capitulo iv

5/11/2018 CAPITULO IV - slidepdf.com

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PROCESAMIENTO DE MINERALES CON ORO Y PLATA ING. NATANIEL LINARES G.

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CAPITULO IV

RECUPERACION DEL ORO DE SOLUCIONES DE CIANURO

4.0 . INTRODUCCION

Para recuperar el Oro y la Plata disueltos en las soluciones de cianuro, se han propuestodiferentes métodos, basados en los usos de sales, sustancias orgánicas, metales y corriente eléctricacomo agentes precipitantes.

El oro y la plata pueden ser recuperados por uno (o alguna combinación) de los cuatro procesossiguientes:

Cementación con zinc. Adsorción en carbón activado.

Intercambio iónico y extracción por solventes. Electrodeposición.

El sulfuro de sodio (Na2S) es utilizado ocasionalmente como precipitante de la plata, pero noprecipita al oro. El proceso generalizado con varias alternativas para la recuperación del oro y la platacontenidos en las soluciones cianuradas se presenta en la figura 4.1.

Mineral de Au/Ag o Calcina

Lixiviación con cianuro

Separación sólido/líquido Pulpa

Circuito de carbón actibado Circuito de intercambio iónico

Cementación con polvo de Zn Electrodeposición Residuos

Esponja de Oro/Plata

Lixiviación/Fusión

Barras de Oro

Residuos

Solución clara

Fig. 4.1. Diagrama de flujo generalizado para la recuperación de Oro y Plata.

En lo que respecta a caracterización de las soluciones de cianuro, probablemente la concentración deoro es la característica más significativa, la cual depende principalmente del contenido en laalimentación al proceso de lixiviación (mena, concentrado o calcina) y del método de lixiviaciónempleado (como agitación o percolación). En la mayoría de casos, las soluciones cargadas obtenidaspor lixiviación por agitación contienen alrededor de 2 a 10 ppm de Au. Las soluciones obtenidas porlixiviación en pila de menas de baja ley, generalmente contienen 1 ppm o menos. La plata en la

mayoría de plantas se encuentra en cantidades de 1 a 5 ppm y algunas veces hasta 100 ppm o más.

El zinc está siempre presente debido a que se recircula la solución pobre de cementación, la cual sepurga para controlar los cianicidas y limitar la concentración a 10 ppm de Zn.




2

El cianuro de sodio que se utiliza como agente lixiviante introduce de 20 a 200 ppm de sodio a lasolución. Del mismo modo, para mantener el pH en el rango de 10 a 12, introduce calcio a unaconcentración tan alta como de 300 a 600 ppm. En las soluciones de lixiviación queda siempre unacantidad variable de ppm de oxígeno. El cianuro libre generalmente está en el rango de 20 a 200ppm; del mismo modo los iones OH- están en la concentración de varios cientos de ppm.

4.1. CEMENTACION DE ORO CON ZINC O MERRILL-CROWE.

Este proceso de cementación con zinc para precipitar el oro y la plata desde las solucionescianuradas, fue introducido en 1890 y por su simplicidad y eficiencia es aún utilizado en todo elmundo. En la figura 4.2 se muestra un diagrama de flujo de la aplicación de este método.

Mineral de mina

Trituración en tresetapas

Molienda en dosetapas

Espesamiento

Pre-aireación

Cianuración entanques

Espesamiento

Cianuración entanques

Filtración

Deposición de relaves

S o l u c i ó n

r e c u p e r a d a

Clarificación ydesaireación

Precipitación con ZnMerrill-Crowe

Lixiviación ácida

Calcinación

Fusión

Refinación del bullión

P r e c i p i t a d o

Fig. 4.2. Circuito Merrill-Crowe para un mineral que requiere molienda

Inicialmente este método se caracterizó por:

Utilizar trozos de zinc (virutas, placas, etc.). Contacto en bateas o cajones. Alto consumo de zinc, 10Kg de Zn/1Kg de Au.

Dificultad para cosechar y remover el oro cementado al zinc. Rendimientos medianos. Pasivación del zinc (Zn(OH)2, sales etc.)




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Durante las tres primeras décadas del siglo XX, se realizaron tres grandes mejoras para aumentar laeficiencia del proceso. Estas son:

1. La introducción de sales solubles de plomo (acetato o nitrato) en cantidades controladas, paraproducir un par galvánico Pb-Zn sobre las partículas de zinc para promover la actividadelectroquímica de las reacciones de cementación del oro.

2. El uso de polvo de zinc en lugar de las virutas de zinc, (C.W.Merrill, 1916) lo que proporcionauna área superficial mucho más grande y por lo tanto una cinética de precipitación muy rápida.

3. El desaireamiento de las soluciones a menos de 1 ppm de oxígeno, lo cual reducesignificativamente el consumo de zinc.

El proceso mejorado se debe a T.B.Crowe (1916), quien aplicó vacío a las soluciones paradesairearlas antes de la cementación, el cual desde entonces se le conoce como el Proceso Merrill-Crowe que consiste de las siguientes etapas:

1. Clarificación de la solución cianurada cargada.2. Desoxigenación o desaireación.3. Adición de zinc en polvo y sales de plomo.4. Recuperación del cemento zinc-oro.

Entonces, los requisitos fundamentales para una cementación eficiente del oro a partir de solucionescianuradas con zinc en polvo son los siguientes:

1. La solución cargada debe:

Estar clarificada con menos de 1 ppm de sólidos en suspensión. Estar desoxigenada hasta 1 ppm de oxígeno o menos. Tener una concentración de cianuro libre mayor a 0.035 M (1,7 g NaCN/l). Tener un pH en el rango de 9 a 11 (con la adecuada adición de cal o Na(OH)). Contener una adecuada cantidad de nitrato de plomo, alrededor de 0,5 a 1 parte de plomo

por 1 parte de oro, y no una alta concentración de oro.

2. Adecuada adición de zinc en polvo de alta pureza, traducida entre 5 a 12 partes de zinc por partede oro.

Fig. 4.3. Planta Merrill-Crowe a nivel Industrial y a nivel de laboratorio.




4

Torre devacío

Polvo deZn

Compresor de aire

Solución barren

Filtro prensa

Cemento de oro

Bomba

Cono alimentadorde Zn

T a n q u e d e N i t r a t o

d e P l o m o

BombaBomba

devacío

Separador

aire

agua

Filtroclarificador

Tanque de solución rica

Solución deaireada odesoxigenada

Solución turbiade Pila

Pozo de solución rica Pozo de solución lixiviante

R e t o r t a

H o

r n o d e

f

u s i ó n

Doré

Condensador

Recuperaciónde Hg

Escoria

pH = 11Lechada de CalCianuro (CN)

Pila de Lixiviación

Fig. 4.4. Esquema del proceso de cementación de Oro Merrill-Crowe. CLARIFICACIÓN.

El objetivo es eliminar la presencia de sólidos en las soluciones provenientes de la lixiviación (< de 50ppm) y entregar una solución clara (< 1 ppm de sólido) para lograr una mayor eficiencia en lacementación y obtener mejor ley en los precipitados. En este sistema es necesario la ayuda filtrantecomo revestimiento que generalmente consiste de un polvo fino altamente poroso que no puede sercompactado con las presiones normales de trabajo, que normalmente varían entre 30 y 50 psi. Estaclarificación se puede llevar a cabo en varios tipos de equipos de clarificar, entre ellos tenemos lossiguientes:

Filtro clarificante al vacío tipo hoja vertical.

Filtro clarificante al vacío tipo hoja horizontal Filtros a presión. Filtro tubular con tubos plásticos porosos recubiertos con diatomeas Filtros con lecho de arena. Filtros especiales.

El criterio de diseño de estos filtros varía según la turbidez de las soluciones, donde, por regla básicadebiera conseguirse:

2,2 x 103 m2 /m3 /s (1.5 pie2 /GPM), o; 0,50 – 1,00 GPM/pie2.

Normalmente se utiliza 2 ó 3 filtros, de modo de no detener la producción durante el lavado yrevestido de los filtros. Los sólidos removidos de los filtros no presentan valor alguno, por lo que

pueden ser desechados. Esto puede ser producto de excesiva presencia del gel o por demasiadaadición de floculante.




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DESAIREACIÓN O DESOXIGENACIÓN.

Las soluciones clarificadas son desaireadas, para obtener una precipitación eficiente. El métodoCrowe emplea el vacío, por ser el más eficiente para remover el oxígeno disuelto en la solucióncargada. La torre de vacío debe ser llenada con solución atomizada para incrementar la superficie dellíquido, de modo que, con un vacío práctico de 21 pulgadas de mercurio, según la altura en m.s.n.m,

se reduce el oxígeno desde 6,5 a 0,5 ppm. A mayor altura de la planta con respecto al nivel del mar,se puede requerir menos vacío. Esta solución desaireada debe contener por lo menos 0,1 g/l decianuro libre.

a) El diseño para el área de esta torre es de :

2,4 x 10-2m3 /s/m2 (35 GPM/pie2

El de diseño de:

1,4 x 10-2m3 /s/m2 (20 GPM/pie2)

produciría un mejor producto desaireado a vacíos equivalentes. El costo adicional por área es

pequeño, por consiguiente, el volumen de la torre empacada no debe constituir un parámetro aconsiderar para la minimización de costos.

b) La capacidad de la bomba (pies3 /min) debe se igual al flujo de solución a través de la torre x 2 a2,5 pies3 /min, o para un flujo de solución de 70 GPM (9,4 pies3 /min) la capacidad de la bomba devacío será de 19 – 24 pies3 /min. Para diseños más grandes este factor puede ser reducido a 1,5veces el flujo de la solución.

ADICIÓN DEL ZINC Y PRECIPITACIÓN.

El zinc en polvo es agregado en cantidades de 0,6 a 1,5 partes de zinc por parte de oro o plata(1/1 para la plata es una razón muy recomendable). El zinc es alimentado al cono de mezcla en formacontrolada mediante alimentadores tipo tornillo, faja o disco. Normalmente las dimensiones del cono

son de 2 a 3 pies de diámetro y de 3 a 4 pies de profundidad o altura. Las sales de plomo tambiénpueden ser agregadas en este punto. Las cantidades adicionadas son de 35 a 15 g de polvo de zinc y10 a 15 g de nitrato de plomo por tonelada métrica de solución o expresando de otra manera, en unaproporción que varía de una 10% a un 30% del peso de zinc utilizado. La mezcla es impulsada poruna bomba con sello de agua al sistema de filtración. El precipitado se puede filtrar en cualquiera delos siguientes equipos:

Filtros bolsas. Filtros de placa a presión o filtros prensa. Filtros estrella.

En este proceso es importante que la clarificación, desoxigenación y precipitación del oro tienen queser continuas sin (o mínimas) interrupciones, es decir, sin almacenamiento, debido a que los hidratoscoloidales de alúmina, magnesio y/o hierro pueden precipitar.

FILTRACIÓN DEL PRECIPITADO.

Es un separador de líquidos y sólidos a través de filtración por presión. Utiliza un método simple yconfiable para lograr una alta compactación. Es capaz de comprimir y deshidratar sólidos hastaobtener del 25% al 60% por peso de los lodos compactados. Tiene una capacidad que va desde 0.5 a300 pies cúbicos. Se fabrica en acero al carbón con recubrimiento de pintura epóxica de altaresistencia química o acero inoxidable.

Las placas filtrantes desmontables están hechas de polipropileno, y las mallas pueden ser de tiposellada, no sellada o membranas de alta resistencia. Cuenta con un sistema hidráulico-neumático que

puede ser automático, semiautomático. Ver figura 4.5.




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Fig.4.5. Filtro prensa

COMO CALCULAR LA CAPACIDAD PARA SU FILTRO PRENSA ACS

El Filtro Prensa ACS compactará lodo hasta volverlo una pasta seca, teniendo una densidad que nosolo depende de la presión de compactación, sino también de las características específicas de cadalodo. Utilice la siguiente ecuación para calcular el tamaño de su filtro prensa. 1.-Primero determine la cantidad de lodo en galones (base líquida) que se procesará en cadaciclo (se recomienda 8 hrs. como mínimo por ciclo). 2.-Luego determine el contenido de sólidos en peso por galón (base líquida) expresado enlibras (ppm o mg/l deben dividirse sobre 1 000 000. Porcentajes deben dividirse sobre 100).3.-Ahora determine el peso por pié cúbico (ft3) base seca en libras según tabla siguiente:

Tipo de Lodo Porcentaje de Sólidospor Peso (Base seca) Peso Promedio de Lodo por

ft3 (Base seca)

BIOLOGICO 15-25 % 15 lbs. HIDROXIDOSMETALICOS 25-40 % 25 lbs.

LODO DE CAL 30-60 % 35 lbs. Esta tabla exhibe el peso promedio de los tres tipos de lodo más comunes dentro de los cualestambién está el cemento de oro.

CICLO: Tiempo de llenado y compactación de lodo dentro de un Filtro Prensa. Este ciclo depende delas características de deshidratación de cada lodo, así como del contenido de sólidos. Un altocontenido de sólidos reduce este ciclo.

1,000Total de galones

por cicloX 0.01

Sólidos (1 %) por peso X 8.34

Peso del agua (galón) ÷ 25

Peso (lbs.) por ft3 = 3.3

Capacidad por ciclo (ft3)

Todas las medidas son aproximadas y en pulgadas. Capacidad/largo/área se basan en pastas de 1 1/4 de grueso.




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Los modelos C, D, E y F se han diseñado para ser montados sobreestructuras que permitan acceso a contenedores o bandas sinfín.

AA: Estándar: C=30 H=50 W=27; Descarga a Tambo: C=42 H=61 W=27; Portátil: C=12 H=36 W=27PLACA: 470 mm

A: Estándar: C=30 H=50 W=34; Descarga a Tambo: C=42 H=61 W=34 PLACA: 630 mm

B: Estándar: C=30 H=63 W=41; Descarga a Tambo: C=42 H=79 W=41 PLACA: 800 mm

C: H=57 W=52 PLACA: 1000 mm

D: H=67 W=62 PLACA: 1200 mm

E: H=68 W=66 PLACA: 1300 mm

F: H=76 W=74 PLACA: 1500 mm

COMO FUNCIONA La operación del Filtro prensa es simple:El lodo líquido es bombeado a las CAMARAS (A) rodeadas por LONAS filtrantes (B). Al bombear lapresión se incrementa y fuerza al lodo a atravesar las lonas, provocando que los sólidos se acumuleny formen una PASTA seca (C). El PISTON (D) hidráulico empuja la PLACA de acero (E) contra las PLACAS de polietileno (F)

haciendo la prensa. El CABEZAL (G) y el SOPORTE terminal (H) son sostenidos por rieles de lasBARRAS de soporte (I), diseñados especialmente

El filtrado pasa a través de las lonas y es dirigido hacia los canales de las placas y PUERTOS dedrenado (J) del cabezal para descarga. Este filtrado típicamente contendrá menos de 15 ppm (mg/l)en sólidos suspendidos. La torta es fácilmente removida haciendo retroceder el pistón neumático, relajando la presión yseparando cada una de las placas, para permitir que la pasta compactada caiga desde la cámara.

Partes principales de un filtro prensa.

INGRESO DELA PULPA

SALIDA DELFILTRADO

SALIDA DELFILTRADO




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4.1.1. FUNDAMENTOS DE LA CEMENTACIÓN CON ZINC.

Cualquier metal de mayor afinidad por cianuro que el oro o la plata, desplaza a estos metalesquedando el precipitante solubilizado como cianuro metálico complejo, precipitando el o los metalespreciosos. Así por ejemplo las determinaciones publicadas del orden electroquímico en soluciones decianuro, indican la secuencia, de positivo a negativo: Mg, Al, Zn, Cu, Au, Ag, Hg, Pb, Fe, Pt, cualquier

metal de esta secuencia tenderá a disolverse en solución de cianuro más rápido que el metal de suderecha, desplazándolos a esos metales y precipitándolos. Por ejemplo, el cobre precipitará al Au,Ag, Hg, etc.

El magnesio o el aluminio precipitarán al oro y a la plata más rápido que el zinc, sin embargo, el zinces el que presenta mayores ventajas económicas y técnicas, constituyéndose de esta manera elmétodo más ampliamente utilizado en todo el mundo para la cementación del oro y la plata. Enconsecuencia, es fundamental que la solución tenga un potencial de oxidación bajo, para estabilizarel Au y Ag metálicos.

En consecuencia debemos tener presente, que al interpretar una escala de potenciales de electrodo,un Eº más grande (más positivo) es un metal más noble, o sea, es más difícil de pasar los iones a lasolución (corrosión difícil). Especie oxidante. Un Eº más pequeño (más negativo) metal menos noble,

más fácil de pasar los iones a la solución (corrosión fácil). Especie reductora.

El diagrama de Eh - pH de la figura 4.5 muestra los campos de estabilidad del precipitantesolubilizado y el metal precipitado.

Fig. 4.5. Diagrama de equilibrio Eh - pH para el sistema Zn-H2O-CN- a 25C incluyendo almismo equilibrio al Oro y Plata.




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Diagrama de equilibrio E(V) – pH para el sistema Zn-H2O- CN- a 25° C incluyendo parte del equilibrioentre el oro, cianuro agua. [CN -]Total = 10-3 M. [AuCN]-

2 = 10 -4 M. P(H2) = 1 atm. a) [Zn+2] = 10-5M y 10-8 M; b)[Zn+2]Total = 10-4 ; c) [Zn+2]Total = 10-3 M.

P o t e n c i a l d e R e d u c c i ó n , E

( V )




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Fig. 4.5 b. Oro y zinc en solución de cianuro

Las reacciones espontáneas que pueden realizarse para la precipitación del oro o la plata son:

2 22 4

2 Au CN Zn Au Zn CN ( ) ( ) (4.1)

2 22 4

2 Ag CN Zn Ag Zn CN ( ) ( ) (4.2)

2 3 2 42 2 2 Au CN Zn OH Au HZnO CN H O( ) (4.3)

Dado que la reducción del Au(CN)2- a Au, debido a la reacción con H2 es espontánea en un amplio

rango de condiciones - aún las encontradas en la práctica - es posible que se precipite el oro o laplata por:

Au CN H Au H CN ( ) 2 2 2 2

(4.4)

Pero la reacción es lenta, comparada con las anteriores del Zn.

Ocurren también reacciones laterales debido al ataque del Zn con otras sustancias del sistema,provocando mayor consumo de Zn:

Zn CN H O Zn CN OH H 4 2 22 4

2

2( ) (4.5)

Zn H O HZnO H H 2 2 2 2 (4.6)

4 3 4 33

2

4

2Cu CN Zn Cu Zn CN ( ) ( ) (4.7)

La cementación es un proceso electroquímico, con reacción heterogénea. El Zn se disuelve en lossitios anódicos y los electrones cedidos sirven para reducir los aniones complejos en los sitioscatódicos:

POTENCIALDEREDUCCIÓN,Eh [V]




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Zn Zn e

Zn CN Zn CN

2

4

2

2

4 ( )

Zn CN Zn CN e 4 24

2( ) Reacción anódica.

2 2 2 42 Au CN e Au CN ( )

Reacción catódica.

2 24 4

2 Au CN Zn Au Zn CN ( ) ( ) Reacción global.

La adición de sales de plomo ayuda a la espontaneidad de la cementación formando áreas catódicasen las partículas de zinc, pero su adición debe ser muy controlada, ya que en exceso reduce laeficiencia.

Fig. 4.6. Mecanismo de la cementación de Oro en Zinc

Sin embargo, a parte de las reacciones antes mencionadas, hay otros compuestos de Zinc quepueden estar presentes bajo ciertas condiciones, tales como hidróxido de zinc y iones zincato. Estasreacciones son:

Zn H O Zn OH H

Zn O H O Zn OH

2 2

1

2

2 2

2 2 2

( )

( )

2 22 Zn O ZnO Precipitado blanco, que detecta la presencia de oxígeno en la solución.

ZnO NaOH Na ZnO H O 2 2 2 2

Como podemos ver, el proceso se lleva a cabo generalmente bajo condiciones fuertementereductoras y a un pH alrededor de 10, de modo que los iones cianuro de zinc sean las especies másestables en la solución. En consecuencia, el proceso es altamente eficiente para la precipitación deloro, a partir de soluciones de concentración tan bajas como de alrededor de 0,01 ppm, conrecuperaciones de más del 99%. Ocurre un similar fenómeno y eficiencia de recuperación cuando se

trata de la plata.

De acuerdo a Barin la reacción química global para la cementación es:




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Zn Au CN H O CN Au Zn CN OH H ( ) ( )2 2 4

2

221

2

Finkelstein y Barin también sugieren que para concentraciones de ion cianuro libre por debajo de 3,5x 10-3 M, la cementación del oro tiene lugar con formación de Zn(OH)2 como producto intermedio.

222 )(2 H OH ZnO H Zn Zn OH NaCN Na Zn CN NaOH ( ) ( )2 2 44 2

Estas reacciones significan pérdida de cianuro e incremento de álcali.

Si no hay cianuro libre presente en la solución de lixiviación, la reacción sería:

Au CN Zn H O Zn CN Au H OH ( ) ( )2 2 2

Lo que significa que la precipitación se debe a un desplazamiento electroquímico del oro por el zinc,seguido por el desplazamiento del hidrógeno del agua por el metal alcalino del complejo de oro.

En ausencia de oxígeno, el zinc puede disolverse de acuerdo a las siguientes reacciones:

Zn NaCN H O Na Zn CN NaOH H

Zn NaAu CN Na Zn CN Au

Zn Pb CN NaCN Na Zn CN Pb

4 2 2 2

2 2

2

2 2 4

2 2 4

2 2 4

( )

( ) ( )

( ) ( )

Zn Na S O ZnS Na SO 2 2 3 2 3

La velocidad de reacción obedece al modelo cinético siguiente:

V dC

dt

KAC

C

C KAt

r

t

o

log

(4.8)

Donde:Co = Es la concentración inicial de Au o Ag en la solución cargada.Ct = Es la concentración de Au o Ag al tiempo t.A = Es la superficie del precipitante.K = Es la constante de velocidad para determinada temperatura

La cinética es de primer orden con respecto a la concentración del metal a precipitar y directamentedependiente de la superficie del precipitante. En la práctica, está controlada por la difusión y suenergía de activación es de alrededor de 12,552 J/mol, de tal manera que la temperatura afecta

levemente la velocidad.

Como es la difusión del complejo Au(CN)2- la que controla la velocidad, es la reacción en los sitios

catódicos quien gobierna el desarrollo de la cementación. La reacción anódica, tiene fuerte influenciasolamente cuando los sitios anódicos están bloqueados (productos insolubles, películas, etc.)deteniendo la velocidad del proceso.

En consecuencia, la superficie del precipitante es una de las variables más importantes en la cinéticadel proceso de cementación. La superficie específica (cm2 /g) del zinc en polvo, es mayor en 500 amás veces que la superficie específica del zinc en lámina. La introducción del zinc en polvo (-m400;2,3m2 /g) permite aumentar la velocidad de precipitación en cientos de veces, comparado con el zincen láminas. De tal modo, que al existir una alta superficie, decrece el efecto de los inhibidores queforman barreras sobre la superficie del precipitante. Las reacciones laterales también aumentan su

velocidad, luego resulta necesario desairear las soluciones y minimizar el tiempo de contacto, parabajar el consumo de zinc.




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La presencia de oxígeno en el sistema, afecta adversamente al proceso de cementación de variasformas:

La velocidad de reacción varía inversamente con la presión parcial del oxígeno. Hay tendencia de que el metal precipitado se disuelva debido a la presencia de O 2 y CN-.

Si el Au o Ag, está en contacto con el Zn, la presencia de O 2 sólo disuelve Zn en los sitios

anódicos, ya que es más oxidable.

La cementación con zinc también es sensible a la cal libre y al cianuro libre en la solución. Este últimoes esencial para la disolución anódica del zinc y para disolver hidratos de zinc formados sobre lasuperficie, los cuales inhiben la precipitación.

OTROS PRECIPITANTES DEL ORO.

El aluminio puede ser usado sólo con soluciones de NaOH, ya que este último es esencial para lareacción de precipitación. Esto es :

Al Al e

Al OH Al OH

3

3 3

3

3 ( )

Al OH Na OH AlO Na H O( )3 2 22

3 3 3 Au e Au

Al OH Na Au Au Na AlO H O 4 3 3 22 2 (4.9)

Los intentos de utilizar aluminio en polvo como una alternativa al zinc han fracasado, debido a que losfiltros se taponaban con aluminatos de calcio y dificultan la fusión del precipitado. En un ambiente desodio - en ausencia de iones Ca++ - la precipitación con aluminio trabaja bien; puesto que se forma unaluminato soluble en lugar de un hidróxido de aluminio insoluble, la reacción procede sin la molestiade la formación de películas en la superficie.

Algunos reactivos reductores y solubles como el H2S, SO2, NaSO3 y FeSO4 se han usado a escalaindustrial para precipitar oro de las soluciones cloruradas. El ácido sulfhídrico precipita oro comosulfuro áurico, pero los otros reactivos reducen éste a metal. El defecto de estos agentes reductoreses que no precipitan cuantitativamente al oro de las soluciones cianuradas.

4.2. ADSORCIÓN EN CARBÓN ACTIVADO. El carbón activado que es un material orgánico altamente poroso con una superficie interna muygrande por unidad de masa, fue introducido como un adsorbedor para la recuperación de oro y plataa partir de soluciones cianuradas, aproximadamente en 1880, pero su utilización tiene un grandespliegue en la industria minera aurífera a partir de 1950 cuando se descubre la reutilización delcarbón activado, previa desorción de los metales preciosos por Zadra.

La mayoría de los tipos de carbón adsorben oro en la misma magnitud, sin embargo, el carbón másefectivo es aquel que se produce mediante el quemado de la cáscara de coco o de pepa de duraznoentre 700 a 800C y en presencia de vapor. La combustión controlada quema los constituyentes másreactivos de la estructura del carbón, creando poros (10 - 20Å) e incrementando significativamente elárea superficial del producto activado. Por lo tanto, el área específica superficial es la propiedad másimportante del carbón activado para la adsorción y para diseñar un sistema de adsorción se requiereel conocimiento de la densidad aparente del carbón activado y la capacidad específica adsortivaselectiva y la resistencia mecánica. Las técnicas empleadas para la activación del Carbón puedenclasificarse en dos:

Activación con compuestos inorgánicos.

Activación mediante gases.

En el primer caso, se mezcla la materia prima (cáscara de coco) con reactivos inorgánicos quedeshidratan las moléculas orgánicas durante la carbonización empleando temperatura. Los




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hidróxidos, ácido sulfúrico, ácido fosfórico y sulfatos alcalinos son los reactivos. La mezcla se calientaa 500 - 900C, luego se enfría, filtra y lava para de este modo tener el carbón activado .

En el segundo caso, se carboniza la materia prima y luego se hacen pasar gases calientes activantes(vapor de agua, CO2, gas de combustión, aire, etc.) a una temperatura adecuada. Según latemperatura empleada en la retorta, los carbones se clasifican en:

Carbón tipo H (altos) los cuales se forman sobre los 700C y son sumergidos en ácido oen agua.

Carbón tipo L (bajos) los cuales se forman por debajo de los 700 C y sufren inmersión enagua.

ESPECIFICACIONES DEL CARBÓN ACTIVADO.

El carbón disponible comercialmente el cual se utiliza para la extracción del oro de las soluciones delixiviación, usualmente vienen en dos tamaños: -m6 - +m16 y -m12 - +m30. La siguiente es una listade especificación típica para el carbón activado.

Área superficial, m2 /g 1050 - 1150

Densidad aparente, g/cc 0,48Densidad aparente, g/cc 0,85Espacio de la columna empacada, % 40

4.2.1. MECANISMO DE LA ADSORCIÓN.

El mecanismo de la adsorción del oro de la soluciones cianuradas en carbón activado aún no ha sidoexplicado completamente.

Se postula que la adsorción del cianuro de oro en los poros de las partículas de carbón involucra losfenómenos simultáneos de difusión en los poros y adsorción en los sitios activos o áreas del carbónque tiene una afinidad por el oro y la plata.

Las principales teorías modernas manifiestan que las especies adsorbidas pueden ser:

Cambio iónico donde el 2)(CN Au se adsorbe como tal y mantenido por fuerzas

electrostáticas. Precipitación del AuCN insoluble, es decir el ion complejo cambia en el momento de la

adsorción. Reducción en los poros a Au, es decir se precipita el oro metálico durante la adsorción. Formación de grupos

Generalmente se ha encontrado que la relación CN/Au de la especie adsorbida está situada entre 2/1y 1/1 y los investigadores se han inclinado a suscribir la idea que la adsorción implica la formación degrupos. Este mecanismo propuesto junto con los sitios funcionales y transporte por difusión por los

poros proporciona mayor flexibilidad en la explicación para el comportamiento del sistema develocidades lentas de cargado, alguna especificación química y condiciones severas para la re-extracción.

La capacidad de cargado del oro en el carbón en equilibrio:

1. Aumenta con la superficie del carbón (S) y la actividad (A)2. Aumenta con la concentración iónica (I) de K, Na, Ca.3. Disminuye con el pH.4. Disminuye con la temperatura (T).5. Disminuye con la concentración de cianuro libre (CN)6. Disminuye con el contenido orgánico (O)7. Disminuye con los iones metálicos competentes (M).

Las investigaciones sobre el proceso de adsorción generalmente emplean el modelo de difusión porlos poros, cuyas isotermas se evalúan por las isotermas de Freundlich, la cual está definida por:




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q AC s s

n (4.10)

Donde:qs = Carga del carbón (superficie de la partícula) g Au/Kg de carbón.A, n = Parámetros del modelo.Cs = Concentración en la fase líquida (superficie de la partícula) g Au/m3.

Otra forma de evaluar el cargado de oro sobre el carbón activado es utilizando las siguientesecuaciones:

q C C W

M

C C r

r

j oj j

j

oj o

o

j

( )

(4.11)

Donde:C j = Oz Au/ton de solución.

q j = Oz Au/ton de carbón en la solución de concentración C j Co = Razón en peso de la solución a peso de mineral.W/M = Razón de peso de solución a peso de carbón.

Fig. 4.7. Representación esquemática de los poros del carbón activado. Vista de SEM

4.2.2. EFECTO DE LA CONCENTRACION DE IONES SOBRE LA ADSORCIÓN.

Las soluciones cianuradas provenientes de la lixiviación de menas de Oro y Plata, contienen diversosiones característicos, acompañando a los complejos de Au y Ag, tales como Na +, Ca++, CN -, H+, etc.Estos iones pueden tener una capacidad de adsorción sobre el carbón y de alguna forma afectar lacinética y capacidad de carga del carbón activado con los metales preciosos. Cho y Pitt estudiaron lainfluencia de dichos iones y concluyeron en lo siguiente:

a) El aumento de concentración de iones Na y Ca en la solución incrementa la cantidad de plata yoro adsorbida

b) Los iones CN- compiten con los complejos de Au y Ag por sitios activos disminuyendo suadsorción.

c) A mayor pH de la solución, disminuye la adsorción de Au y Ag y menor es la adsorción de H+.d) A mayor pH, el potencial zeta del carbón es más negativo.e) A igual concentración inicial de Au y Ag en la solución, el carbón adsorbe 3 veces más Au que

Ag. También la cinética del Au es mayor.f) A mayor temperatura menor capacidad de adsorción.

Así mismo estos mismos investigadores, estudiaron la cinética de adsorción del complejo cianurode oro en función de la temperatura, cianuro libre, cantidad de carbón. Concluyen en lo siguiente:




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a) El mecanismo que controla la velocidad de adsorción, es la difusión de los iones complejos de oroa través de los poros del carbón.

b) Debido al control por difusión, el aumento de temperatura afecta levemente la cinética (energía deactivación de 13,807 J/mol).

c) La agitación del sistema, tamaño de partícula de carbón, viscosidad de la solución, afectan lavelocidad de adsorción.

4.2.3. OPERACIONES UNITARIAS DEL PROCESO.

El proceso de adsorción en carbón para la recuperación del oro y la plata, consisten de tresoperaciones, las cuales se describen a continuación:

1. Cargado del carbón.2. Elución o descargado y reactivación del carbón.3. Recuperación del Au y Ag.

En la operación de cargado, el oro y la plata se adsorben desde el licor de lixiviación en las partículasde carbón. En la operación de elución el oro y la plata son desorbidos del carbón a soluciónconcentrada y el carbón descargado es regenerado y retornado a la etapa de cargado.

En la operación de recuperación, el oro y la plata se recuperan de la solución concentrada medianteelectrodeposición o precipitación con polvo de zinc, la solución pobre resultante es retornada a laetapa de elución y los metales preciosos se refinan al fuego a bullón doré. En la figura 4.8 semuestran estas tres operaciones.

MINERAL

LIXIVIACIÓN EN BATEAO PILA

SOLUCIÓN CLARA

CARBÓN EN COLUMNA(CIC)

LIXIVIACIÓN PORAGITACIÓN

RELAVE

CARBÓN EN PULPA(CIP)

CARBÓN CARGADO

EXTRACCIÓN A PRESIÓN

EXTRACCIÓN

ATMOSFÉRICA

CEMENTACIÓN CONPOLVO DE ZINC

SOLUCIÓNCONCENTRADA

LIXIVIACIÓN/FUSIÓN

BULLIÓN DORÉ

CHANCADOMOLIENDABENEFICIO

CALCINACIÓN

RELAVECARBÓN ENLIXIVIACIÓN(CIL Y CILO)

EXTRACCIÓN ORGÁNICA

ELECTRODEPOSICIÓN

LIXIVIACIÓN

CARGADO

DESORCIÓN

RECUPERACIÓN

Fig. 4.8. Diagrama de flujo para la recuperación del oro y la plata utilizando carbón activado.




17

Figura 4.8 a. Proceso de cargado del carbón activado

FACTORES QUE AFECTAN EL CARGADO O ADSORCIÓN DEL ORO.

La cantidad de oro y plata que puede cargar un determinado carbón activado, va a depender entreotros de los siguientes factores:

Concentración en Au y Ag en la solución de lixiviación. Concentración del cianuro libre presente en la solución cargada. Concentración de impurezas en la solución cargada. pH de la solución (Ver figura 4.9).

También influye la granulometría del carbón activado, en relación a la superficie específica quedisponen para adsorber rápidamente grandes cantidades de oro y plata (ver figura 4.10).Industrialmente se desea que el cargado alcance hasta unos 12 Kg. de oro por tonelada de carbón,pero si la concentración de la solución es muy baja (0,5 a 1,5 mg/l), difícilmente se llegará a más de 6Kg/t de carbón.

Fig. 4.9. Efecto del pH en la velocidad de Fig. 4.10. Efecto de la granulometría en la velocidad deadsorción del oro. Adsorción




18

4.2.4. MÉTODOS DE CARGADO O ADSORCIÓN DE ORO EN EL CARBÓN ACTIVADO.

Los métodos o técnicas de recuperar el oro desde las soluciones de lixiviación utilizando el carbónactivado son las siguientes:

1. Carbón en pulpa (carbon in pulp ; CIP).

2. Carbón en lixiviación (carbon in leach ; CIL).3. Carbón en columnas (carbon in column ; CIC).

El método de carbón en pulpa (CIP), fue originalmente desarrollado por el profesor T.G.Chapmande la Universidad de Arizona a fines de 1930, consiste en recuperar el oro y la plata disueltos en lapulpa por medio de la adsorción de estos metales preciosos en el carbón activado después derealizado el proceso de lixiviación. La suspensión de la pulpa durante esta etapa se realizageneralmente en tanques agitados neumáticamente, en número de 4 a 6 los cuales se les denomina―Air Lift‖. Este tipo de agitación evita la degradación mecánica del carbón activado y cuando se utilizalos tanques agitados por paleta son de velocidad suave. La adsorción del oro se realiza encontracorriente, el carbón activado se agrega al último agitador del circuito y avanza en direcciónopuesta a la pulpa, mientras que el oro y la plata se adsorben al carbón enriqueciéndolo, la pulpa seempobrece conforme se descarga de un agitador a otro, hasta ser descartado como relave final. Al

aplicar este método, se logra reducir considerablemente los costos de equipamiento e instalación yoperación, debido a que elimina totalmente los espesadores del método convencional de decantacióny lavado continuo (CCD). Este método se aprecia en la figura 4.11.

NaCN

Cal

Agua

Mineral

Aguareciclada Carbón

nuevo ofresco

Carbón fino

Carbón reactivado

Circuito de molienda - clasificación

Molinode bolas

Molinode bolas

Hidrociclón

Hidrociclón

NaCN

Criba DSM

C i r c u i t o d

e c i a n u r a

c i ó n p o r

a g i t a c i ó n

CIRCUI TO CIP DE ADSO

RCIÓN

Carbón

Horno de regeneración

C o l u m n a d e e l u c i ó n

Carbón cargadoa elución

Electrodeposición

Horno defusión

Oro DoréPoza de relaves

Fig. 4.11. Diagrama de flujo de una Planta de cianuración y extracción del Oro por el método CIP.




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Los principales parámetros que se requieren considerar y manejar en este método CIP son lossiguientes:

Concentración de carbón en la pulpa 15 a 40 g/l Cargado del carbón 3 000 a 4000 g Au/t pH 10 a 11

Densidad de pulpa o porcentaje de sólidos por peso 40 a 45 % de sólidos. Cianuro libre 0,05% en el circuito.

Resulta importante resaltar los límites de densidad de pulpa para la intermezcla de carbón con lasuspensión de mena, porque si el porcentaje de sólidos es menos del 40%, el carbón tiende asedimentar y si es mayor del 45%, el carbón flota. El análisis de oro durante el curso del proceso esde vital importancia para mantener una operación y control estable de la planta CIP. MINTEK y otroshan desarrollado analizadores de oro incorporados al circuito los cuales usan espectrometría deabsorción atómica (AAS) y fluorescencia de rayos X, permitiendo determinaciones de oro en soluciónde 0,001g/t o menos.

Generalmente en la plantas de procesamiento de oro se obtiene un perfil (curva) de oro ensolución en intervalos de tiempo predeterminados para optimizar la extracción del oro. Cada tanque

está equipado de un cierto número de salidas de aire a presión o paletas y cedazos internos. Tanto elaire a presión como las paletas constituyen los elementos agitadores de la pulpa y los cedazosretienen el carbón granular devolviéndolo al tanque y la pulpa de mena fina avanza al próximotanque. Uno de estos equipos es el que se muestra en la figura 4.12 denominado zaranda Flo-Lineque ha reemplazado al convencional EPAC.

Fig.4.12. Zaranda Flo-Line Fig. 4.13. Etapa de mezclamiento carbón-pulpa.

El carbón se mueve en contracorriente al flujo de la pulpa de mena, de tanque en tanque,mediante bombas verticales con impulsor aplanado. Se ha notado también que la habilidad de lazaranda Flo-Line para separar el carbón de la pulpa juntamente con el uso de los air lifts puedemejorar la respuesta metalúrgica de la mena por dos caminos:

1. Vía mejoramiento de la adsorción del oro a causa de la reducción del cortocircuito delcarbón y la pulpa en el tanque.

2. Por cortas etapas de avance del carbón de la descarga de la zaranda.Los factores importantes en el diseño del Circuito CIP son:

Contenido de oro en la solución alimentada. Contenido de oro en los relaves. Densidad de la pulpa. Efectos del pH. Presencia de otros iones. Presencia de arcillas.

Consumo de carbón (Desgaste por abrasión o atricción). Efectos de otros reactivos en la recuperación. Concentración de carbón en la pulpa, g/l. Tiempo de retención de la pulpa.




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El método de carbón en lixiviación (CIL) se diferencia del anterior en que el carbón activado seañade en la etapa de lixiviación, es decir, el proceso de disolución del oro y la adsorción del oro en elcarbón ocurren simultáneamente. Un esquema de este proceso se muestra en la figura 4.14.

Columna de desorción

Celda deelectrodeposición

Horno de fusión Oro Doré

Horno de reactivacióndel carbón

Criba

Silo de carbón

desorbido

Estéril aldepósitode relaves

Criba

Criba

CribaCriba

C i r c u i t o d e C a r b ó n e n Li x i v i a c i ó n C I L

Espesador

Bomba

Molino debolas

Hidrociclón

Tanque acondicionadorcon los reactivos decianuración

Alimentofresco

C

a r b ó n c a r g a d o

Carbón frescoo reactivado

Fig. 4.14. Representación esquemática del proceso de Carbón en Lixiviación (CIL)

Fig. 4.15. Representación fotográfica del proceso de Carbón en Lixiviación (CIL)




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En este caso, como la adsorción del oro en el carbón es mucho más rápida que la lixiviación del oro,la cantidad y tamaño de los tanques CIL está determinado por las propiedades de lixiviación del orode la mena. Por esta característica resulta que es preferible lixiviar antes de añadir el carbón; esto es,si se están utilizando 6 tanques de lixiviación, se empezará a añadir carbón en los 4 últimos. Cuandoen la mena aurífera hay presencia de carbón orgánico u otro material carbonoso, este método CILresulta ser el seleccionado porque evita las pérdidas de oro en las colas debido a que se adsorbe en

este material. Las condiciones de operación son las siguientes:

1. Granulometría de la mena -660 m.2. Concentración de carbón en la pulpa 6 a 10 g/l3. Concentración de cianuro libre 0,25 g/l4. Porcentaje de sólidos en la pulpa 40 a 45%

La pulpa de mena fina se transfiere de un tanque a otro en contracorriente al carbón activadocomo en el proceso CIP mediante bombas o elevadores neumáticos. Cada tanque tiene acoplado unzaranda vibratoria.

Una variante del Método CIL es el Método de Lixiviación con Oxígeno (CILO), el cual fuedesarrollado por Hazen Research Inc. y Kamir Inc.(1 984), quienes creen que tiene el potencial a

mejorar grandemente el costo eficiente del proceso de cianuración sobre una base mundial. Deacuerdo a los autores C.L.Elmore de Kamyr y Hazen’s, R.J.Brison y C.W. Kennedy está pendiente lapatente de CILO, proceso que actualmente está siendo probado a nivel de planta piloto y escalaindustrial en las plantas de oro de Sud Africa y otros países.

Las pruebas de laboratorio de CILO para nueve muestras de menas de oro y relaves de NorteAmérica y Sud Africa indican que en cada caso la velocidad de lixiviación está aumentada por unfactor de aproximadamente 4.8 por encima del procesamiento CIL tradicional. `Para comprobar laaplicabilidad general del CILO contra el sistema de carbón en lixiviación convencional, se llevaron acabo pruebas comparativas sobre un rango amplio de menas de oro y oro-plata de Estados Unidos,Canadá y Sud Africa. Las condiciones estándar de estas pruebas fueron las siguientes:

Porcentaje de sólidos 45%. Concentración inicial de NaCN 0,3 g/l pH inicial 11

Encontrándose por ejemplo para una prueba un tiempo de lixiviación de 24 h para el CIL y 5 h para elCILO; una extracción del Au del 90,2% para CIL y de 89,5% para CILO y un consumo de cianuro de65g/t para el CIL y 15g/t para el CILO, lo que significa que cuando se burbujea oxígeno en la pulpa decianuración, la disolución y recuperación del oro es mucho más rápida y el consumo de cianuro esmucho más bajo.

El método Carbón en Columna (CIC) es recomendable utilizarlo cuando el oro contenido en lassoluciones claras proviene de los procesos de Lixiviación en Pila o del sistema CCD. Este sistema semuestra en la figura 4.16. La columna se carga con el carbón activado (-m16 +m30) hasta cubrir un40% de su volumen y luego se hace pasar la solución de abajo hacia arriba fluidizando el lecho decarbón con lo cual se logra un excelente contacto sólido-líquido. El caudal adecuado de bombeo esde 15 a 25 GPM/pie2. El nivel de cargado del carbón, frecuentemente de 200 Oz/t, se logra cuando elcarbón se hace avanzar en contracorriente a la solución a través de las etapas del circuito. Puedenutilizarse una serie de columnas o tanques. La solución cargada se alimenta a la primera columnaque contiene el carbón más cargado de oro, pasa a la siguiente, hasta salir de la última columna quegeneralmente contiene el carbón fresco o el menos cargado. El método de Carbón en Columna es demuy fácil operación y de baja necesidad de personal. Las partes móviles son mínimas y el proceso escontinuo por lo cual se tiene costos de operación y mantenimiento muy bajos. Para que las columnasde carbón operen en forma correcta es pues necesario hacer un buen diseño de ellas; enconsecuencia, los principales factores a considerar son:

1. Contenido de oro en la solución cargada a alimentarse.2. El volumen de carbón en el sistema de adsorción.3. La cantidad de carbón y la frecuencia con que se debe avanzar el carbón al sistema de

desorción.4. Performance de captación del oro por el carbón.




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5. Cinética de adsorción del carbón.6. La cantidad de oro que se espera retornar con el carbón después de la desorción.7. Número de etapas de adsorción (Número de columnas).8. Presencia de elementos interferentes en la solución que hagan perder la actividad del carbón.

Las recuperaciones del oro de las soluciones cargadas por el uso del carbón activado, suelen

alcanzar hasta un 99.6%, con una concentración promedio de 0,0077 ppm de oro en la soluciónpobre o barren, partiendo de una solución alimentada de una concentración de 1,89 ppm de Au.Cuando existe un cargado excesivo de Carbonato de Calcio (CaCO3), éste puede ser evitadoajustando el pH de la solución cargada de alimentación a un valor de 7,5 aproximadamente.

Solución rica

Criba

SoluciónpobreColumnas de Adsorción

Depósito detransferencia deCarbón cargado

Soln. rica Soln. fresca

Electrodeposición

Oro doré

Intercambiadorde calor

C o l u m n a d e d e s o r c i ó n

Carbóndesorbido

Horno de reactivacióndel cargón

Tanquede

lavadoácido

Soln.cáustica

para lavado

Ácidodiluido Soln.

cáuticadiluida

Fig. 4.16. Sistema de adsorción del oro por el método de Carbón en Columna (CIC)

VENTAJAS Y DESVENTAJAS DE LOS SITEMAS MERRILL CROWE Y CARBON ACTIVADO.

Las ventajas y desventajas de estos métodos se dan en la siguiente tabla.

SITEMA MERRILL - CROWEVENTAJAS DESVENTAJAS

Bajos costos de labor para operación y mantenimiento La solución cargada necesita de tratamiento previo a laprecipitación.

Bajo costo de capital, y El proceso es sensible a la interferencia de iones.

Puede manejarse grandes ratios de Ag y Au en la solucióncargada.

La concentración baja del metal precioso incrementa lacantidad de zinc requerido para precipitar una onza demetal.

SISTEMA DE ADSORCION EN CARBON ACTIVADO

La solución cargada no requiere de pre-tratamiento La alta ley de plata en la solución cargada da un alto

movimiento al carbón.

El proceso maneja minerales limosos y carbonáceos El carbón es susceptible de contaminarse con las sales decalcio y magnesio.

Recuperaciones muy eficientes sin considerar laconcentración entrante del metal precioso El trabajo de desorción y regeneración es intenso.

Los procesos de adsorción tiene un costo de capital másalto que las operaciones de cementación con zinc.




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4.2.5. MÉTODOS DE DESORCIÓN DE ORO DEL CARBÓN ACTIVADO.

El carbón cargado es despojado de los metales preciosos en un circuito denominado ―Circuito deDesorción del Carbón. Este circuito generalmente consta de 4 componentes:

1. Columna de Desorción del carbón.

2. Equipo de concentración del metal.3. Equipo de manejo del carbón.4. Equipo de intercambio de calor y calentamiento.

Los parámetros claves de operación son:

Las características del carbón. La temperatura de la columna de desorción. La tasa o velocidad de circulación. Eficiencia del equipo de concentración del metal.

EQUIPO DE CALENTAMIENTO.

El equipo de calentamiento es un calentador de caldera o eléctrico, el cual calienta a la solución ala temperatura de operación. La solución caliente calienta a los componentes del circuito y mantienela temperatura de la columna de desorción. Una vez que el circuito está caliente, la serie deintercambiadores de calor transfieren calor a la solución fría saliente de la columna y calienta a lasolución entrante a la columna. Las pérdidas de calor son altas con ciclos frecuentes. El agua calienteo el vapor contenidos en la caldera son generalmente utilizados para proporcionar la energíanecesaria para el calentamiento de la solución. El rendimiento máximo del calentador, en el cual estáel total del requerimiento de calor para el funcionamiento y el sistema de pérdidas de calor, puede sercalculado de las condiciones de funcionamiento. El equipo, el carbón y la solución deben sercalentados a la temperatura de operación desde la temperatura ambiente. A partir de la masa de loscomponentes, la capacidad calorífica de los componentes, el aumento de temperatura requerido y eltiempo adecuado para alcanzar la temperatura de operación, se determina los requerimientos deenergía y luego dividido entre el tiempo permitido. Las pérdidas de calor desde el sistema deben sertambién incluidos en el rendimiento Las pérdidas incluyen convección y radiación desde la columnade desorción, la tubería, los intercambiadores de calor, la tubería del calentador y el equipo deconcentración del metal. Estas pérdidas de calor pueden ser calculadas basándose en la temperaturade operación del equipo y el coeficiente de transferencia de calor global desde el interior del equipo yel medio ambiente circundante.

COLUMNAS DE DESORCIÓN.

La columna de desorción es un equipo que proporciona el contacto entre la solución extractante yel carbón activado cargado a las condiciones necesarias para la desorción del complejo aurocianuro.La columna de desorción es aislada para reducir las pérdidas de calor. El carbón cargado esalimentado a la columna de desorción, generalmente por bombeo. El sistema es sellado en eldescargado del carbón. El carbón es entonces descargado de la columna y otra vez transferido alcircuito de adsorción. Para un contacto eficiente con el carbón, el reactor es típicamente una columnacon una razón de altura a diámetro de 3 a 6.

CINÉTICA DEL PROCESO DE DESORCIÓN DE ORO DEL CARBÓN.

A semejanza de la adsorción, la desorción de oro del carbón activado también obedece a un modelosimilar el cual puede ser representado como sigue:

Carbón Interfase Solución

k c K k 2

C Ci Si S

Donde el carbón es considerado como una fase homogénea a través de la cual el aurocianuro estransportado por difusión desde los poros con un coeficiente de transporte de masa a una interfasedonde el equilibrio con el aurocianuro en solución se asume que es rápido. La difusión del oro desdela interfase hacia la solución ocurre con un coeficiente de transporte de masa k s. Una segunda




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asunción es que el equilibrio entre el oro en el carbón y en la solución pueden ser descritos medianteuna simple isoterma lineal donde k = C i /Si. La justificación experimental para esto bajo condiciones dedesorción típica está dada por los resultados en la figura 4.17

Oro en la solución, g/t

O r o r e s i d u a l e n c a r b ó n , g / t

Fig. 4.17. Isoterma de equilibrio para la distribución de aurocianuro entre el carbón activado y la soluciónconteniendo NaOH 0,2 M y NaCN 0,2 M a 95C.

Mediante el uso de este método, se puede demostrar que la siguiente ecuación describe la velocidado cinética de desorción:

-dC/dt = k (C - K S) (4.13)

Donde

k = ks kc A/(kcK + ks)A = Es el área superficial por unidad de volumen de carbón.

Generalmente la técnica de desorción está basada en la transferencia de masa del complejoaurocianuro, lo cual ocurre por un gradiente de concentración favorable y a elevadas temperaturas.En consecuencia, la selección de un proceso de desorción está determinada principalmente por eltamaño de la operación y las condiciones económicas locales.

Comúnmente se usan los siguientes métodos de desorción:

1. El proceso atmosférico de Zadra.2. El proceso de desorción orgánica (con alcohol).3. El proceso de desorción a alta presión.4. El proceso de desorción Anglo-Americano.5. El proceso Micrón para desorción del oro.

Generalmente se requiere antes y después de la desorción del carbón, un tratamiento químico con elobjeto de quitar las lamas y depósitos de los poros del carbón, tales como carbonatos y sulfatos decalcio, los cuales depositan durante el cargado. Algunas plantas de Sud Africa, hacen una lixiviacióncon solución ácida diluida (3% HCl) en caliente (90C) antes de la desorción. Este proceso mejora lacinética de desorción del carbón y ayuda a la remoción de metales de base, tales como Cu, Zn y Nidel carbón. En este caso se debe tomar precauciones para lavar muy bien el carbón con agua antesde la lixiviación ácida y colectar cualquier gas HCN formado durante el lavado ácido. En algunasplatas de Norte América, el lavado ácido del carbón se realiza después de la desorción y antes de lareactivación.




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1. PROCESO ATMOSFÉRICO ZADRA.

El proceso atmosférico Zadra fue desarrollado por Zadra a comienzos de 1950, proceso que fue elmayor avance tecnológico para la utilización del carbón activado en el procesamiento de las menasauríferas. En la figura 4.18 se muestra el diagrama de flujo simplificado para el sistema Zadra.

CarbónCargado

Bomba

Intercambiadorde calorcruzado

Carbón desorbido


Silo dealmacenajedel carbón

Calentadorde la

solución

Tanque desolucióndesorbente0,1 % NaCN1,0 % NaOH

Celdas deelectrodeposición

Preparación deagua desorbente

Fig. 4.18. Diagrama de flujo del proceso de desorción Zadra.

Las etapas operativas involucradas en este proceso pueden resumirse como sigue:

1. Preparación de la solución . La solución extractante es preparada en un tanque la cual contiene0,1% NaCN y 1% NaOH.

2. Circulación . La solución es bombeada al interior de la columna a 140 C (85 a 95C). El efluenteo solución concentrada de la columna pasa a través de una celda de electrodeposición y luegoretornada al tanque de solución extractante. Este proceso circulatorio continúa hasta que el ororemanente en el carbón se reduzca al nivel deseado.

3. Duración . El proceso incluye la desorción de un 99% del oro original cargado y electrodeposiciónpero no incluye el lavado ácido. Normalmente requiere un tiempo de 16 horas (20 a 60 h).

4. Remojo con cianuro cáustico . Se deja remojar el carbón en la columna con una solución de 3%NaCN y 3% NaOH a 110C por un tiempo de 30 minutos. El oro adsorbido es convertido a unaespecie fácilmente soluble durante esta etapa.

5. Desorción . La desorción es lograda mediante el bombeo de 7 volúmenes de lecho (BV) de agua através de la columna a 110C. Durante esta etapa la solución concentrada pasa a un tanque dealmacenamiento.

6. Enfriamiento . El último volumen de lecho de agua ingresa a la columna a temperatura ambientereduciendo así la temperatura interna a bajo del punto de ebullición y prepara el carbón para sertransferido.

7. Electrodeposición . La solución concentrada de la desorción completa es colectada y almacenadaen un tanque de donde es bombeada a la planta de electrodeposición. Después de laelectrodeposición la solución pobre es descargada y recirculada nuevamente a la sección dedesorción con el fin de aprovechar el cianuro residual y el oro.

8. Duración . El proceso completo incluyendo el lavado ácido, desorción del 99% del oro y laelectrodeposición es normalmente llevado a cabo en periodos de 8 horas.

VENTAJAS

1. Requiere menos cantidad de agua.




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2. No requiere controlador de secuencia o instrumentación.3. Puede tolerar la más baja calidad del agua.4. Bajo costo de capital.

2. PROCESO DE DESORCIÓN CON ALCOHOL.

Este proceso fue desarrollado por H.J. Heinen y otros en 1976. Es una versión mejorada delproceso Zadra. Las condiciones de operación son las siguientes:

Solución 0,1 % NaCN.1% NaOH20% p/v de etanol o metanol.

Temperatura 70 a 80CPresión AtmosféricaCiclo de desorción 5 a 6 horas.Reactor o columna de aceroCircuito En circuito cerrado con electrodeposición.

La concentración de la solución obtenida puede alcanzar hasta los 1 500 ppm y la solución

descargada puede contener solamente unos 4 ppm.

VENTAJAS

Tiempo corto de desorción y alto grado de la solución desorbida. Baja temperatura, por consiguiente requerimiento bajo de calor. Bajo costo de capital. Tanques de acero templado. El carbón no requiere activación frecuente.

DESVENTAJAS

Alto riesgo de incendio. Altos costos de operación si no se recupera cuidadosamente el alcohol. El carbón debe ser regenerado a vapor o térmicamente, para restaurar su actividad.

3. PROCESO DE DESORCIÓN A ALTA PRESIÓN.

Este proceso fue desarrollado por Ross en 1973 y otros a comienzos de 1970. Este procesoemplea alta presión y temperatura para disminuir el tiempo de desorción a 2 ó 6 horas. Esto implica ladesorción del carbón cargado con una solución que contiene 0,1% NaCN y 1% NaOH a 160 y 350kPa (50 psi). El uso de alta presión reduce el consumo de reactivos, el inventario de carbón y eltamaño de la sección de desorción. La alta temperatura y presión empleada en este proceso y eltiempo extenso para enfriar las soluciones antes de la reducción de presión, demandan un alto costode capital en su instalación.

VENTAJAS

Permite tiempos cortos de desorción y obtener soluciones de alta concentración. Es menos sensible a la contaminación de la solución. La desorción y recuperación del oro son separadas, pueden por lo tanto ser optimizadas

independientemente cada etapa. Se consigue una muy buena desorción.

DESVENTAJAS

Alto costo de capital:

Reactor de presión de acero inoxidable. Necesita intercambiadores de calor. Fuente de calentamiento grande. Tanques grandes para soluciones de desorción cargada y descargada.




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Los reactores trabajan a presión, por lo que requieren protección de la sobre-presión. Formación de escamas en el intercambiador. Temperatura muy alta puede fijar el mercurio y la plata en el carbón.

4. PROCESO DE DESORCIÓN ANGLO-AMERICANO.

Este proceso fue desarrollado por R.J.Davidson en la Anglo American Research Laboratories(AARL), el cual se ha hecho popular en Sud Africa y Australia. El uso de temperaturas y presioneselevadas implican un alto costo de capital en la instalación y el requerimiento de flujos múltiplesaumenta la complejidad del circuito. Un diagrama de flujo simplificado se muestra en la figura 4.19.

CarbónCargado

Lavado ácido a descarte

3 % NaCN3 % NaOH

Agua adesorción

Solución Rica aelectrodeposición

Solución ricaalmacenada

HClconcentrado

Bomba

Bomba

Bomba

Bomba

Intercambiadorde calorcruzado

Carbón desorbido


Fig. 4.19. Diagrama de flujo del proceso Anglo-Americano (AARL).

Una vez que el carbón ha sido cargado en la columna, las etapas involucradas en el proceso dedesorción pueden resumirse como sigue:

1. Tratamiento ácido . Se bombea 0,7 volúmenes de lecho (BV) de una solución al 3% deHCl a la columna a temperatura ambiente. El efluente de la columna se descarta.

2. Lavado ácido . Se bombea 4 BV de agua a través de la columna. La temperatura duranteesta etapa es levantada a 110C. El efluente de la columna es descartada.

3. Tratamiento con cianuro cáustico . 0,7 BV de una solución conteniendo 3% NaCN y 3%NAOH es bombeada al interior de la columna a 110C y la presión aumenta a 50 - 100kPa. La solución concentrada o efluente de la columna es desviada al tanque dealmacenamiento en esta etapa.

El tiempo total del ciclo, incluyendo un prelavado ácido, es de nueve horas, siendo mucho más cortoque el proceso Zadra a presión atmosférica.

VENTAJAS DEL PROCESO AARL.

El lavado ácido y la desorción es llevado a cabo en medio periodo. Más bajo oro residual cargado en el carbón. Operación a más baja temperatura y presión. Mínima transferencia de carbón con degradación reducida. Operación menos sensible. Costos de operación más bajos.




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Muy buena desorción. La solución puede ser alimentada a un circuito de precipitación con zinc.

DESVENTAJAS

El proceso es más complicado. Requiere más instrumentación sofisticada para operación automatizada. Tanque o columna más sofisticada si se efectúa un lavado ácido a alta temperatura en el

mismo reactor. Requiere de una buena agua para una eficiente desorción y es particularmente sensible a

la presencia de calcio y magnesio.. La solución de desorción no puede ser reciclada.

5. PROCESO MICRON DE DESORCIÓN DEL ORO.

Este proceso utiliza el principio de acondicionamiento del carbón en una solución alcalina decianuro concentrada, seguida por desorción en una columna fraccionaria, usando el carbón comorelleno de la columna y metanol como el agente desorbente, tal como se muestra en la figura 4.20.

Condensador

Condensado

Enfriamientode agua

S a l i d a d e

a g u a l i m p i a

T u b o d e

a l i v i o

T a n q u e d e

c o m p e n s a c i ó n

C o n d e n s a d o

d e s p u é s d e l

e n f r i a m i e n t o

F l u j ó m e t r o p a r a

c o n d e n s a d o

Calentador delcondensado

V a p o r

S a l i d a d e v a p o r d e

a g u a

Entrada de Metanol

Indicadorde nivel

Descarga soluciónde desorción

Recuperación de metanol R e d u c c i ó n d e p r e s i ó n

Válvula P/R

R e a c t o r d e d e s o r c i ó n

Fig. 4.20. Diagrama de flujo del Proceso Micrón de desorción del carbón activado.




29

VENTAJAS.

El proceso de desorción, recuperación del metanol y la reactivación, son todos llevados acabo en una sola columna.

Produce soluciones de alta ley de oro y plata, las cuales dan altas eficiencias de corrienteen la etapa de electrodeposición. Estas altas concentraciones de oro permiten una

separación casi completa de oro y plata del cobre en la celda electrolítica. Terminado el proceso el carbón descargado ensaya menos de 200 g/t de carbón en un

tiempo de 15 a 20 horas. Durante la electrodeposición, el oro y otros metales se depositan en una delgada hoja de

aluminio que posteriormente se disuelve en solución de hidróxido de sodio. El productode oro puede ser llevado a un sistema de acuñación, haciendo innecesaria la instalaciónde hornos.

El carbón tratado es automáticamente reactivado a un 60 - 80% del valor de un nuevocarbón.

En las plantas de procesamiento de menas de oro, donde la solución rica está altamentecontaminada con mercurio, el carbón cargado es previamente remojado por espacio de 3 a 6 horasen la solución de desorción, para remover el mercurio antes de la desorción.

6. DESORCIÓN CONTINUA.

Este proceso de desorción continua fue patentado por A.M.Stone en 1985. La desorción se lleva acabo en un flujo en contracorriente con el carbón cargado, en un reactor calentado y presurizado.

El carbón desorbido es descargado cada 5 minutos por la base de la columna, a través de unaválvula de mariposa de descarga. La solución concentrada de desorción en oro es alimentada a unacelda electrolítica en donde la recuperación es del 99% como consecuencia de la alta temperatura dela solución (95C).

REGENERACIÓN DEL CARBÓN.

Cuando el carbón ha sido cargado y desorbido varias veces, es necesario someterlo a unareactivación térmica, para repararle o devolverle la capacidad de sitios activos, para nuevamentereutilizarlo.

El proceso consiste en calentar el carbón húmedo a 650 - 750C, en ausencia de aire, alrededorde 30 minutos.

Fleming (1982) y Nicol (1979) han mostrado que el calentamiento del carbón húmedo resulta enuna combustión parcial:

C + H2O CO + H2 (4.14)

C + 2H2O CO2 + 2H2 (4.15)

En las primeras pruebas usaron enfriamiento del carbón por inmersión en agua después de lareactivación, pero luego se estableció que el enfriamiento del carbón con aire, da una carbón conmayor actividad. El carbón reactivado tiene que ser tamizado (m200) para separar los finos yacondicionado con agua antes de recircular al circuito de adsorción. La reactivación del carbón selleva a cabo, por lo general, en hornos rotatorio que están calentados externamente por energíaeléctrica. El vapor generado por el agua del carbón húmedo saca el aire del horno. La cantidad deagua cargada al debe ser minimizada a fin de reducir el costo para alcanzar temperaturas de 650 -700, las cuales son necesarias para una regeneración eficiente del carbón.

A comienzos de los años 80 se introdujeron hornos de regeneración verticales y en la actualidadse dispone de algunos de estos diseños, tal como el que se muestra en la figura 4.21, el cual es unhorno vertical accionado con calentadores de resistencia eléctrica que alcanza hasta 1090C de

temperatura.




30

A. Boca de alimentación F. Entrada o salida de aire de refrigeraciónB. Chute de contracción G. Aletas disipadoras de calor.

C. Barras de calentamiento H. Mecanismo de descarga.

D. Cámara del regenerador I. Chute de descarga.

E. Bandejas de cerámica.

Fig. 4.21. Diagrama de un Horno vertical de regeneración del carbón.

En este equipo, el carbón fluye suavemente a lo largo de su cámara con una combustión yatricción mínimas. La atmósfera dentro del horno se regula con un respiradero y un controlador de tirode la chimenea, para mantener aproximadamente u 1% de oxígeno. En la parte baja del horno, elcarbón es refrigerado antes de descargarlo. El costo de capital de este horno es mucho más bajo quelos regeneradores horizontales rotatorios.

MINTEK (Consejo Sud Africano de Tecnología Minera) ha desarrollado también un proceso para laregeneración del carbón por calentamiento eléctrico directo del carbón. El procedimiento es quedespués de secado, el carbón es cargado en un horno vertical Rintoul con un boyante o neutrocomún. Luego se aplica voltaje - con dos electrodos - a través del carbón activado granular seco,generándose un calentamiento resistivo, tal como se muestra en la figura 4.22 a y 4.22 b. Se hapodido ver que este horno puede ser utilizado para reactivar carbón industrial altamente industrial, talcomo indica Cole y otros (1986).




31

Fig. 4.22 a. Diagrama de flujo de regeneración del carbón por calentamiento directo del carbón.

Fig. 4.22 b. Esquema de las secciones del Horno Vertical Rintoul.

4.3. INTERCAMBIO IONICO.

Es sin duda una alternativa frente al uso del carbón activado, que se empieza a estudiar desde finesde 1940, siendo las resinas de intercambio iónico las empleadas para la recuperación del oro y otrosmetales preciosos de soluciones de cianuro. El diagrama de flujo de una Planta de Resina en

Columna (RIC) es similar a aquel de una planta CIC, tal como se muestra en la figura 4.23. Lasección de cargado es virtualmente idéntica al CIC, sin embargo, la sección de elución o desorción(re-extracción) es diferente en tanto que no requiere de temperatura y presión elevadas como en ladesorción del carbón.




32

C o l u m n a s d e a d s o r c i ó n d e o r o e n r e s i n a

Estanque desolución pobre

Reactivos decianuración

Pila de cianuración

Estanque desolución rica

Criba

Solución pobre

CribaTrampa

Silo detransferencia

de la resina


Soln.rica

Soln.fresca

Electrodeposición

Oro Doré

Tanquede lavado

ácidoÁcidodiluido

Solucióncáusticadiluida

Sol. ácida

Soln.rica

Fig. 4.23. Diagrama de flujo del Sistema Resina en Columna (RIC)

Si bien las cinéticas de intercambio son más rápidas que la cinética de adsorción en carbón, nonecesariamente significa que pueda utilizarse menos resina y columnas de cargado más pequeñas; alcontrario, como las gotas de resina son más pequeñas y generalmente menos densas que los granosde carbón, se requiere caudales o flujos más pequeños (típicamente 6 GPM/pie 2 comparado a 16GPM/pie2 para el carbón) para prevenir que la capa de resina sea inadvertidamente transportada a laetapa siguiente. En otras palabras, las limitaciones de flujo más que la cinética de intercambiodetermina el tamaño del reactor. La investigación para este fin está en progreso y los resultados a lafecha son muy promisorios.

Las resinas que se utilicen deben tener las siguientes ventajas, en comparación con el carbónactivado:

Cinética más rápida y equilibrios de cargado altos. Temperatura y presión bajas para la desorción. No hay necesidad para la reactivación térmica Menos sensibles al taponamiento y toxicidad

Algunas de las desventajas citadas para las resinas disponibles en el mercado, comparadas con elcarbón activado, son las siguientes:

Menor selectividad.

Tamaño pequeño de partículas. Fuerza física pobre. Densidad baja de los esferoides. Alto costo.




33

Las resinas que se utilizan casi exclusivamente para la recuperación de metales preciosos de lassoluciones son las aniónicas. Estas resinas se clasifican en:

Resinas fuertemente básicas. Resinas débilmente básicas.

Las resinas fuertemente básicas son generalmente menos selectivas y más difíciles de desorber,pero ellas se cargan muy rápido y a niveles más altos que las resinas débilmente básicas.

Las reacciones de cargado en ambos tipos de resinas pueden ser escritas como sigue:

Base fuerte

NH3+ X- + Au(CN)2

- NH3+Au(CN)2

- + X- (4.13)

Base débil

NR2 + H+ + X- NR2H+X- (4.14)

NR2H+X- + Au(CN)2- NR2H+Au(CN)2- + X- (4.15)

Donde representa la matriz de la resina polimérica.

Ocurren reacciones similares para la extracción de la plata de soluciones de cianuro.

Las resinas de base débil son, por definición, aquellas que tienen grupos amínicos primarios,secundarios o terciarios ligados a la matriz hidrocarbonada. Los grupos amínicos se desactivan ydejan de funcionar como intercambiadores iónicos por encima de un cierto pH, conocido como pKa.Según Riveros y Cooper (1987) todas las resinas comerciales de base débil tienen un pKa más bajoque el pH de 10 a 11 de los licores de cianuración. En consecuencia, las resinas de base débilrequieren protonización a fin de extraer aniones y esto ocurre a valores de pH menores de 10, por loque dependiendo de la resina, se requiere de ciertos ajustes del pH de la solución cargada delixiviación para obtener cargados aceptables de oro sobre la resina de base débil. Esto implica que elpH de las soluciones de la planta debe ajustarse a un valor menor al pKa a fin de mantener laintegridad de esta resina.

Generalmente, el funcionamiento de estas resinas de tipo amina puede describirse mediante elgráfico mostrado en la figura 4.24

Una vez cargada la resina, el oro puede ser desorbido de la resina de base débil más rápidamente,más eficientemente y con reactivos más baratos en comparación con las resinas de base fuerte. Porlo tanto, está claro que el procedimiento de adsorción para el proceso RIC dependerá del tipo deresina, sea ésta de base débil o base fuerte. La resina de base débil puede ser fácilmente desorbidamediante una solución cáustica diluida a temperatura ambiente.

Las resinas de base fuerte adsorben los aniones del complejo aurocianuro en un amplio rango de pH,incluyendo el rango de operación (10 a 11) de las soluciones cianuradas. Éstas tienen una mayorcapacidad de cargado de oro y plata como complejos que las resinas de base débil, por lo serequerirá un inventario más pequeño de resina de base fuerte para una planta de oro determinada yel equipo de desorción y recuperación del oro será más chico. Estas resinas son más baratas que lasde base débil, pero el principal problema radica en la dificultad de la desorción y es por ello que se hapropuesto la destrucción de dicha resina para recuperar el oro adsorbido.

Los investigadores de MINTEK, Sud Africa, han sido capaces de desorber el Au(CN) 2- de las resinas

de base fuerte, empleando solucionas concentradas de Zn(CN)4-. Las reacciones que ocurren son:

2 NR3+Au(CN)2

- + Zn(CN)4- ( NR3

+)2Zn(CN)42- + 2Au(CN)2

- (4.16)

( NR3+)2Zn(CN)4

2- + 4HX 2 NR3+X- + ZnX2 + 4HCN (4.17)




34

Este procedimiento ha demostrado ser efectivo pero tiene la desventaja que la resina necesita serregenerada utilizando ácido el cual destruye el complejo cianuro de zinc produciendo el gas HCN elcual debe ser entonces re-adsorbido en NaOH para ser devuelto al proceso.

RESINA DE INTERCAMBIO IÓNICO

FUERTE

DÉBIL

pH de Equilibrio

P O R

C E N T A J E D E

E X T R A C C I Ó N

Fig. 4.24. El efecto del pH sobre la extracción de aurocianuro de las resinas de base fuerte y débil.

En 1986, G.R. Palmer, metalurgista de la Bureau’s Salt Lake City Research Center, observó que las

resinas de base fuerte tal como la Amberlita IRA-430 no son selectivas y de difícil desorción pero quesin embargo es factible la desorción secuencial del mercurio (Hg), plata (Ag) y oro (Au) de este tipode resinas. Así por ejemplo, la desorción de la IRA-430 es 100% del mercurio con H2SO4 2N, 100%de la plata con 200 g/l de NaCl en HCl 1N y todo el oro remanente con 0,75% NaClO en 150 g/l más5 g/l de NaOH. En la figura 4.25 se muestra un diagrama de flujo simplificado del procedimiento de ladesorción secuencial de una resina de base fuerte. También han sido probadas otras resinas de basefuerte tales como la amberlita IRA-900 y el Dowex 21-K, SBR y la SMA-1.

Circuito deadsorción

en resina debase fuerte

Resina(Au, Ag, Hg)

Resina(Au, Ag)

Resina(Au)

Hg

Ag

Au

42SO H

HCl NaCl

NaClO en

NaOH NaCl

Solucióncargada delixiviación

Solución pobre

Resina SBR empobrecida o barren

Fig. 4.25. Diagrama de flujo para la recuperación de Hg, Ag y Au de una resina SBR de base fuertecargada mediante desorción secuencial.




35

En investigaciones separadas de US Bureau of Mines y la Sybron Chemicals Inc. han anunciado lautilización de la resina de intercambio iónico IONAC ASB-1, la cual es una resina de base fuerte, quetiene una capacidad de adsorción de alrededor de 0,7 g Au/g de resina seca y una capacidadoperativa de 50 - 100 Oz Au/pie3 de resina. Se espera una recuperación del 95 a 98% del oro, cuandola solución conteniendo el oro es pasada a través de una columna de ASB-1 a una razón de flujo de10 volúmenes de lecho por hora.

En 1985, Fleming propuso la desorción con anión tiocionato y remoción continua del cianuro de oropor electrólisis de la solución desorbida recirculante, tal como se muestra en la figura 4.26. Laefectividad de este método se debe a la afinidad de la resina de intercambio iónico por el anióntiocionato altamente polarizado. Sin embargo, esta afinidad crea el problema de cómo desplazar alanión tiocionato de la resina después de la desorción.

Resina cargada con Oro

Desorción

Electrólisis Desorción

Regeneración Precipitación

LíquidoSólido

Digestión ácida

Recirculación deagua a lixiviación

Bullión

Recirculación de Resina

2CN Au

2CN Au

3)(SCN Fe

2)(OH Ca

2)(SCN Ca

3)(OH Fe

SCN Fe3

3 HNO

Fig. 4.26. Sistema de desorción del aurocianuro de una resina de base fuerte, seguida deregeneración de la resina con iones férrico.

Hasta hace un tiempo, las resinas de intercambio iónico no han dado resultado como para alcanzaraceptación en la industria de la extracción de oro, porque incluso las resinas en columnas encuentranproblemas cuando tratan soluciones cargadas de oro de lixiviación en pilas conteniendo cantidadesmayores a trazas de cobre y otros metales ferrosos. La falta de selectividad para oro de una resinacon una densidad apropiada para RIP, la ausencia de un proceso eficiente de desorción y el tamaño

de las esferas de resina, evitan el uso en gran escala de las resinas de intercambio iónico en laindustria de la extracción del oro.

Sin embargo, en estos últimos años se están fabricando resinas de intercambio iónico, en forma deesferitas sólidas de 0,3 mm a 1,0 mm de diámetro, las cuales pueden ser utilizadas para extraer eloro directamente de las pulpas, tan igual como en los procesos CIP y CIL. La Resina en Pulpa (RIP) oResina en Lixiviación (RIL) presentan muchas de las mismas ventajas físicas que los procesos CIP yCIL, sobre todo cuando se lo compara con la separación sólido/líquido convencional y la cementacióncon polvo de zinc.

La primera Planta RIP puesta en operación fue construida en la Mina Muruntau en la antigua UniónSoviética en 1970. En 1987 se puso en marcha una pequeña planta RIP en Golden Jubilee - SudAfrica, que fue el resultado de intensas investigaciones realizadas al respecto. Estas investigaciones

se han concentrado en el desarrollo de nuevas resinas con propiedades físicas y químicassuperiores, en cuanto a selectividad para el oro; desarrollo de desorción prácticas y económicos pararesinas de base débil y base fuerte; y búsqueda de soluciones prácticas de Ingeniería para los




36

problemas de procesamiento en pulpa con resinas. En el siguiente cuadro se da un cuadrocomparativo entre el método CIP y el RIP.

Rendimiento comparativo de carbón activado y resina en la planta Golden Jubilee

CIP RIP

(1987 – 1988) (1988---)Capacidad de Planta (t/d) 250 450Número de etapas de adsorción 4 5Tamaño de los tanques de adsorción, m3 60 10Inventario de carbón o resina, toneladas 2,4 1,0Cargado de oro, g/t 800-1500 4000-6000Tasa de transferencia en carbón o resina, Kg/d 200 120Oro en la mena alimentada, g/t 1,0-1,5 1,0-1,5Oro en el mena relave, g/t 0,2-0,3 0,1-0,15Oro en la solución relave, ppm 0,1-0,3 0,02-0,03Porcentaje global de la extracción de oro, % 60-70 85-90

El trabajo de investigación realizado en el mundo y las experiencias obtenidas en Golden Jubilee y

Muruntau, han confirmado que el proceso tiene ventajas importantes, desde el punto de vistametalúrgico, económico, facilidad de operación, etc. sobre el proceso CIP. Uno de los factores a favorde las resinas en el tratamiento del oro es su capacidad para extraer y concentrar una ampliavariedad de complejos de cianuros metálicos aniónicos, con el potencial para recircular el cianuroasociado a los complejos metálicos, como ion cianuro libre, disminuyendo los costos de producciónde oro.

4.4. EXTRACCION POR SOLVENTES.

Como es sabido, se emplean tres tipos básicos de extracción por solventes en aplicaciones de lametalurgia extractiva. Estos son:

1. Sistema de asociación de iones.

2. Solvatación.3. Quelación.

Los sistemas de asociación de iones y solvatación son comunes en la práctica de los procesos deextracción por solventes en uso industrial, mientras que, los procesos de quelación están limitados ala aplicación analítica. El intercambio iónico es terminológicamente sinónimo del sistema deextracción por solventes, los cuales frecuentemente se les denomina procesos de intercambio iónicolíquido-líquido.

El extractante, que puede ser una amina orgánica, usualmente disuelto en un diluyente orgánico, esprimeramente transformado en un catión orgánico al reaccionar con un ácido presente en la soluciónacuosa conteniendo el metal, según la reacción:

RxN(org) + H3O+

RNH+

(org) + H2O (4.18)

Dónde:

RxN = Amina orgánica.R = Radical alkil o aril.x = Número de grupos (1 a 4).

Este par iónico catiónico en presencia de un ion ácido (Y-) forma una sal de amonio par iónica de laforma:

RxNH+

(org) + Y- RxNH

+.Y

-(org) (4.19)

Esta sal de amonio par iónica disuelta en un orgánico es capaz de intercambiar el anión simple conun anión metal precioso complejo (MYz

n-). Esto es:

nRxNH+.Y

-(org) + MYz

n- [RxNH

+]nMYz

n-(org) + nY

-(4.20)




37

La constante de equilibrio del complejo metálico amina orgánico k está determinado por:

{[RxNH+]nMYz

n-(org) } {Y

-}

n

k = -------------------------------------- (4.21)

[RxNH+.Y-]n [MYzn-]

está representada por:

Morg [RxNH+]n [MYzn-]

D = ---------- = -----------------------Mac [MYz

n-]

Así, la eficiencia de extracción está definida por:

log D = log k + n log [RxNH+.Y-] - n log Y- (4.22)

En el caso de iones de Au en soluciones ácidas acuosas en medio cloruro, se produce la siguientereacción de equilibrio con amina orgánica:

(RxNH+

.Cl-

)org + (AuCl4)-ac RxNH

+

.AuCl4(org) + Cl-ac (4.23)

La extracción del oro dependerá de las variaciones de las concentraciones del anión ácido y laconcentración de la amina orgánica.

Por consiguiente, la extractabilidad del Complejo de oro dependerá de los siguientes factores:

Actividad de las varias aminas orgánicas. Afinidad de la solución orgánica hacia la especie inorgánica y acidez. El grado de sustitución alrededor del átomo de nitrógeno de la molécula de amina. Constante dieléctrica del diluyente. Velocidad del ion metal. La longitud de la cadena del extractante.

Cuando la fase orgánica consiste de una amina de base débil cuya basicidad, con respecto a laextracción del oro, ha sido aumentada mediante la adición de un modificador de óxido fosforosoorgánico, tal como el tri-n-butil fosfato (TBP), todo en un diluyente apropiado. La etapa de cargado deoro puede ser ejecutada a alrededor de 9,5 de pH dependiendo del tipo de amina y la concentración,el tipo de modificador y la concentración y posiblemente el tipo de diluyente.

En algunos casos pueden ser necesarias pequeñas adiciones de ácido a la solución de lixiviaciónpara disminuir el pH a un valor en el rango de 9 a 10 para maximizar el cargado. La reacción decargado para una amina secundaria puede ser escrita como sigue:

R2NH + H+

+ Au(CN)2- [RNH2

+] [Au(CN)2] (4.24)

DondeR = C10 - C12 grupo alquil.

Una buena extracción se alcanza a pH = 9,5 para soluciones alimentadas conteniendo 10 ppm talcomo se muestra en la siguiente tabla.

Extracción del oro de soluciones de cianuro con una amina secundaria modificada

pH de Equilibrio % de extracción de solución con 10

ppm de oro

9,5 100,00

10,0 87,30

10,5 73,2011,0 27,1011,5 11,8




38

La re-extracción puede lograrse a valores de pH donde la amina desprotoniza, esto es, pH = 12 - 13 ocon solución cáustica de casi 0,1 a 0,5%. Las velocidades de reacción de cargado y re-extracción(desorción) son relativamente rápidas y por consiguiente no son necesarios tiempos largos decontacto. La excelente selectividad para el oro sobre otros cianuros metálicos presentes en lassoluciones de lixiviación con cianuro, por ejemplo, se ha encontrado el Fe(CN) 6

3-, el Cu(CN)32- etc. lo

cual permite la producción de un producto de oro relativamente puro.

En la figura 4.23 se muestra un diagrama de flujo conceptual de esta tecnología, cuya descripción escomo sigue: La solución cargada de la pila tiene que ser filtrada si el contenido de sólidos ensuspensión es bastante alto para evitar la excesiva pérdida del solvente (debido a la adsorción sobrelas partículas sólidas). Además, los sólidos suspendidos promueven la desunión de fase y laformación de productos interfaciales. La solución clarificada es contactada con la fase orgánicafluyendo en contracorriente a la fase acuosa.

El mezclador-sedimentador tiene que ser diseñado adecuadamente para permitir reciclar el orgánicopara alcanzar una razón de fase orgánico/acuoso de al menos 1:1. El rafinato o acuoso pobre en orotendrá que pasar a través de una unidad de coalescencia para limitar la cantidad de orgánicosuspendido. Puede utilizarse una unidad de recuperación (scavening) tal como una capa de carbónactivado.

El carbón será periódicamente descargado con vapor, de este modo retornar el orgánico al circuito.En el circuito de extracción por solventes, el orgánico cargado es re-extraído con una solucióncáustica de 1 a 10% a una razón de flujo de orgánico a acuoso de al menos 10:1 para alcanzar laconcentración deseada de valor de oro. La solución cargada de la re-extracción es entonces pasadaa una celda electrolítica convencional para la electrodeposición del oro.

Como podemos ver, esta tecnología tiene algunas posibilidades interesantes y de momento secontinúa con el proceso de las actividades de investigación y desarrollo.

4.5. ELECTROOBTENCION DEL ORO.

La obtención por electrólisis proporciona un medio barato y eficiente para recuperar el oro desde lassoluciones producidas en la elución del carbón cargado.

0

10

20

30

40

50

60

70

8090

100

5 6 7 8 9 10 11 12 13 14

%

d e e x t r a c c i ó n d e l O r o

pH

Extracción del oro de soluciones de cianuro con unaamina secundaria modificada




39

RE-EXTRACCIÓN

EXTRACCIÓNsegunda etapa

EXTRACCIÓNprimera etapa

Filtro Prensa

Solución rica delixiviación

ELECTRÓLISIS

Cátodosde Oro

Solución paraRe-extracción

Orgánico

ALMACEN DE ORGÁNICO

Unidad deCoalescecia

A estanque desolución pobre

Fig. 4.23. Diagrama de flujo del Sistema de Extracción por Solventes

En el método de electro-obtención, el oro disuelto se deposita en el cátodo reduciéndose a orometálico junto a una evolución de hidrógeno por descomposición del agua, mientras que en el ánodo,el ion hidroxilo se oxida a agua con evolución de oxígeno, según las siguientes ecuacioneselectroquímicas:

21

222 2OH H O O e Reacción anódica

Au CN e Au CN ( ) 2 2 Reacción catódica

H O e H OH 2 2

1

2

Luego, la reacción global es:

Au CN OH Au CN H O( ) 2 2 221

2

1

2

Una celda electroquímica trabajando en punto óptimo debe exhibir un potencial de electrodo talque se verifique una máxima deposición de oro (controlada por la transferencia de masa) y unmáximo de eficiencia de corriente (mínima evolución de hidrógeno). Sin embargo, este últimoparámetro es económicamente irrelevante en el costo total y por consiguiente, la celda debediseñarse de modo que la deposición de oro sea controlada por la transferencia de masa a través dellecho relleno de lana de acero que conforma el cátodo.

4.5.1. MÉTODOS DE ELECTROOBTENCIÓN.

Actualmente existen diversos tipos de celdas para electroobtener oro, ellas son: La celda ZADRA, desarrollada por el U.S. Bereau of Mines.




40

La celda AARL desarrollada por la Anglo American. La celda NIM hecha de virutilla de grafito. La celda Mintek, desarrollada en Sudáfrica. La celda paralela.

VARIABLES DE OPERACIÓN.

Las principales variables operacionales son las siguientes:

Tipo de celda. Potencial del cátodo. Flujo de solución. Razón oro/virutilla o lana . Conductividad de la solución y temperatura. Comportamiento de los elementos.

La celda de Zadra , la primera empleada industrialmente, consiste básicamente en un recipientecilíndrico con un cátodo central de lana de acero protegido de un cesto de plástico perforado para

aislamiento y un ánodo concéntrico de malla de acero inoxidable. La solución de alimentación entrapor el centro, siendo distribuida a diferentes alturas del cátodo y abandona la celda por rebose,atravesando el cesto perforado.

Fig. 4.25. Celda electrolítica de Zadra.

El Concejo Sudafricano de Tecnología Minera (MINTEK) desarrolló una celda tipo sándwich, con

un cátodo permanente de grafito, separado del comportamiento anódico por una membrana deintercambio iónico (Paul y otros, 1982). El oro fue primero depositado en el grafito y luego disueltocomo aurocianuro de sodio o potasio por inversión de la polaridad y finalmente fue redepositadosobre placas de titanio en una pequeña celda externa, de donde el oro podía ser desorbido y fundido.Sin embargo, en ocasiones el grafito llegó a pasivarse durante la disolución anódica siendo necesarioseparar el grafito de la celda y fundir éste para recuperar el oro.

MINTEK diseñó y probó una celda rectangular con cátodos permeables rellenados con lana deacero y ánodos de acero inoxidable perforados, -- o, preferentemente, ánodos de malla e aceroinoxidable—para garantizar un flujo uniforme de solución a través de la celda (Paul y colaboradores,1982; Briggs, 1983). Los electrodos están diseñados para acomodarse perfectamente en sus lados yhacia el fondo del tanque rectangular, de modo que el electrolito tiene que fluir a través de loselectrodos durante su continua circulación. Ver figura 4.26.

Es posible obtener 2 kg de oro depositado en 0,5 Kg de lana de acero en cada compartimientocatódico, antes de que la eficiencia de corriente de la celda caiga o el cátodo llegue a bloquearse porel oro depositado




41

Fig. 4.26 Celda electrolítica MINTEK, con lana de acero.

La Celda AARL, inspirada por su forma en la celda de Zadra, se diferencia de ésta en que la soluciónes alimentada por un tubo en el fondo del cátodo y sale por la parte superior del mismo sincontactarse con el ánodo; el contacto eléctrico se efectúa por medio de una membrana deintercambio iónico hacia una zona de recirculación de anolito donde está sumergido el ánodo.La celda NIM, cuyo funcionamiento es similar a la AARL, utiliza un cátodo de virutilla de grafito y laalimentación se lleva a cabo directamente por la parte inferior de la celda.

La celda paralela, de forma rectangular, difiere sustancialmente de las anteriores, no sólo en sugeometría, sino además en su concepción que comprende la intervención de varios cátodos y ánodosplanos, dispuestos alternadamente de manera paralela y equidistante. La solución entra por unextremo de la celda y sale por el otro, atravesando los cátodos de lana de acero, lo que minimiza laposibilidad de corto circuito de electrlito. El primer cátodo es retirado periódicamente de la celdacuando alcanza la carga programada de oro, mientras los otros se hacen avanzar un lugar ,

instalándose un cátodo fresco en el último.

Entre las más importantes variables operacionales indicadas anteriormente, serán descritasbrevemente a continuación.

Solución rica caliente

5 cátodos de lana de acero

Celda revestida con goma

Corrección de reactivos

Intercambiador de calor

Vapor




42

Tipo de celda.

Las celdas según su diseño se pueden clasificar en dos grupos:

1. Un primer grupo de celdas que operan con la dirección del flujo perpendicular a la corriente.

2. Un segundo grupo de celdas que operan en paralelo a la corriente.

En el primer grupo se consiguen menores eficiencias por el by-pass de la solución y de lacorriente.

Potencial del cátodo.

El depósito del oro desde una solución de cianuro no ocurre hasta que se obtenga u potencial deaproximadamente –1.0 voltio (con respecto al electrodo de calomelano saturado). El rango depotencial de –1,0 a aproximadamente –1,3 voltios la velocidad de depositación está controlada por elpotencial de electrodo. A potenciales más negativos que –1,3 voltios el control es por el transporte de

iones 2)(CN Au a la superficie del electrodo.

Flujo de solución.

La eficiencia de recuperación de oro disminuye con un aumento en el flujo de solución. Datospublicadops por Paul y Colaboradores, para aumentos de flujo de 4,8 a 9,5 m 3 /h muestran unareducción en la extracción de plata en un solo paso por la celda de 78 a 62%.

Razón Oro/Virutilla.

A medida que el oro se deposita en la virutilla, la eficiencia de la celda tipo MINTEK disminuyenotoriamente. Este efecto es más pronunciado para oro que para plata.

Conductividad de la solución y temperatura.

La eficiencia de recuperación de oro aumenta significativamente con un aumento en laconductividad de la solución. Volviendo a Paul y colaboradores, ellos indican que cuando laconductividad aumentó de 1,12 sm-1 a 1,92 sm-1 la extracción de oro en un solo paso por la celdaaumentó de 16 a 50%.

La temperatura también tiene un efecto positivo, ya que un auemnto en la temperatura implica unaumento en la conductividad.

Comportamiento de los elementos.

Las velocidades de reducción del oxígeno, 2)(CN Ag y

2)(CN Au están limitados por lascondiciones de transferencia de masa dentro del cátodo para potenciales catódicos aproximados de -0,1 voltios, -0,9 voltios y –1,3 voltios respectivamente.

La evolución de H2 comienza aproximadamente a –1,2 V y está bajo el control cinético en todoslos potenciales experimentados dentro del lecho. De estos potenciales puede verse que la reducción

del O2 y 2)(CN Ag son las reacciones más favorables desde un punto de vista termodinámico.

Con respecto a los otros elementos, se tiene antecedentes de cobre y mercurio solamente. En elprimer caso, de acuerdo a resultados publicados por Smith y colaboradores, la codepositación decobre puede minimizarse controlando cuidadosamente el voltaje aplicado, el nivel de CN- libre y elflujo de solución. En cuanto al control del voltaje aplicado, relacionado con el mercurio, éste sedeposita, según su potencial, preferencialmente al oro.

Composición de la solución.

Para concentraciones de 10 15 ppm la eficiencia es del orden del 75% en el proceso simple. Aconcentraciones mayores la eficiencia disminuye a causa de la competencia de otras reaccionescomo la reducción del oxígeno y la plata.




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La presencia de NaOH aumenta la conductividad de la solución y con ello la eficiencia deextracción de paso simple.

ELECTRODEPOSICIÓN DIRECTA

Una solución cargada típica de lixiviación con NaCN en pilas contiene 0,5 a 10,00 ppm de oro.Elges y colaboradores (1984) y Mooiman (1983) han sugerido que los procedimientos de lixiviaciónen pila pueden ser simplificados mediante la Electrodeposición directa del oro desde su licor diluido.Este elimina las etapas de adsorción en carbón activado, desorción y regeneración del carbón. Sinembargo, el removimiento electrolítico y la recuperación del ion metálico a partir de solucionesdiluidas requiere del uso de grandes áreas superficiales.

Eisele y colaboradores (1986) han propuesto el proceso de lixiviación en pilas por etapas paraalcanzar un licor con 10 ppm de oro para enviar a la Electrodeposición directa. El esquema de estaalternativa se muestra en la figura 4.27.

Pila casiagotada

Pilaparcialmente

lixiviada

Pilanueva

Celda paraelectrodeposición

directaOro

Plata

Aglomerador

Próxima pila

Solución delixiviación

Pilaagotada

NaCNCemento

Lavado final

Fig.4.27. Lixiviación en pilas por etapas y Electrodeposición directa

También propusieron la Celda Electrolítica de transferencia de masa mejorada, que se muestraen la figura 4.28.

Este esquema incrementa el costo de bombeo y la concentración de impurezas de la soluciónrica y también aumenta la pérdida de oro en las filtraciones.




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Fig. 4.28. Celda electrolítica para oro, de transferencia de masa mejorada.

Solución cargada

capitulo iv

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