6 1,03
20,9 2,36
60,1 7,62
99,5 12,62
Fuente: Laboratorio Metalúrgico de la Empresa.
El uso de oxígeno puro es demasiado costoso, por lo que el aire es
la fuente usual del gas oxígeno requerido. Existen referencias del
uso de ozono, pero no ha sido adaptado a escala industrial debido
a su costo. Para la disolución eficiente, es necesario que el aire se
ponga en contacto físico con las partículas de oro.
3.4.2. EFECTO DE LA ALCALINIDAD DE LA SOLUCION
Para reducir la cantidad de cianuro que se descompone en la
solución de cianuro, se adiciona cal o lechada de cal para mantener
una alcalinidad protectiva. Es usual, mantener esta alcalinidad de 0,5
a 1,5 lb de cal por tonelada corta de solución. La cal tiene el efecto
benéfico posterior de acelerar la sedimentación de las partículas
finas de impurezas o lamas, y también precipita ciertas sustancias
indeseables. En algunos casos, para propósitos específicos, la
alcalinidad protectiva se mantiene mediante el uso de otros álcalis
como hidróxido de sodio y carbonato de sodio; estos álcalis, sin
embargo, generalmente no son agentes de sedimentación efectivos.
Aun cuando, el uso de álcalis es esencial en la cianuración, se han
demostrado mediante trabajos experimentales, que los álcalis como

45
el hidróxido de sodio y particularmente el hidróxido de calcio,
retardan la disolución del oro en las soluciones de cianuro.
Cuando se utiliza hidróxido de calcio, la velocidad de disolución
decrece rápidamente cuando la solución de cianuro tiene un pH
cercano a 11 y la disolución es depreciable a pH de 12,2 el efecto
del hidróxido de sodio es mucho menos pronunciado, y la velocidad
de disolución no comienza a decrecer hasta que se alcance el pH de
12,5; y aún, a pH de 13,4, la disolución es más rápida que aquella
en una solución de la misma concentración de cianuro que contiene
hidróxido de sodio a un pH de12,2 para que se produzca el efecto
total del retardo de la disolución del oro y en las soluciones de
cianuro es necesaria la presencia tanto de los iones de calcio como
hidroxilo.
Las funciones de hidróxido de calcio en la cianuración son:
1. Prevenir la pérdida de cianuros por hidrólisis
NaOH
HCN
O
H
NaCN 

 2
KOH
HCN
O
H
KCN 

 2
Los hidróxidos provocan la reacción hacia la izquierda,
previniendo descomposición de los cianuros.
2. Prevenir la pérdida de cianuros por la acción del dióxido de
carbono en el aire:
3
2
2
2 2
2 CO
Na
HCN
O
H
CO
NaCN 



3. Descomposición de bicarbonatos en el agua de la planta,
antes del uso en la cianuración.

46
3
2
3 CaCO
H
Ca
HCO 

 


2
2
3
2
3 CO
O
H
CO
H
H
HCO 


 

4. Para neutralizar compuestos ácidos, tales como: sales
ferrosas, sales férricas y sulfato de magnesio en el agua de la
planta, antes de su adición al circuito de cianuración.
2
4
2
4 )
(
)
( OH
Fe
CaSO
OH
Ca
FeSO 

 (Con aire mínimo)
4
3
2
2
4 4
)
(
4
2
)
(
4
4 CaSO
OH
Fe
O
H
OH
Ca
FeSO 


 (Con aire en exceso)
4
3
2
2
3
3
2 )
(
4
5
)
(
·
2 CaSO
OH
Fe
O
H
OH
Ca
SO
O
Fe 



4
2
2
4 )
(
)
( CaSO
OH
Mg
OH
Ca
MgSO 


5. Para neutralizar constituyentes acídicos en el mineral.
6. Para neutralizar compuestos acídicos que resultan de los
diferentes minerales en la mena, en soluciones de cianuro.
7. Para ayudar en la sedimentación de partículas finas de mineral,
de tal manera que la solución madre clara puede ser separada
del mineral Cianurado.
8. Para mejorar la extracción, cuando se trata de minerales que
contienen, por ejemplo, plata rubí, teleruros, los cuales se
descomponen más rápidamente a más altas alcalinidades.
En resumen, se concluye que la velocidad de la extracción de oro y
plata es afectada de la siguiente forma:
1. Aumenta con la reducción del tamaño de la partícula del
mineral o el metal.
2. Aumenta, hasta un punto, al aumentarse la agitación.
3. Incrementa con más alto contenido de oxígeno.
4. Exhibe un máximo a niveles óptimos de la concentración de
cianuro y de pH.
5. Incrementa con más alta temperatura.

47
6. Disminuye con concentraciones más altas de iones de cobre,
ferrosos y sulfuros, y aumenta con la concentración de iones
férricos.
Varias de estas variables, como: aireación, agitación, nivel de
concentración del cianuro y pH, se conoce que interactúan entre sí,
por lo que resulta más compleja la expresión de velocidad para la
disolución del oro y de la plata.
3.5. METODOS DE RECUPERACIÓN DE ORO A PARTIR DE SOLUCIONES
CIANURADAS
Desde su introducción en 1890, la cianuración ha sido el principal proceso
usado para la producción de la mayor parte de oro y de una proporción
significativa de plata. El proceso ha sido usado para tratar minerales
concentrados y calcinas en escala comercial en el mundo. Mientras la
mayoría de las plantas de oro usan tanques agitados para la lixiviación con
cianuro, la lixiviación en pila ha encontrado un incremento en número de
aplicaciones, particularmente en el tratamiento de minerales de bajo grado
conteniendo 0.1 onz/t de oro o menos. La química del proceso de
cianuración está basada en el hecho, que, bajo condiciones oxidantes, el
oro y la plata pueden ser complejas y disueltas de cianuro alcalino.
A partir del licor de lixiviación, el oro y la plata son recuperados usando
uno o más de los siguientes cuadro procesos:
1.- Cementación con polvo de zinc.
2.- Adsorción con carbón activado.
3.- Intercambio Iónico.
4.- Electrodeposición

48
3.6. ADSORCIÓN SOBRE CARBON ACTIVADO
El principio de la recuperación del oro por el carbón activado radica en la
propiedad que tienen las materias carbonaceas activadas de absorber el
oro contenido en las soluciones de cianuro esta propiedad es muy conocida
particularmente por los efectos nefastos que presenta en la cianuración de
los minerales que contienen carbón.
Sin embargo, su empleo y su desarrollo efectivo son muy recientes y se
debe en gran parte al enfoque de un proceso eficaz de elusión del oro desde
el carbón (ZADRA) permitiendo así su reciclaje en la instalación en vez de
quemarlo.
Una de las ventajas decisivas del carbón activado es que puede tratar no
solamente las soluciones auríferas, sino también directamente la pulpa de
los minerales después atacados con cianuro. Tal es el proceso de carbón
en pulpa descrito por laxen. A la salida de la cianuración la pulpa del mineral
finamente molida es coloca da en una serie de rectore tipo Pachuca o más
comúnmente con agitación mecánica. El carbón activado es adicionado esta
pulpa en cada escalón y es retenido en el reactor por un sistema de
Cribas. El carbón es agregado periódicamente en el sistema a contra
corriente de la pulpa un cribado final permite separar la pulpa del mineral
estéril y el carbón cargado.
Este proceso de carbón en pulpa evita la separación liquido /sólido al final
de la cianuración y está particularmente adaptado al caso de los minerales
difícilmente filtrables o decantables.
Al final de la absorción el carbón es recuperado y tratado por elusión
existiendo varios procesos para este fin: ZADRA que utiliza una solución
de 1% de sosa 0.1% de cianuro de sodio a la temperatura de ebullición a
presión atmosférica o baja presión .una mejora notable de este proceso es
introducir aproximadamente un 10% de etanol en una solución de 2% de

49
sosa que acelera la cinética de elusión del oro de otro proceso, se utiliza
agua pura después de un remojo del carbón cargado en una solución de
5% de cianuro de sodio y 1% de sosa.
Es de resaltar que el procedimiento del carbón activado en pulpa está
particularmente bien adaptado a condiciones son que la separación
solidó/liquido son muy difíciles para casos donde es evidente la presencia
de cobre en la solución madre o cuando el mineral tiene un débil contenido.
Los costos operativos y de bloque son generalmente menos elevados
para el carbón en pulpa que para la precipitación con zinc.
Otra utilización de la técnica de carbón en la pulpa se hace especialmente
en los minerales que contienen materias carbonaceas.
3.6.1. FENOMENO DE ADSORCION
Se define como la adhesión de sustancias disueltas en la superficie
de sólidos, con los cuales se hallan en contacto. La adsorción puede
deberse a causas físicas (fuerzas coulómbicas, hidrofobicidad, etc.).
También puede ocurrir adsorción química, la que se manifiesta a
través de una interacción química con las moléculas de la superficie
del sólido.
Otras aplicaciones del carbón activado en metalurgia extractiva:
 Adsorción de reactivos de flotación.
 Modificador del potencial oxidante de una pulpa o solución
(reductor).
 Eliminación de contaminantes orgánicos en soluciones de SX,
aguas, etc.
 Adsorción de iones metálicos: complejos

2
)
(CN
Au y

2
)
(CN
Ag , y
otros.

50
3.6.1.1. CAPACIDAD DE ADSORCIÓN DEL CARBÓN ACTIVADO
Aunque existe varios procedimientos para medir la capacidad de
adsorción del carbón activado (número yodo), lo más apropiado es
el que determina un valor (K) de manera empírica para la evaluación
de carbones activados para adsorción de oro. Este valor se obtiene
poniendo en contacto distintas cantidades de carbón activado con
una solución estándar de cianuro de oro con tampón de boro durante
un cierto tiempo. Los resultados se grafican como isoterma de
Freundlich y el valor de K es interpolado como el contenido de oro
del carbón en equilibrio con una solución residual de concentración
de 1 mg / l oro.
Figura Nº 3.7.
Isoterma de adsorción de oro sobre carbón al equilibrio (t y pH
estándar). Es una simplificación de la isoterma de adsorción
de Langmuir (1916).

51
3.6.1.2. SELECTIVIDAD
El carbón activado es altamente selectivo para la adsorción de Au y
Ag en vez de otros metales, con la notable excepción del mercurio.
El orden de preferencia para varios complejos de metales se indica
a continuación:





 4
6
2
4
2
4
2
3
2
2
2 )
(
)
(
)
(
)
(
)
(
)
(
)
( CN
Fe
CN
Ni
CN
Zn
CN
Cu
CN
Ag
CN
Hg
CN
Au 





3.6.1.3. FACTORES QUE AFECTAN LA ADSORCIÓN
a) Factores Físicos.
Variable Efecto
Tipo de carbón activado Varios
Tamaño de las partículas de
carbón
Un tamaño mayor disminuye la velocidad de adsorción,
por lo menos durante la primera etapa.
Agitación
Una agitación más fuerte aumenta la velocidad de
adsorción, porque la mayoría de los sistemas
industriales son operados solamente hasta el seudo -
equilibrio.
Densidad de pulpa Disminuye la cinética
b) Factores Químicos.
Variable Efecto
Temperatura
La adsorción de oro sobre carbón activado es exotérmica, un
aumento en temperatura disminuye la capacidad de carga, lo
que explica el fenómeno de desorción a temperatura más
alta. Al contrario, favorece la cinética.
Concentración de oro Aumenta la cinética y la capacidad de carga
Concentración de cianuro Disminuye la cinética y la capacidad de carga
pH solución En el rango 9 – 11, tiene poco efecto
Fuerza iónica Aumenta la cinética y la capacidad de carga
Concentración de otros
metales
Si hay otros metales que compiten por los sitios activos, eso
disminuye la cinética y la capacidad de carga para el oro
Deterioro del carbón
El deterioro, o envenenamiento, del carbón por adsorción,
precipitación o bloqueo físico de otra especie en solución,
pueden tener un efecto muy grave sobre la eficiencia de
adsorción.

52
3.7. QUIMICA Y MECANISMO DE ADSORCION DEL PROCESO
La adsorción es un proceso físico, exotérmico, asociado a fuerzas de Van
der Waals, a la alta tensión superficial por efecto de elevada superficie
interna y debido a desbalance de fuerzas en los extremos (filos) de la
estructura carbonácea.
El complejo Cianurado de oro se adsorbe en el carbón activado como
molécula neutra, (teoría del ion par), en donde el complejo cianurado
áurico, se combina con un catión, preferentemente

2
Ca , y de esa manera
es apto para ser adsorbido por el carbón activado.
 2
2
2
2 )
(
)
(
2 CN
Au
Ca
CN
Au
Ca 
 

 n
n
n CN
Au
M
CN
nAu
Mn 2
2 )
(
)
( 




El mecanismo de adsorción es reversible, por el cual, el oro puede ser
extraído desde la superficie del carbón mediante un proceso de elusión que
altere las condiciones de equilibrio, con un incremento de la temperatura
y/o mayor concentración de cianuro.
En la adsorción se tiene preferencia por compuestos con menores tamaños
atómicos, por ejemplo:





 4
6
2
4
2
4
2
3
2
2
2 )
(
)
(
)
(
)
(
)
(
)
(
)
( CN
Fe
CN
Ni
CN
Zn
CN
Cu
CN
Ag
CN
Hg
CN
Au 





Por tanto, es de mucho interés práctico, establecer isotermas de adsorción
del complejo cianurado de oro, con el fin evaluar su comportamiento frente
a otros iones que compiten por la superficie disponible del carbón activado
y por los sitios activos.
En base de las isotermas de adsorción se determina la capacidad de carga
del carbón activado, y con fines comparativos se denomina “K value” a la

53
capacidad de adsorción del complejo de oro (mgAu/g C. Activado) para una
concentración de equilibrio de 1 mg Au/l, utilizando una solución sintética
de AuK(CN)2. En las Figura Nº 3.8, se presentan los resultados
experimentales de una isoterma de adsorción.
Figura Nº 3.8.
Isotermas de adsorción de oro para carbón activado (K = 30 mg Au/g
Carbón Activado.) y un compósito carbón activado-resina de
intercambio catiónico (K = 8 mg Au/g Compósito).
3.8. FACTORES QUE CONTROLAN LA ADSORCIÓN CON CARBÓN
ACTIVADO
Los factores que controlan la absorción sobre el carbón activado y que
determinan la cantidad de oro y otros metales preciosos que pueden ser
cargados (adsorbidos) sobre el carbón, variará de acuerdo a muchos
factores que tienen predominio en esta operación. Entre los más
principales y que tienen influencia en el proceso podemos mencionar los
siguientes:
Au en solución (mg/L)
0.01 0.1 1 10
Au
en
carbón
(mg/g)
0.01
0.1
1
10
100
Compósito
Carbón activado

54
 Concentración del oro y otros metales preciosos en la solución
 Velocidad de agitación y el tiempo que demora en cargar la solución.
 Tipo y tamaño de partícula del carbón granulado cargado.
 pH de la solución.
 Concentración de impurezas.
 Proporción de oro con respecto a los otros metales preciosos

55
CAPITULO IV
PARTE EXPERIMENTAL
Los resultados obtenidos en la experimentación metalúrgica en el laboratorio
dependen en que la muestra obtenida para la investigación represente al
relave del mineral que se desea experimentar, tanto químico como
mineralógico o sea con el contenido de los elementos o compuestos que
forman su composición química en cantidades de especies mineralógicas
que contengan valores, los minerales de asociación, así también en el
estado de alteración, tamaños, asociación, etc. De las características
mencionadas depende no solamente de tratamientos, sino también de tipo y
tamaño del equipo a utilizarse en su procesamiento, debido a que la planta
Veta Dorada compra relaves y acopia minerales de pequeña minería de
diferentes zonas del Perú que previamente han sido procesados pero que
contienen importantes cantidades de oro y plata que no han podido ser
extraídos por la complejidad de cada uno de los minerales.

56
4.1. LA MUESTRA
Se realizó un muestreo del relave a investigar tomando muestras de las
diferentes zonas, con un peso aproximado de 50.00 Kg., para efectuar las
pruebas metalúrgicas.
4.1.1. PREPARACIÓN MECÁNICA DE LAS MUESTRAS
Las muestras en mención fueron previamente zarandeadas para
separar elementos contaminantes, con lo que se consiguió un
relave limpio. Luego, a través de etapas sucesivas de reducción de
tamaño con la trituradora de rodillos se logró un tamaño de 100%
menos 10 mallas en la muestra de trabajo, posteriormente a través
de métodos de homogenización y cuarteo, se obtuvo muestras
representativas para la experimentación.
4.1.2. MOLIENDA EN LABORATORIO
Se utilizó un molino de bolas convencional de 6” x 6” de forma
cilíndrica.
El tiempo de molienda es aproximadamente de 16 minutos para
lograr 75% a malla -200.
4.2. PRUEBAS DESARROLLADAS EN LABORATORIO
a. MATERIALES Y EQUIPO
 Muestra de relave.
 Agua.
 Cal.
 Cianuro de Sodio.
 Balanza experimental

57
 Equipo de Aireación.
 Chancadora de mandíbulas laboratorio.
 Mallas.
 Equipo de Agitación para lixiviar material.
 pH metro.
b. PROCEDIMIENTO
 Triturar el relave en la chancadora de mandíbulas.
 Homogenizar y muestrear el relave.
 Moler el relave al 75% malla -200
 Preparar la solución lixiviante, añadir la alcalinidad protectora y luego
el cianuro.
 Tomar el tiempo y hacer sus controles de consumo de cianuro y pH.
 Transcurrido la última etapa separar la solución rica y el ripio, la
solución evaluar a laboratorio para su análisis
 Evaluar los resultados
4.2.1. PRUEBA DE CIANURACIÓN
Se realizaron pruebas de cianuración en agitadores mecánicos a
nivel de laboratorio. A continuación, se muestran las condiciones
de las pruebas.
CONDICIONES DE PRUEBA
 Peso de muestra: 2,0 kg.
 Densidad: 1 270,0 g/l.
 % Solidos: 30,0 %
 Dilución: 2,3 l/kg.
 G.E.: 3,41 gr/cc.
 [CN]-
: 0,3%

58
 pH: 10,5 – 11,5
 % m-200: 75%
4.2.2. ANÁLISIS QUÍMICO DE LA MUESTRA DE RELAVE
 Ley Au: 3.8 a 4.7 g/TM.
4.3. ANALISIS ESTADISTICO DE LAS PRUEBAS DE CIANURACION
Los factores que influyen sobre la extracción del oro por cianuración son
las siguientes:
 Concentración de Cianuro.
 Tiempo.
 Alcalinidad de la pulpa.
 Concentración de oxígeno disuelto en la pulpa.
 Tamaño de partícula.
 Velocidad de Agitación.
 Temperatura
 % de sólidos.
De acuerdo a la experiencia y bibliografía de varios autores se tiene que
los tres primeros factores son los que más influencia tienen sobre la
cianuración, pero en nuestra investigación tomaremos la concentración de
cianuro, pH y granulometría; tomando en cuenta el Diseño Factorial 2n
,
donde n son las variables a estudiar, entonces se realizarán ensayos
experimentales de un mismo relave, en donde la variable más importante
será el % de recuperación de Au para este relave.

59
4.3.1. DETERMINACION DE LAS VARIABLES
Las pruebas experimentales se realizaron con relave que
previamente ha sido homogenizado a un tamaño de partícula de
75% malla -200 y teniendo en cuenta las condiciones previamente
mencionadas.
Variables Nivel Mínimo (-) Nivel Máximo (+)
Z1: Granulometría (-200 mallas) 65 75
Z2: pH 10.5 11.5
Z3: Fuerza de Cianuro (%) 0.3 0.4
4.3.2. EVALUACIÓN DEL PROCESO
La evaluación de las principales variables seleccionadas en la
recuperación de oro, serán reflejadas en el control de los reactivos
de las variables como son la granulometría, CNNa y pH, lo que nos
indica una mejora en la recuperación de oro, según la matriz de
diseño que se presenta en la siguiente tabla con sus respectivos
resultados de la experimentación.
Tabla Nº 4.2.
Matriz del Diseño Factorial
Granulometría CNNa pH % Recuperación
1 -1 -1 -1 88.20
2 1 -1 -1 89.00
3 -1 1 -1 89.90
4 1 1 -1 92.60
5 -1 -1 1 88.40
6 1 -1 1 92.40
7 -1 1 1 92.10
8 1 1 1 93.20
9 0 0 0 90.72
10 0 0 0 90.69
11 0 0 0 90.71
Fuente: Elaboración propia.

60
4.4. EVALUACIÓN Y CÁLCULO DE LOS EFECTOS DE LAS VARIABLES
Para establecer el nivel de influencia de las variables del diseño factorial
experimentada sobre el criterio de optimización de un proceso se tiene que
calcular los efectos. El efecto de una variable experimental se define como
la variación de la respuesta producida por un cambio en el nivel de la
variable. El cambio en el nivel de las variables se puede calcular por
diversos métodos.
Uno de los métodos que calcula la diferencia entre los valores promedio de
las respuestas cuando las variables se encuentra en el nivel superior y
después restando de esta cantidad el promedio de las respuestas cuando
la variable se encuentra en su nivel inferior, definido por:
1
1 2 
  
 


 k
r
EX 4.1
Dónde:
 
 = Sumatoria de las respuestas correspondientes al nivel superior
de la variable entrada
 
 = Sumatoria de las respuestas correspondientes al nivel inferior
de la variable evaluada.
r = Numero de réplicas del diseño
El cálculo matricial es el segundo método para la estimación de los
efectos de acuerdo a la siguiente expresión:
N
j
r
E K
N
j
i
ij
j ,....,
2
,
1
1
2
1



 


4.2

61
Dónde:
Ej = Calculo de los efectos de las variables experimentales.
r = Numero de réplicas en el Diseño.
Xij = Matriz de las variables independientes.
Yi = Vector columna de las respuestas
La Ec. 4.2, puede usar una hoja de cálculo o un lenguaje de programación
para el cálculo matricial de los efectos. Es recomendable calcular el
numerador de esta ecuación en forma independiente porque facilita la
determinación de los efectos. Es recomendable calcular el numerador de
esta ecuación en forma independiente porque facilita la determinación de
los efectos y el análisis de la varianza. Por lo tanto, para la investigación
se usará este método.
El diseño 2n
es un método que se puede utilizar para el cálculo de los
efectos y de la suma de los cuadrados. Para usar este algoritmo en primer
lugar se construye una tabla de combinaciones de las variables de cada
prueba experimental y las correspondientes respuestas o el total de las
respuestas, en orden estándar. Por orden estándar se entiende que cada
factor se introduce uno a la vez combinándolo con todos los niveles de los
factores que están por encima de él. Es así como el orden estándar de un
diseño 23
que es de la siguiente manera teniendo en cuenta todas las
variables y sus respectivas combinaciones, así como: a, b, c, ab, ac, bc y
abc.
El procedimiento de evaluación de los datos obtenidos (Tabla Nº 4.3.) se
calcula la variación del efecto para cada una de las variables e
interacciones como sigue:

62
Tabla Nº 4.3.
Calculo de los Efectos del Diseño 23
Effect Estimates; Var.:% Recuperación; R-sqr=.99998; Adj:.99992 (Spreadsheet1) 2**(3-0) design; MS Residual=.0002333
DV: % Recuperación
Effect Std.Err. t(2) P -95.% +95.% Coeff. Std.Err. -95.% +95.%
Mean/Interc. 90.725 0.0054 16799. 0.0000 90.701 90.748 90.725 0.0054 90.701 90.748
Curvatr. -0.036 0.0206 -1.77 0.218264 -0.125 0.052 -0.0183 0.0103 -0.062 0.026
(1)Granulometría 2.150 0.0108 199.05 0.000025 2.103 2.196 1.075 0.0054 1.051 1.098
(2)CNNa 2.450 0.0108 226.83 0.000019 2.403 2.496 1.225 0.0054 1.201 1.248
(3)pH 1.600 0.0108 148.13 0.000046 1.553 1.646 0.800 0.0054 0.776 0.823
1 by 2 -0.250 0.0108 -23.15 0.001861 -0.296 -0.203 -0.125 0.0054 -0.148 -0.101
1 by 3 0.400 0.0108 37.03 0.000728 0.353 0.446 0.200 0.0054 0.176 0.223
2 by 3 -0.200 0.0108 -18.52 0.002904 -0.246 -0.153 -0.100 0.0054 -0.123 -0.076
1*2*3 -1.200 0.0108 -111.10 0.000081 -1.246 -1.153 -0.600 0.0054 -0.623 -0.576
Como se puede observar las variables 1, 2 y 3, así como las interacciones
1 con 2, 1 con 3, 2 con 3 y 1, 2, 3. Por lo tanto las variables
independientes e interacciones tienen significancia en nuestra
investigación.
Estos resultados han sido obtenidos utilizando las fórmulas dadas arriba y
utilizando el programa Statistica 7.0.
4.5. ANALISIS DE VARIANZA
Es una herramienta sobre la inferencia estadística, para probar las
significancias de los efectos indica que la suma total de cuadrados es igual
a la suma de todas las respuestas, cada de ellas elevadas al cuadrado
menos la suma de todas las respuestas simples elevadas al final al
cuadrado y divididas entre el producto del número total de experimentos
por el número de réplicas efectuadas.

63
Tabla Nº 4.4.
Análisis de Varianza
ANOVA; Var.:% Recuperación; R-sqr=.99998; Adj:.99992 (Spreadsheet1) 2**(3-0) design;
MS Residual=.0002333 DV: % Recuperación
SS df MS F p
Curvatr. 0.00073 1 0.00073 3.14 0.218264
(1)Granulometría 9.24500 1 9.24500 39621.43 0.000025
(2)CNNa 12.00500 1 12.00500 51450.00 0.000019
(3)pH 5.12000 1 5.12000 21942.86 0.000046
1 by 2 0.12500 1 0.12500 535.71 0.001861
1 by 3 0.32000 1 0.32000 1371.43 0.000728
2 by 3 0.08000 1 0.08000 342.86 0.002904
1*2*3 2.88000 1 2.88000 12342.86 0.000081
Error 0.00047 2 0.00023
Total SS 29.77620 10
De la tabla podemos interpretar que el valor p, nos indica que el valor que
tiende a cero tiene mayor significancia, notamos que todas las variables así
como sus interacciones tienden a acero por lo cual tienen significancia en
el proceso, unos con mayor efecto como son las variables independientes.
Con respecto al efecto de las variables concluimos que el efecto del
reactivo CNNa y granulometría tiene mucha significancia, así como se
demostrara en el diagrama de Pareto que explicaremos más adelante.

64
4.6. ANALISIS DE RESIDUOS PARA EL Au
Para realizar el análisis de los residuos usaremos las siguientes formulas:






N
i
R
l
Nr
Y
Y
SSM
1
2
)
(
Ec. 4.3
Donde.

 = Y estimado o respuesta según modelo.
Y = Y observado o respuesta experimental.
Nr = Número total de experimentos.
l = Número de parámetros del modelo matemático.
Nr-l = Grados de libertad del residuo = glR
error
R
MS
SSM
F 
0
Ec. 4.4
Gráfica Nº 4.1.
Análisis de Residuales
Predicted vs. Residual Values
2**(3-0) design; MS Residual=.0002333
DV: % Recuperación
87.5 88.0 88.5 89.0 89.5 90.0 90.5 91.0 91.5 92.0 92.5 93.0 93.5 94.0
Predicted Values
-0.020
-0.015
-0.010
-0.005
0.000
0.005
0.010
0.015
0.020
Raw
Residuals

65
El Grafico Nº 4.1, nos indica cuan distanciados están los valores que se
predicen con el modelo de los valores experimentales, se efectúa el análisis
de residual.
La gráfica nos muestra que la variabilidad de la recuperación de oro del
relave tiene tendencia a mantenerse con respecto a su recuperación en el
proceso cianuración teniendo en cuenta los reactivos con alta significancia
como es el CNNa y la granulometría, así como el pH debido a la
complejidad del relave experimentado.
4.7. ANALISIS DE PARETO PARA EL Au
El diagrama permite mostrar gráficamente el principio de Pareto, en el cual
se muestra la importancia de cada uno de las variables seleccionadas,
observándose la importancia de las variables CNNa, granulometría y pH
tienen una alta prioridad en la recuperación de Au, así como las
interacciones de las demás variables, pero en menor medida, y el efecto
de la curvatura no es importante.
Gráfica Nº 4.2.
Análisis de Pareto
Pareto Chart of Standardized Effects; Variable: % Recuperación
DV: % Recuperación
-1.77281
-18.5164
-23.1455
37.0328
-111.098
148.1312
199.0513
226.8259
p=.05
Standardized Effect Estimate (Absolute Value)
Curvatr.
2by3
1by2
1by3
1*2*3
(3)pH
(1)Granulometría
(2)CNNa

66
Gráfica Nº 4.3.
Análisis de Superficie
La Grafica Nº 4.3, nos muestra la máxima recuperación con respeto a las
variables granulometría y CNNa, donde se observa una recuperación
máxima de oro mayor al 93% Y en la Gráfica Nº 4.4, referido al análisis de
contornos también podemos observar que a mayor granulometría y alto pH
se llega también a la máxima recuperación de oro de los relaves.
Fitted Surface; Variable: % Recuperación
DV: % Recuperación
93
92
91
90
89
88

67
Gráfica Nº 4.4.
Análisis de Contornos
Fitted Surface; Variable: % Recuperación
DV: % Recuperación
93
92
91
90
89
88
-1.2 -1.0 -0.8 -0.6 -0.4 -0.2 0.0 0.2 0.4 0.6 0.8 1.0 1.2
Granulometría
-1.2
-1.0
-0.8
-0.6
-0.4
-0.2
0.0
0.2
0.4
0.6
0.8
1.0
1.2
CNNa

CONCLUSIONES
1. La recuperación de Au de los relaves en la Planta Veta Dorada se puede
cianurar teniendo en cuenta la mejora en la granulometría de 65 a 75%
malla -200, con una recuperación del 93%.
2. La fuerza de cianuro se debe incrementar de 0.3 a 0.4%, debido a la
presencia de cobre en el relave, haciendo que el consumo de cianuro se
incremente y por lo tanto el control del pH tiene que ser más estricto para
llegar a las mejores recuperaciones.
3. La combinación de las variables seleccionadas granulometría, CNNa y pH
tienen influencia en la investigación del proceso de cianuración para el
tratamiento de este tipo de relave, según el diseño experimental realizado.
4. Las variables de granulometría y CNNa, tienen una alta importancia según
el diseño experimental realizado debido a que se requería mayor liberación
de la partícula de Au y por lo tanto el consumo de reactivo también se
incrementaría.
5. El tiempo no se tomó como variable en la experimentación debido a que los
son los mismo con los que se trabaja en planta que es de 72 horas de
cianuración.

BIBLIOGRAFIA
1. Alexander Sutulov, Flotación de Minerales. Universidad de Concepción,
Chile, 1963.
2. Calcedo F. Edit. Mantaro, Lima Perú, (1992) “Diseño Experimental con
aplicaciones a Metalurgia Extractiva”.
3. Douglas C. Montgomery, Edit. Iberoamericana. (1989) “Diseño y análisis
de experimentos”.
4. Errol G. Kelly and Spottis Word: Introducción al Procesamiento de
Minerales, Editorial LIMUSA, México 2000
5. Kelly, Evol G. y Spottiswood, David J. “Introducción al Procesamiento de
Minerales”. Editorial Limusa, México ,1990.
6. “Manual del Ing. Químico” J. Perry Jr., Ed. Hispano Americano, México,
1980.
7. Mansaneda C. José: Procesamiento de Minerales, Editorial UNI - Lima –
1990
8. “Metalurgia del Oro” Fidel S. Misari Ch. Volumen I y II.
9. Mular y Bappu: Diseño de Plantas de Procesos de Minerales – 1985,
Editorial AIME, USA
10. Preparación Mecánica de Minerales, Ing. Homar Taco e Ing. Pedro
Mamani, 2010.
11. Procesamiento de Minerales. Cusco Perú 1983.
12. Quiroz Núñez; “Ingeniería Metalúrgica” Operaciones Unitarias
13. Taggart, Arthur “Preparación Mecánica de Minerales” Ed. Reverte,
México 1985.
14. “Tópicos Especiales de Molienda de Minerales” Por Moly-Cop Adesur
S.A., Lima, Setiembre 2007
15. Wills, B.A., “Mineral Proccessing Technology” 4ta Edición. Editorial
Pergamon Press, New York, 1995.

Estudio de investigacion para la recuperacion de oro de relaves planta veta dorada

Recomendados

Recomendados

Más contenido relacionado

La actualidad más candente

La actualidad más candente (20)

Similar a Estudio de investigacion para la recuperacion de oro de relaves planta veta dorada

Similar a Estudio de investigacion para la recuperacion de oro de relaves planta veta dorada (20)

Más de Susana Condori

Más de Susana Condori (13)

Último

Último (20)

Estudio de investigacion para la recuperacion de oro de relaves planta veta dorada