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Tesis - Estudio de Optimizacion Para Mejorar LaTRANSCRIPT
UNIVERSIDAD NACIONAL DEL CENTRO DEL PERÚ
FACULTAD DE INGENIERÍA METALÚRGICA Y DE MATERIALES
“ESTUDIO DE OPTIMIZACION PARA MEJORAR LA LIXIVIACION CIANURANTE DE UN MINERAL
REFRACTARIO DE ORO Y PLATA CONTENIENDO ANTIMONIO DE LA ZONA DE HUAMPAR LIMA”
TESIS
PARA OPTAR EL TÍTULO PROFESIONAL DE
INGENIERO METALURGISTA Y DE MATERIALES
PRESENTADO POR:
BACHILLER CHAHUAYO MEZA, Evelin Katy BACHILLER ALEJANDRO MARQUEZ, Ana Bianca
HUANCAYO - PERÚ
2012
ASESOR:
ING. CESAR ORTIZ JAHN
Dedicado a Walter, Zenaida y Ana quienes me inculcaron: estudio, trabajo y responsabilidad
AGRADECIMIENTO
Siendo esta oportunidad propicia, deseamos hacer llegar nuestro más
profundo y sincero agradecimiento a las siguientes personas que contribuyeron
a este esfuerzo, brindándonos valiosas sugerencias, consejos personales en
los diferentes campos, críticas consecutivas y apoyo incondicional:
Ing. Cesar Ortiz Jahn quien nos asesoró esta investigación con esmero y
preocupación de maestro.
Empresa INSPECTORATE SAC que nos colaboró con los materiales y equipos
para la investigación presente.
Docentes Revisores; Ing. Mercedes Velasquez Ledesma, Ing. Jaime Gonzales
Vivas y Elias Chaccha Tinoco, quienes revisaron este esfuerzo con bastante
preocupación y haciéndonos llegar las sugerencias respectivas.
Un agradecimiento especial al Ing. Toribio Vargas Aguirre, Decano de la
Facultad de Ingeniería Metalúrgica y de Materiales por su apoyo e insistencia
para que se concluya el trabajo iniciado.
R E S U M E N
T E S I S
“ ESTUDIO DE OPTIMIZACION PARA MEJORAR LA LIXIVIACION CIANURANTE DE UN MINERAL
REFRACTARIO DE ORO Y PLATA CONTENIENDO ANTIMONIO DE LA ZONA DE HUAMPAR LIMA ”
El objetivo general de la investigación es mejorar la extracción de oro y plata en un proceso de cianuración convencional a partir de un mineral refractario conteniendo antimonio por pretratamiento lixiviante con Na2S y NaOH para un mineral de la zona de Huampar. La hipótesis de la investigación es; la extracción de oro y plata en un proceso de cianuración convencional a partir de un mineral refractario conteniendo antimonio de la zona de Huampar - Lima se mejora con pretratamiento lixiviante con Na2S y NaOH. La técnica de investigación experimiental empleada fue clásico de una variable a la vez, para el efecto partimos de una selección de las muestras, el cual fue investigado utilizando lixiviación alcalina con sulfuro. El mineral ensayó 20 g/t Au y 220 g/t Ag y contuvo predominantemente cuarzo/arcilla y barita, y en menor grado, los sulfuros como la pirita, estibinita, esfalerita, zinkenita (Pb9Sb22S42) y andorita (Sb3PbAgS6). El último mineral fue identificado como la fase de sulfuro más importante para la ocurrencia de oro y plata. La lixiviación cianurante del mineral tuvo como resultado coherentemente extracción baja de oro (49%) y la plata (18%) confirmando la naturaleza refractaria del mineral. El tratamiento alcalino sulfurado del mineral bajo condiciones adecuadas fue mostradas en la lixiviación producida hasta 85% de Sb, que mejoró notablemente la extracción de plata de <18% hasta 90% de Ag en el paso subsiguiente de cianuración. La extracción de oro también fue aumentada por 20–30%.
Estas conclusiones sugieren que la lixiviación alcalina con Na2S puede ser utilizado convenientemente como un método de pretratamiento antes de la cianuración convencional para los minerales refractarios conteniendo Sb.
INTRODUCCION
De acuerdo con el objeto de nuestra investigación científica, inicialmente nos
hemos propuesto mejorar la recuperación de oro y plata en minerales
refractarios ya que a partir de la década anterior se ha observado un interés
muy peculiar para los metales preciosos, esto hace que los metalurgistas
busquen tecnologías apropiadas para un eficiente procesamiento de los
minerales o menas que lo contienen, traten de investigar desde el punto de
vista aplicativo, nuevos métodos o mejorar los ya existentes y así obtener el oro
y la plata metálico con mejores recuperaciones y menores costos de
extracción.
Definimos el problema de la investigación de la siguiente manera: Nuestro país
no está ajeno a la existencia de yacimientos minerales de oro de difícil
tratamiento o también denominados minerales refractarios de oro, son los retos
actuales de los ingenieros metalurgistas para la búsqueda de métodos
eficientes de extracción, es decir optimizando las recuperaciones a partir de los
minerales que los contienen.
El objetivo que se ha estructurado fue el de mejorar la extracción del oro y
plata en un proceso de cianuración convencional a partir de un mineral
refractario conteniendo antimonio por pretratamiento lixiviante con Na2S y
NaOH para un mineral de la zona de Huampar Lima. Y la hipótesis con la cual
se operativizó la investigación consistió de la siguiente: mejoramos de la
extracción del oro y la plata estableciendo un método tecnológico, un
pretratamiento lixiviante con Na2S y NaOH para un mineral refractario
conteniendo antimonio de la zona de Huampar - Lima.
La forma como hemos estructurado esta tesis es la siguiente:
CAPITULO I: PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA. En él se expone la
formulación del problema, objetivos, hipótesis, variables y justificación.
CAPITULO II: MARCO TEORICO. En esta parte exponemos el marco teórico y
científico sobre el tema, definiciones básicas, bases teoricas teniendo en
cuenta obras importantes y actualizadas de autores que constituyeron la base
científica de la investigación.
CAPITULO III: METODOLOGIA DE LA INVESTIGACION. Esta parte es la más
importante aquí describimos el desarrollo experimental también contiene; tipo
de investigación, muestra.
CAPITULO IV: RESULTADOS DE LA INVESTIGACION. Aquí se describen,
analizan y se interpretan los datos obtenidos mediante el desarrollo de la
investigación sobre la base de las variables e indicadores propuestos para al
final presentar mis conclusiones y recomendaciones.
Esperamos que el presente trabajo, el que hemos desarrollado con
mucha dedicación, sea una pequeña contribución para el desarrollo académico
de nuestra Alma Mater, la Facultad de Ingeniería Metalúrgica y de Materiales
de la Universidad Nacional del Centro del Perú.
Las Autoras
INDICE
Dedicatoria
Agradecimiento
Resumen
Introducción
Índice
CAPITULO I: PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA
1. PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA...........................................................11
1.1. FORMULACIÓN DEL PROBLEMA.........................................................12
1.1.1. Problema General..................................................................................12
1.1.2. Problemas Específicos............................................................................12
1.2. OBJETIVOS............................................................................................13
1.2.1. Objetivo General.....................................................................................13
1.2.2. Objetivos Especificos..............................................................................13
1.3. JUSTIFICACION.....................................................................................14
1.4. HIPÓTESIS.............................................................................................14
1.4.1. Hipótesis General..................................................................................14
1.4.2. Hipótesis Específicas..............................................................................14
1.5. VARIABLES................................................................................................15
1.5.1. Variables Independientes........................................................................15
1.5.2. Variables Dependientes...........................................................................15
CAPITULO II: MARCO TEORICO
2. MARCO TEORICO......................................................................................16
2.1. PROCESOS HIDROMETALÚRGICOS EN EL BENEFICIO DEL ORO.....16
2.1.1. Lixiviación................................................................................................16
2.1.2. Agentes Disolventes................................................................................17
2.1.3. Métodos de Lixiviación.............................................................................17
2.1.4. El Proceso de Lixiviación por Cianuración...............................................18
2.1.5. Variables en el proceso de cianuración...................................................22
2.1.5.1. Dilución de la pulpa...............................................................................22
2.1.5.2. Concentración de cianuro.....................................................................22
2.1.5.3. Alcalinidad protectora............................................................................23
2.1.5.4. Tiempo de cianuración......................................................................24
2.1.5.5. Temperatura......................................................................................25
2.1.6. Termodinámica de la Cianuración...........................................................25
2.1.7. Cinética de la cianuración.......................................................................29
2.1.8. Mecanismo de la cianuración..................................................................30
2.1.9. Influencia de las impurezas en la cianuración.........................................34
2.1.10. Precipitación del oro y de la plata..........................................................36
2.2. METALURGIA DE LOS MINERALES REFRACTARIOS DE ORO.........38
2.2.1. Características de un Mineral Refractario Aurífero..................................39
2.2.2. Consideraciones Tecnológicas para el Tratamiento de Minerales Refractarios........................................................................................................40
2.2.2.1. Oxidación Por Ácido Nítrico..................................................................42
2.2.2.2. Cloración...............................................................................................43
2.2.2.3. Molido Ultrafino.....................................................................................43
2.2.3. Ventajas e Inconvenientes......................................................................44
2.2.4. El Uso de la Tostación.............................................................................46
2.2.5. Innovaciones en Bio-Oxidación...............................................................47
2.2.6. Criterio del Cianuro..................................................................................48
2.3. ANÁLISIS TEÓRICO DEL PROCESO PROPUESTO...........................49
2.3.1. Pretratamiento de los Minerales Refractarios..........................................49
2.3.2. Algunas consideraciones para pretratamiento acuoso............................51
2.3.2.1. Efecto del área superficial.....................................................................51
2.3.2.2. Formación de Películas........................................................................51
2.3.3. Análisis Teórico del Proceso Propuesto..................................................52
CAPITULO III: TIPOS DE INVESTIGACION
3. TIPOS DE INVESTIGACION.......................................................................57
3.1 TÉCNICAS DE INVESTIGACIÓN................................................................57
3.2 MATERIALES Y METODOS........................................................................57
3.3. PRUEBAS DE LIXIVIACIÓN.......................................................................63
CAPITULO IV: RESULTADOS Y DISCUSIÓN
4.1. CIANURACIÓN SIN PRETRATAMIENTO..................................................66
4.2. LIXIVIACIÓN DEL ANTIMONIO DURANTE EL PRETRATAMIENTO.......67
Conclusiones
Recomendaciones
Referencias bibliográficas
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CAPITULO I: PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA
1. PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA:
En el Perú existen yacimientos auríferos refractarios en Pataz, Salaverry, sierra
de Lima, como es el caso de Huampar, Cajamarca y Cerro de Pasco entre
otros. La recuperación de oro en estos yacimientos con la tecnología
convencional usada se presenta en muchos casos problemas en el contenido
de contaminantes. La ocurrencia de los metales preciosos como el oro y la
plata del tipo refractario, está determinada por diferentes condiciones, tales
como su afinidad química y mineralógica.
Muchos de los minerales de oro y plata son refractarios a los procesos
convencionales de extracción, lo cual hace difícil su recuperación. Una
situación bastante común que da la refractariedad de tales minerales, es la
distribución del oro y plata en sulfuros de hierro, formados principalmente por
las especies de pirita, arsenopirita, estibinita y otros sulfurados.
Los minerales refractarios pueden reportar extracciones del 30-40% de oro
cuando se trata con cianuro a una típica de -200 mallas, por esta razón se hace
indispensable recuperar la mayor cantidad posible empleando nuevas
tecnologías que permita mejorar dichas extracciones con el menor impacto
ambiental, lo cual es logrado generalmente empleando procesos
hidrometalúrgicos.
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1.2. FORMULACIÓN DEL PROBLEMA:
1.2.1. Problema General:
¿Se podrá mejorar la extracción de oro y plata en un proceso de cianuración
convencional a partir de un mineral refractario conteniendo antimonio por
pretratamiento lixiviante con Na2S y NaOH para un mineral de la zona de
Huampar Lima?
1.2.2. Problemas Específicos:
� ¿Se podrá establecer un método tecnológico para el tratamiento de
minerales refractarios conteniendo minerales de antimonio?.
� ¿Se podrá plantear la realización de pruebas comparativas del método
propuesto con el método tradicional de cianuración sin pretratamiento
luego la lixiviación del antimonio durante el pretratamiento, para luego
Los principales analizar la cianuración después del tratamiento?.
� ¿Se podrá estudiar y proponer los principales rangos operativos en
cuanto al manejo de las variables operativas tales como, cinética del
proceso, temperatura, concentración de reactivos?.
� ¿Se podrá aplicar nuevas tecnologías de investigación en el campo de
procesamiento de minerales y que se contribuya al incremento del
conocimiento en estas áreas tecnológicas, especialmente en lo referente
al beneficio de los minerales de oro y plata. ?
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1.3. OBJETIVOS:
Los objetivos que se deben alcanzar al final del desarrollo de este estudio son
los siguientes:
1.3.1. Objetivo General:
Mejorar la extracción de oro y plata en un proceso de cianuración convencional
a partir de un mineral refractario conteniendo antimonio por pretratamiento
lixiviante con Na2S y NaOH para un mineral de la zona de Huampar - Lima.
1.3.2. Objetivos Especificos:
a. Establecer un método tecnológico para el tratamiento de minerales
refractarios conteniendo minerales de antimonio.
b. Realizar pruebas comparativas del método propuesto con el método
tradicional de cianuración sin pretratamiento luego la lixiviación del
antimonio durante el pretratamiento, para luego analizar la cianuración
después del tratamiento.
c. Estudiar y proponer los principales rangos operativos en cuanto al
manejo de las variables operativas tales como, cinética del proceso,
temperatura, concentración de reactivos.
d. Aplicar nuevas tecnologías de investigación en el campo de
procesamiento de minerales y que se contribuya al incremento del
conocimiento en estas áreas tecnológicas, especialmente en lo referente
al beneficio de los minerales de oro y plata.
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1.4. JUSTIFICACION:
La presente tesis se justifica de acuerdo a los siguientes criterios:
a. Dentro de la problemática que afronta la minería aurífera y argentífera
peruana se encuentra la complejidad de sus minerales, haciendo que en
muchos casos se presente una serie de variables a investigar para
mejorar la recuperación final.
b. Los procedimientos no convencionales de beneficio de los minerales
auríferos y argentíferos, dadas sus características de formación
geológica, son alternativas que están siendo probadas exitosamente en
la extracción de otros metales no ferrosos y que por esta razón justifica
su estudio en este trabajo.
c. También se justifica por la necesidad de ir implementando tecnologías
que permitan aprovechar en una forma más óptima los recursos
naturales que abundan en nuestro país.
1.5. HIPÓTESIS
1.5.1. Hipótesis General:
La extracción de oro y plata en un proceso de cianuración convencional a partir
de un mineral refractario conteniendo antimonio de la zona de Huampar - Lima
se mejora con pretratamiento lixiviante con Na2S y NaOH.
1.5.2. Hipótesis Específicas:
� Para el tratamiento de minerales refractarios conteniendo minerales de
antimonio establecemos un método tecnológico.
� Se plantea la realización de pruebas comparativas del método propuesto
con el método tradicional de cianuración sin pretratamiento luego la
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lixiviación del antimonio durante el pretratamiento, para luego analizar la
cianuración después del tratamiento.
� Estudiamos y proponemos los principales rangos operativos en cuanto al
manejo de las variables operativas tales como, cinética del proceso,
temperatura, concentración de reactivos.
� Aplicamos nuevas tecnologías de investigación en el campo de
procesamiento de minerales y que se contribuya al incremento del
conocimiento en estas áreas tecnológicas, especialmente en lo referente
al beneficio de los minerales de oro y plata.
1.6. VARIABLES
Para efectos del presente trabajo de investigación propuesto se considera:
1.6.1. Variables Independientes :
• Tiempo de lixiviación
• Temperatura
• Concentración de NaOH
• Concentración de Na2S
1.6.2. Variables Dependientes:
• % Remoción de antimonio
• % Extracción de oro
• % Extracción de plata
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CAPITULO II: MARCO TEORICO
2. MARCO TEORICO
De acuerdo con la metodología de investigación científica, el estudio se inicia
con un análisis de carácter bibliográfico, en este caso planteamos
primeramente acerca de los procesos actuales de procesamiento de los
minerales de oro, incidiendo en la teoría de la lixiviación por cianuración,
métodos propuestos para el beneficio de minerales refractarios de oro, así
como un estudio acerca de las técnicas propuestas para beneficiar los
minerales refractarios. Al final del capítulo se plantea el problema y se propone
la hipótesis del trabajo de investigación.
2.1. PROCESOS HIDROMETALÚRGICOS EN EL BENEFICIO DEL ORO
2.1.1. Lixiviación:
El proceso de lixiviación es la etapa fundamental en un proceso
hidrometalúrgico, que involucra la disolución del metal a recuperar desde una
materia prima sólida, en una solución acuosa mediante la acción de agentes
químicos. Esta transferencia del metal hacia la fase acuosa, permite la
separación del metal contenido en la fase sólida de sus acompañantes no
solubles. En la hidrometalurgia del cobre, dada la variedad de sustancias
sólidas que contienen cobre, factibles de beneficiar por lixiviación, complican la
extensión de los fundamentos del sistema lixiviante (sólidos – agentes
extractantes – métodos).
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2.1.2. Agentes Disolventes:
La selección del agente químico extractante depende de su disponibilidad,
costo, estabilidad química, selectividad, facilidad de producir y regenerar y que
permite la recuperación del cobre de la solución acuosa en forma económica.
2.1.3. Métodos de Lixiviación
En la industria se practican varios métodos para contactar la fase sólida con la
solución acuosa extractante en un espacio confinado. La selección del método
de lixiviación depende de:
• Características físicas y químicas de la mena
• Caracterización mineralógica
• Ley de la mena
• Solubilidad del metal útil en la fase acuosa
• La cinética de la disolución
• Magnitud del tratamiento
• Facilidad de operación
• Reservas de mineral
• Capacidad de procesamiento
• Costo de operación y capital
• Rentabilidad.
Los principales métodos de lixiviación son:
a) Lixiviación in situ o en lugar
b) Lixiviación en echaderos o botaderos
c) Lixiviación en pilas o montones
d) Lixiviación en bateas o tinas
e) Lixiviación en reactores agitados
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f) Lixiviación en autoclaves o reactores a presión
2.1.4. El Proceso de Lixiviación por Cianuración
Si la plata y el oro se presentan como minerales propios y libres de ganga
terrosa no metálica, el procedimiento utilizado para la recuperación de ambos
metales es la cianuración.
En este método se aprovecha el poder lixiviante de los cianuros alcalinos en
soluciones diluidas. El método de cianuración de los minerales de plata difiere
muy poco del procedimiento empleado para los minerales de oro. Algunas
veces el oro y la plata son tratados en la misma mena.
La plata es soluble en los cianuros alcalinos aunque más lentamente que el
oro. Los haluros de plata se disuelven con facilidad, los sulfuros se disuelven
muy lentamente y requieren gran exceso de cianuro. Debido a que el cianuro
lixiviante entra a su vez en muchas reacciones secundarias, se produce un
aumento en la cantidad de cianuro consumido. Por esta razón muchas veces
las menas sulfuradas se preparan frecuentemente mediante la tostación
oxidante o clorurante.
Generalidades
� En 1840, Elkington, descubre que se puede disolver el oro por medio de
una solución de cianuro y el paso de corriente eléctrica;
� El Príncipe Bagtrion publica un informe sobre sus investigaciones,
desarrolladas con respecto al proceso Elkington, llegando a las
conclusiones siguientes:
� El cianuro de potasio disolvía el oro.
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� La disolución es más rápida, cuanto más pequeñas son las partículas;
� El oro se precipita de su solución sobre superficies metálicas, sin
necesidad del paso de la corriente eléctrica.
� La disolución aumenta con la elevación de la temperatura de la
solución;
� El aire atmosférico tiene una acción marcada, disminuyendo el tiempo
de disolución.
� En 1844, Elsner, descubre que el cianuro de potasio disuelve el oro, sin
descomposición del agua y que oxígeno necesario para la disolución de
loro se obtiene del aire disuelto en la solución y enunció la reacción que
explica el proceso:
2Au + 4KCN + O2 + 2H2O = 2KAu(CN)2 + H2O2 + 2KOH
� En 1888 a 1892, Janin, estableció una teoría mediante la cual durante la
disolución del oro en soluciones de cianuro se generaba hidrógeno
gaseoso de acuerdo a la siguiente reacción, no siendo necesario el
oxígeno
2Au + 4NaCN + 2H2O = 2NaAu(CN)2 + 2NaOH + H2
� En 1893, Maclaurin y en 1896, Christy sin embargo concluyeron
mediante experimentación que era esencial para la cianuración la
presencia de oxígeno, otorgando mayor sustento a la teoría de Elsner.
� En 1896, Bodlander sugirió que la disolución podría ocurrir en dos
etapas, de acuerdo a las siguientes reacciones:
2Au + 4NaCN + 2H2O = 2NaAu(CN)2 + 2NaOH + H2O2
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H2O2 + 2Au + 4 NaCN = 2 NaAu(CN)2 + 2NaOH
� Podemos apreciar la formación del peróxido de hidrógeno como un
producto intermedio. La ecuación total podría ser semejante a la
ecuación de Elsner.
� En 1896, Christy, sugirió que el oxígeno necesario para la disolución
liberaba gas cianógeno, y consideró que este gas era un agente activo
para atacar al oro, la reacción explicativa es la siguiente:
½ O2 + 2NaCN + H2O = (CN)2 + 2NaOH
2Au + 2NaCN + (CN)2 = 2NaAu(CN)2
� En 1897, Skey, y en 1898, Park demostraron que la teoría anterior no
era cierta, es decir el gas cianógeno no era activo frente al oro o a la
plata.
� En 1905, Mc Arthur, argüía que si el oxígeno era necesario para la
disolución, luego el cianato de potasio que se formaría por la oxidación
del oro. Esta asunción fue refutada por Green en 1913 quien demostró
que el cianato no tiene ninguna acción sobre el oro.
� En 1934, Barsky, determinó mediante cálculos termodinámicos las
energías libres de formación de los complejos iónicos auro y
argentocianuros. Debido a este tipo de cálculos se asentó mas la teoría
de Elsner y la de Bodlander; mientras que la de Janin,
termodinámicamente no es factible.
� En 1934, Bonstra, fue el primero en reconocer que la disolución del oro y
de la plata en soluciones de cianuro era similar a los procesos de
corrosión de los metales en los cuales el oxígeno disuelto en la solución
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es reducido a peróxido de hidrógeno y a ión hidroxilo. El anotó que la
ecuación de Bodlander podría descomponerse en los siguientes:
O + 2H2O + 2e- = H2O2 + 2OH-
H2O2 + 2e- = 2OH-
Au = Au+ + e-
Au+ + CN- = AuCN
AuCN + CN- = Au(CN)-2
� Las ecuaciones anteriores fueron demostradas experimentalmente por
Thompson en 1947.
� En 1966, Habashi, mostró la evidencia cinética del proceso de
disolución, que es de naturaleza electroquímica, siendo la reacción total
la siguiente:
2Au + 4NaCN + 2H2O = 2NaAu(CN)2 + 2NaOH + H2O2
� Para la plata puede describirse una ecuación similar.
� Sus conclusiones estuvieron basadas en los siguientes hechos:
� Por cada 2 equivalentes de metal disuelto se consume 1 mol de O2;
� Por cada 1 equivalente de metal disuelto se consume 2 moles de
cianuro;
� Por cada 2 equivalentes de metal disuelto se produce 1 mol de H2O2;
� Experimentalmente se ha mostrado que la disolución de la plata o del
oro con los cianuros mas el peróxido de hidrógeno en ausencia de
oxígeno es un proceso lento, debido a que la reacción:
2Au + NaCN + H2O2 = 2NaAu(CN)2 + 2NaOH
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� tiene lugar en poca cantidad. por otro lado, se inhibe la disolución con la
presencia en gran cantidad de H2O2 debido a que oxida al ión cianuro a
ión cianato el que no tiene poder disolvente, la reacción que explica esta
oxidación es la siguiente:
CN- + H2O2 = CON- + H2O
2.1.5. Variables en el proceso de cianuración:
En el proceso de cianuración existen una serie de variables que son las
siguientes:
2.1.5.1. Dilución de la pulpa
Relación de líquido a sólido en la pulpa que debe ser óptima y permitir un
mayor contacto, además ser fácilmente operable.
2.1.5.2. Concentración de cianuro
La concentración de cianuro que se utiliza en la cianuración de minerales de
plata siempre es mayor para los de oro y es una práctica común mantener una
solución entre 0.20 a 0.40% de NaCN libre. Las pérdidas mecánicas y químicas
(por acción de los cianicidas) hacen que la concentración de la solución que se
va a utilizar se incremente proporcionalmente a éstas.
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Las pérdidas mecánicas de cianuro dependen del tipo de tratamiento que se
emplea, mientras que las pérdidas químicas están relacionadas
aproximadamente con las siguientes reacciones:
2NaCN + H2SO4 = HCN + Na2SO4
NaCN + co2 + H2O = HCN + NaHCO3
6NaCN + Fe + 2H2O = Na4Fe(CN)6 + NaOH + H2
4NaCN + Cu + 2H2O = Na2Cu2(CN)4 + 2NaOH + H2
6NaCN + Fe(OH)2 = Na4Fe(CN)6 + 2NaOH
Existen numerosos trabajos sobre concentraciones de cianuro libre que deben
ser empleados en la cianuración, así Maclaurin señala 0.25% de NaCN, Smart
0.10%, White 0.020% de NaCN en una solución saturada con O2, Bursky señala
0.10%.
Otro factor importante que debe contemplarse es el exceso de O2 para evitar la
precipitación de plata como sulfuro y la formación de tiocianatos y sulfocianatos
que a la postre significan consumo de cianuro. Otra forma de evitar la
formación de sulfuros de plata es añadir sales de plomo o mercurio a la
solución con los que forman sulfuros de plomo o mercurio. Para minerales de
plata el consumo de cianuro está entre 1 a 2 kg/Ton y para relaves este
consumo suele elevarse a 2 a 3 kg/Ton.
2.1.5.3. Alcalinidad protectora
Los principales factores por lo que es importante esta variable en la
cianuración, fundamentalmente cuando se emplea el óxido de calcio, son los
siguientes:
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CN- + H2O = HCN + OH-
Evita la pérdida de cianuro por hidrólisis y por acción del CO2
CN- + H2CO3 = HCN + OH-3
� Descompone los bicarbonatos presentes en el agua que posteriormente
será empleada en la cianuración.
� Neutraliza los compuestos ácidos tales como las sales férricas, sulfato
de magnesio, etc. que acompañan al agua que es empleada en la
cianuración; los compuestos ácidos de la mena, los compuestos ácidos
resultantes de la cianuración.
� Ayuda en la sedimentación de partículas finas para la separación sólido-
líquido.
� Mejora la extracción cuando se benefician telururos, platas rojas, etc.,
los que se descomponen con gran facilidad a mayor alcalinidad.
� Pero es importante señalar que esta alcalinidad protectora no protege al
cianuro de la acción cianicida del cobre.
2.1.5.4. Tiempo de cianuración
El tiempo de cianuración para los minerales de plata es mayor que el empleado
para los minerales de oro, aunque como dijimos antes podía hasta cierto punto
acelerarse mediante: una aireación constante, una trituración fina de la mena,
usando soluciones de mayor concentración de cianuro que los empleados para
el oro.
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El tiempo de cianuración para los minerales de plata por lo general es mayor
que 48 hr, pero esta magnitud es solo referencial, puesto que está sujeto a la
regulación de otras variables.
2.1.5.5. Temperatura
Incrementando la temperatura se espera incrementar la disolución del oro y de
la plata, por otro lado a mayor temperatura disminuye el contenido de O2 en la
solución. Experimentalmente se ha encontrado que la máxima temperatura
permisible es 85ºC. la energía de activación de la disolución de la plata está en
2 a 5 Kcal/mol que es un valor típico para un proceso controlado por difusión.
2.1.6. Termodinámica de la Cianuración
En los sistemas acuosos hidrometalúrgicos es importante conocer su
comportamiento termodinámico, para efectos de su interpretación se cuentan
con los Diagramas de Pourbaix o Eh-pH. Los diagramas Eh-pH (Potencial de
electrodo vs pH) han sido desarrollados para describir los equilibrios en un
sistema de corrosión metálico, a parte de los sistemas hidrometalúrgicos.
Los diagramas Eh-pH, sirven para representar a los equilibrios heterogéneos,
entendiendo que el sistema en estudio está en condiciones de estabilidad. Los
diagramas indicados describen teóricamente las reacciones de hidrólisis,
oxidación y reducción que ocurren en las soluciones acuosas.
La ecuación general desde el punto de vista electroquímico y que describe un
proceso hidrometalúrgico puede ser escrita en forma de reducción:
aA + cH+ + ne- <=====> bB + mH2O
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Esta reacción es comparada con un electrodo de referencia, como el electrodo
estándar de hidrógeno (SHE) y partiendo del criterio de potencial de equilibrio
para celdas electroquímicas, se determina a partir de la condición del equilibrio
termodinámico:
∆G + nF(µ - µref) = 0
Donde n es el número de equivalentes químicos, F es el número de Faraday
(23 060 calorías/voltio), (µ - µref) es el potencial de circuito abierto de los
terminales, cuando el sistema total está en equilibrio.
Después de un análisis y deducciones se obtiene finalmente la ecuación, que
relaciona el Eh y el pH:
Donde Eh = µ - µref, y
∆G° = -a µ°A - (c-n)µ°H+ - n/2*µ°H2 + bµ°B + µ°H2O
La ecuación obtenida permite graficar las líneas generadas para cada reacción,
en un diagrama cuyas coordenadas son el potencial de electrodo Eh y el pH
(en ambos casos son consideradas como variables dependientes). Estas líneas
a su vez generarán áreas de dominio de cada especie.
∆G RT aB RT RT Eh = - - *ln - 2,303**C*pH - *m* lnaH2O (I) nF nF aA nF nF
27
A continuación se muestra el diagrama Eh-pH, para el sistema Au-CN-H2O a
25°C, para condiciones prácticas de operación, [Au] =10-4M y [CN]=10-3M; en el
cual se puede observar las áreas de predominancia de los principales
compuestos en un sistema de lixiviación de oro en un medio cianurado. En la
parte inferior se tiene el dominio de Au metálico, en zonas de potenciales
reductores en medio ácido, el área va disminuyendo hasta hacerse constante
en la zona de potenciales reductores en medio alcalino, el punto de
intersección se da en el pH = 9,21, ocasionado por el límite de la reacción:
H+ + CN- = HCN
log K = 9.21 a 25°C
28
DIAGRAMA Eh-pH SISTEMA Au-CN-H 2O
En este diagrama podemos observar el área del complejo Au(CN)2-, que es la
principal especie disuelta del oro en este medio, que en su zona de potencial
ligeramente más oxidante en medio alcalino es la zona más conveniente de
trabajo para la lixiviación del oro, la operación a pH’s menores a 9,21 ocasiona
la pérdida de cianuro por hidrólisis de la reacción:
CN- + H2O = OH- + HCN
29
por esta razón se trata de mantener la protección alcalina usando cal (CaO) en
rangos de pH entre 10 y 10,5; sobre este valor la velocidad de disolución decae
posiblemente debido a la formación de una capa pasiva de Au(OH)3(s), sobre
la superficie que se está lixiviando. En zonas de potencial oxidante en extremos
de acidez se observa la presencia de la especie iónica Au3+, desde este límite
se observa la existencia del Au(OH)3(s) hasta pH’s bastante alcalinos, en
extremos alcalinos se observa la presencia del ión Au(OH)52-, y finalmente en
potenciales más oxidantes se tiene al AuO2. Las líneas punteadas describen el
campo de estabilidad del agua de acuerdo a:
O2 + 4H+ + 4e- = 2H2O
2H2O + 2e- = 2OH- + H2
2.1.7. Cinética de la cianuración:
La velocidad de reacción en el proceso de cianuración podría verse modificado
por los siguientes factores:
� La velocidad de disolución depende del área superficial del metal en
contacto con la fase líquida indicando de esta manera que el proceso de
disolución es un proceso heterogéneo; también depende de la velocidad
de agitación, lo que indica que el proceso sufre la presión de un
fenómeno físico.
� La velocidad de disolución es favorecida ligeramente por el aumento de
temperatura, en tal caso podría requerirse menor cantidad de O2 y es
directamente proporcional a la presión parcial del O2. También es
favorecida ligeramente por la presencia de H2O2. Este hecho aboga por
la aceptación del planteamiento hecho por Bodlander.
30
� La velocidad de disolución se ve perjudicada, cuando el pH de la pulpa
es menor que 11 debido a:
H2SO4 + CaO = CaSO4 + H2O
Y por otro lado se favorece la formación de cupro y ferrocianuros y la
formación de HCN que constituye un riesgo para la salud de los
trabajadores cuando se trabaja en medio ácido.
� Finalmente la velocidad de disolución se favorece con una mayor
concentración del os iones CN- hasta una concentración límite llegado a
la cual no incrementa la disolución, mas bien la retarda.
2.1.8. Mecanismo de la cianuración:
Si consideramos que se tiene una disolución electroquímica tal como:
31
Reacción anódica
Ag = Ag + + e- (1)
Ag + + 2CN- = Ag(CN) -2 (2)
Reacción catódica
O2 + 2H2O + 2e- = H2O2 + 2OH- (3)
De acuerdo a la ley de Fick
Dónde:
d(O2) d(CN-) ——- y ———- son las velocidades de difusión del ión CN- y del dt dt
O2 en mol/seg;
[CN-] y [O2] =la concentración del CN- y del oxígeno en la pulpa en mol/ml.
[CN-]i y [O2]= la concentración inicial del CN- y del oxígeno en la interfase en
mol/ml.
A1 Y A2= son el área superficial en que se tiene las reacciones anódica y
catódica en cm2
δ = es el espesor del límite de difusión en cm2.
d(O2) A1
——- = Do2 ——- ( [O2] - [O2]i )......... (4) dt δ
d(CN-) A2
—— = DCN- —— ( [CN-] - [CN-]i )......... (5) dt δ
32
Si asumimos que las reacciones químicas en la interfase del metal son muy
rápidas y comparadas con la difusión del ión cianuro y del oxígeno a través del
límite, luego estos serán consumidos tan pronto como los alcancena la
superficie del metal.
[O2]i = O y [CN-] = 0
Por esto:
Luego ya que la proporción de disolución del metal es el doble del consumo de
oxígeno y la mitad del consumo de cianuro luego; velocidad de disolución
2d(O2) A1
———- = 2Do2 ——- [O2]......... (8) dt δ
d(CN-) A2
—— = DCN- —— [CN-] ..... (9) 2dt 2δ
Pero sí A es igual a A1 + A2; luego
2A DCN- DO2 [CN-] [O2] Velocidad = ———————————— ... (10) δ DCN- [CN-] + 4 Do2[O2]
De la ecuación anterior, a bajas concentraciones de cianuro podemos eliminar:
DCN- [CN-] y tendremos:
d(O2) A1
——- = Do2 ——- [O2]......... (6) dt δ
d(CN-) A2
—— = DCN- —— [CN-] ..... (7) dt δ
33
A DCN- [CN-] Velocidad = ——————— ................................. (11) 2δ
= K1 [CN-] ..................................... (12)
De igual forma a altas concentraciones de cianuro podemos tener:
2A Do2[O2] Velocidad = ——————— ................................... (13) δ
= K2[O2] ........................................ (14)
de (11) y (13) tendremos:
DCN-[CN- = 4 Do2 [O2] ............... (15)
DO2 = 2.76 x 10-5 cm2/seg
DKCN = 1.83 X 10-5 cm2/seg, luego
Do2 —— = 1.5; por esto la velocidad límite es cuando DCN-
[CN-] —— = 6 [02]
Por otro lado:
10.1 x 10-5 [CN-] [O2] δ = ——————————— cm v 1.83 [CN-] + 11.04 [O2]
34
Dónde:
v = velocidad expresada en equivalente g/cm2 seg
[CN-] [O2] = concentración de ión cianuro y oxígeno en mol-g/ml.
2.1.9. Influencia de las impurezas en la cianuració n
La presencia de elementos diferentes al oro y a la plata tienen la siguiente
influencia:
� Zinc
La mayoría de minerales de zinc son disueltos por soluciones de
cianuro, como consecuencia se forman algunos de los siguientes
compuestos:
• Zn(CN)2 que es un compuesto insoluble en agua, soluble en ácidos
diluidos para formar sales y soluble también en álcalis formando
cianuros dobles y zincato.
• Na2Zn(CN)4 compuesto soluble en agua hasta cierto grado,
incrementándose esta solubilidad a mas álcali libre.
• FeZn2(CN)6 insoluble en agua y en ácidos diluidos formando
ferrocianuros y zincatos.
½ O + H2O + ZnS + 4NaCN = Na2Zn(CN)4 + S-2 + 2NaOH
Por otro lado, cuando se disuelve la esfalerita la solución contendrá
tiocianatos, sulfatos y otros tipos de compuestos de azufre que
generalmente consumen O2 por lo que se disputan el oxígeno necesario
para la disolución del oro o de la plata.
35
� Cobre
La casi totalidad de minerales de cobre son solubles en soluciones de
cianuro, formándose los siguientes compuestos casi en forma general:
• Cu(CN)2 compuesto inestable que se descompone con el calor o con el
tiempo formando CuCN. Este último compuesto es insoluble en agua y en
ácidos diluidos y muy ligeramente en álcalis cáusticos y en soluciones de
amonio.
Este CuCN es el compuesto cianicida, tal como lo explican las siguientes
reacciones:
CuCN + NaCN = NaCu(CN)2
CuCN + 2NaCN = Na2Cu(CN)3
CuCN + 3NaCN = Na3Cu(CN)4
La presencia de cobre como chalcopirita, así como crisocola y en
cantidades de hasta 4 lb/Ton no causan detrimento sobre la cianuración del
oro y de la plata.
� Fierro
El cianuro tiene una acción lenta sobre el fierro, pero algunas sales son
solubles y forman generalmente los ferrocianuros y los ferricianuros. Por
otro lado la presencia del fierro genera un consumo de oxígeno el cual es
necesario para la disolución del oro y de la plata.
36
� Arsénico y antimonio
Estos elementos son fuertemente cianicidas. Por otro lado forman
compuestos reductores que retardan y/o impiden la disolución del oro y de
la plata.
� Ión sulfuro
Este ión podría afectar la disolución si es absorbido por el metal en la
interfase metal solución formando una película que imposibilite la
cianuración, por otro lado este ión reacciona con el cianuro y el oxígeno
para formar el ión tiocianato que no es disolvente, la reacción siguiente
explica lo expresado anteriormente.
S-2 + 2CN- + ½ O2 + H2O = 2CNS + 2OH-
� Formación de películas
A veces se tiene la formación de películas en la superficie del metal
dificultando su disolución. Podemos citar sulfuros, peróxidos( por ejemplo,
Ca(OH)2), óxidos, cianuros insolubles (tales como, AgCN, Pb(CN)2) y otras
películas formadas ya sea por efectos de corrosión ó aquellas que se
forman en la flotación cuando este procedimiento precede a la cianuración.
2.1.10. Precipitación del oro y de la plata
Principalmente el oro se recupera a partir de sus soluciones ricas clarificadas
por precipitación con polvo de zinc. La efectividad del zinc es mejorada por la
desaereación o en un sistema de vacío de la solución previo a la adición de
zinc tal como se practica en el sistema de Merrill Crowe. Las principales
reacciones de precipitación para el oro probablemente son las siguientes:
37
2Au(CN)2- + Zn ----> 2Au + Zn(CN)4
-2
2Au(CN)2- + Zn + 3OH- ----> 2Au + HZnO2
- + 4CN- + H2O
La precipitación del oro por el agregado del zinc a las soluciones ricas que lo
contienen es fundamentalmente un proceso de cementación, realizado por una
reacción ánodo-cátodo en el que también resulta en una disolución del zinc. Al
adicionar sales de plomo soluble, en algunos casos mejora la reacción y
favorece las condiciones electroquímicas de la reacción. La remoción de
oxígeno bajo condiciones de vacío disminuye la tendencia del oro a
redisolverse en cianuro y corta la disolución oxidante del zinc en el cianuro.
El aluminio en polvo también es un precipitante efectivo para el oro a partir de
soluciones desaereadas de cianuro.
Los valores de oro y plata en soluciones cianuradas son exitosamente
recuperadas comercialmente por adsorción en carbón activado granular. Los
iones calcio presentes en las soluciones cianuradas, favorecen la adsorción del
complejo aurocianuro, mientras que los iones sodio inhiben la adsorción,
particularmente sobre pH 10.
Una operación típica de desorción a partir del carbón activado se realiza en una
solución conteniendo 1% de NaOH, 0,1% de NaCN a temperaturas cercanas a
la de ebullición (80°C), para carbones típicamente cargados con 200 a 600
onzas de oro y plata combinados por tonelada corta de carbón. La desorción
toma de 40 a 60 horas. Las soluciones cargadas son electrolizadas para
recuperar el oro y la plata en cátodos de acero. El carbón generalmente es
38
reusado, después de reactivaciones periódicas por tratamiento térmico a
600°C. Una temperatura elevada de 160°C, disminuye el tiempo de desorción
de 4 a 6 horas, también una mezcla acuosa de cianuro - soda cáustica - etanol
o metanol a 60 a 80°C.
2.2. METALURGIA DE LOS MINERALES REFRACTARIOS DE O RO
En las tres últimas décadas del siglo pasado se realizaron grandes esfuerzos al
tratamiento de minerales que no era posible someter a cianuración sin alguna
forma de tratamiento previo. El pretratamiento de las llamadas menas
refractarias está más generalmente orientado a la liberación del oro
encapsulado en partículas de sulfuro (siendo la pirita con o sin mispíquel la
matriz más corriente en el oro refractario), o bien físicamente por molido, o bien
químicamente por oxidación de los minerales sulfurados.
La caracterización mineralógica de los constituyentes carbonáceos activos
puede también hacer que una mena sea refractaria activando el enlace con el
cianuro complejo de oro soluble, que es el fenómeno de retención por
adsorción. Incluso después de la oxidación (de los sulfuros) pueden quedar
algo de carbono sin oxidar y mantener sus características de retención por
adsorción y para resolver este problema puede ser necesario aumentar las
condiciones de oxidación generalmente más severas que las que se necesita
para una simple oxidación de sulfuros. Una mena de oro puede también
considerarse refractaria si los minerales solubles de metales comunes
determinan un consumo de cianuro en cantidades antieconómicas y
obstaculizan el proceso de disolución del oro.
39
2.2.1. Características de un Mineral Refractario Au rífero
El oro se encuentra frecuentemente entrelazado o cubierto de pirita o de
minerales sulfurosos, y la práctica usual, para extraer el oro de este tipo de
mena refractaria, consiste en moler la mena, tanto como sea necesario o
tostarla a temperaturas que sobrepasan los 500 C, con la finalidad de oxidar a
los sulfuros. Infortunadamente las operaciones de tostación, usualmente
convierten en insoluble a una porción del oro. La oxidación acuosa bajo presión
ofrece un método alternativo al de tostación para descomponer los sulfuros y
deja un residuo a partir del cual el oro puede removerse más fácilmente
mediante un tratamiento posterior con solución de cianuro.
A temperaturas y presiones elevadas, algunos minerales sulfurosos se
disuelven en el agua ante la presencia de oxigeno, y otros requieren de medios
acuosos ácidos o básicos. Sin embargo, para todos ellos, es esencial la
presencia de un reactivo catalizador oxidante si se desea tener una operación
exitosa. La oxidación acuosa de minerales sulfurados se puede auxiliar con la
presencia de hidróxido de amonio, acetato de amonio o permanganato de
potasio. Se debe resaltar que la digestión ácida a presión es el proceso de
oxidación acuosa con ciertas ventajas económicas.
Los minerales de oro son clasificados comúnmente como minerales de
molienda libre y minerales refractarios basados en el desempeño metalúrgico
logrado en la lixiviación cianurante. Los minerales refractarios son aquellos que
dan extracciones bajas de oro y plata.
40
2.2.2. Consideraciones Tecnológicas para el Tratam iento de Minerales
Refractarios
La evaluación y selección del proceso más económico es un desafío al que
está haciendo frente un número cada vez mayor de compañías mineras. En la
apropiada elección de tecnología, el método de explotación empleado, la
distribución de la recuperación metalúrgica dentro del yacimiento y la
naturaleza refractaria del minería. Está muy claro que no sería realista evaluar
por separado el yacimiento o el proceso pero, como regla general, la selección
del proceso de be basarse en el método de tratamiento que ofrece la máxima
rentabilidad económica.
La elección definitiva de un esquema de tratamiento adecuado dependerá de
muchos factores pero los más importantes son los siguientes: recuperación de
oro, coste de explotación, coste de capital y aceptación ambiental. En lo que se
refiere a las características del mineral dentro del yacimiento, deben
considerarse los siguientes aspectos:
• Mineralogía y causas del comportamiento refractario.
• Efecto de la mineralogía sobre la fase final del tratamiento y sobre las
características del efluente.
• Posibilidades de concentración previa (generalmente flotación).
• Grado necesario de oxidación del azufre.
• Contenido de azufre en el mineral (o en el concentrado).
• Dimensiones, ley y accesibilidad del yacimiento.
41
• Efecto de la situación del yacimiento sobre los costes de adquisición de los
principales reactivos.
• Disponibilidad y costes de energía eléctrica y combustibles.
Las características del proceso que deben tenerse en cuenta en la evaluación
son las siguientes:
• Eficacia en la consecución del grado necesario de oxidación del azufre.
• Eficacia de la oxidación, o de otro procedimiento para hacer inactivos los
constituyentes carbonáceos que pueden dar lugar a retención por adsorción.
• Cantidades y coste de los reactivos necesarios.
• Energía necesaria (energía eléctrica y combustible)
• Costes de capital.
• Flexibilidad en el tratamiento de todos los tipos de mineral identificados o
que es posible que se encuentren en el curso de la vida de la explotación.
• Características de los efluentes y efecto sobre los costes de tratamiento y
evacuación.
Para el tratamiento de menas refractarias hay muchos procesos posibles, tales
como tostación, oxidación a presión, bio-oxidación a presión mediante cloro y
molino ultrafino. Sin embargo, a excepción de los tres primeros, los demás
tienen un campo de aplicación muy limitado en el tratamiento de menas
refractarias complejas o todavía no han llegado a aplicarse a escala industrial.
42
Sin embargo merece la pena pasar una breve revista a los procedimientos más
innovadores en el tratamiento de oro refractario.
2.2.2.1. Oxidación Por Ácido Nítrico:
Para la oxidación de minerales sulfurados se han propuesto varios procesos a
base de ácido nítrico. Aunque la cinética de la oxidación es rápida, los
procesos en sí son relativamente complejos y en la corriente de pulpa se
introducen iones nitrato con arrastre de algo de nitrato en los estériles. Esto es
importantes porque las especies de nitratos están sujetas a un estricto control
ambiental en muchos lugares del mundo y estos procesos deben considerarse
como opciones que no tiene (todavía) aplicación industrial.
Se han desarrollado hasta la fecha tres métodos patentados. Los procesos
Arseno y Nitrox a baja temperatura se fundan en la oxidación del mineral por
ciertas especies de nitrato/nitrito con formación de azufre formado en estos
proceso se han investigado varios métodos alternativos. En cambio, el proceso
Redox, que es realmente una oxidación a presión son ácido nítrico, opera bajo
condiciones que impiden la formación de azufre elemental.
El proceso Arseno, que es aplicable a los concentrados de sulfuros, permite, si
es necesario, completar la oxidación de concentrados piríticos y arsenopiríticos
en 15 minutos operando a temperaturas de 80-100°C y presiones de 400-800
kPa. Por otra parte, el proceso Nitrox, aunque se asemeja al proceso Arseno
en que es un proceso autocatalítico que se basa en el consumo y generación
de ácido nítrico, difiere de él en que se opera a la presión atmosférica y se
utiliza aire en vez de oxígeno criogénico.
43
2.2.2.2. Cloración:
Históricamente, la cloración se aplicaba de modo extensivo antes de adoptarse,
en el siglo XIX, el cianuro como principal agente lixiviante para el oro, pero el
proceso está encontrando ahora su principal aplicación en la pasivación de las
menas carbonáceas propensas a retención por adsorción, antes de la
lixiviación con cianuro. En Jerrit Canyon, en Nevada, donde una parte
importante del mineral tiene fuertes características de retención por adsorción ,
la pulpa alcalina triturada y molida se rocía con cloro en tanques cerrados a
aproximadamente 50°C . El tiempo total de retención es del orden de 20 horas,
después de las cuales el cloro/ácido hipocloroso residual queda destruido y la
pulpa se hace pasar a través de un circuito CIL (carbón en lixiviación) para
disolución de oro y plata y simultánea adsorción por carbón.
Sin embargo, la cloración es inadecuada para el tratamiento previo de
minerales que tengan un alto contenido de azufre(0,5%-1,0%) debido al
excesivo consumo de cloro. A medida que avanza la explotación de Jerrit
Canyon el mineral se ha ido haciendo cada vez más refractario por lo que se ha
incorporado en el diseño de la planta un horno de tostación a fin de tratar los
materiales altamente refractarios.
2.2.2.3. Molido Ultrafino:
Ofrece especial interés el tratamiento de menas propensas a retención por
adsorción, en Nevada, existiendo una gran variedad de procesos diferentes de
beneficio. Los metalurgistas de Santa Fe Pacific Gold han desarrollado un
proceso de molido fino y tratamiento por flotación con licencia propia para tratar
las menas carbonáceas con retención por adsorción, tales como algunas de las
44
de Nevada. Sin embargo el proceso se está patentando actualmente, por lo
que los detalles del mismo no se han dado a conocer todavía.
Mientras tanto, las compañías australianas y otras han demostrado que cuanto
más fino es el molido antes de la oxidación, menos rigurosas son las
condiciones necesarias para la oxidación. Como se necesita menos oxígeno y
a presión más baja, se pueden utilizar autoclaves mas baratos. Por ejemplo,
Metprotech ha desarrollado molinos de bolas con agitación para uso en
explotaciones a gran escala, que son apropiados para el molido fino de menas
antes de la oxidación a presión o de la bio-oxidación.
De modo semejante, General Kinematics ha desarrollo un molino vibratorio que
ofrece ventajas en el molido fino y al mismo tiempo se han presentado todillos
de molido a alta presión como muy prometedores en al extracción de oro
refractario.
2.2.3. Ventajas e Inconvenientes:
Aparte de las consideraciones económicas, cada uno de los tres principales
procesos de tratamiento de menas refractarias lleva aparejadas ventajas e
inconvenientes tecnológicos. La tostación tiene la ventaja de ser una tecnología
ya probada, pero hay todavía problemas ambientales relacionados con este
proceso que deben ser resueltos. Generalmente las recuperaciones no son tan
elevadas como las que se consiguen mediante bio-oxidación o con oxidación a
presión pero, hablando en términos generales, tampoco son tan altos los
costes de capital.
45
La oxidación a presión tiende a generar subsiguientes recuperaciones de oro
elevadas, pero al precio de unos costes de capital y de explotación grandes.
Para conseguir las rápidas reacciones asociadas a la oxidación a presión se
necesitan temperaturas y presiones de trabajo muy por encima de lo que son
normales en la industria del oro y deben mantenerse exigencias de calidad muy
altas en el diseño y en las operaciones de la planta.
Por su parte, la bio-oxidación también consigue recuperaciones elevadas de
oro pero, en la actualidad, se necesitan largos intervalos de tiempo de
permanencia con densidades de pulpa relativamente bajas (gran volumen de
producción) lo que da lugar a un incremento en los costes de capital.
En resumen, el tratamiento de menas refractarias es por lo general una opción
costosa para las compañías mineras, tanto en cuanto a capital. Sin embargo
hay una excepción notable que es la explotación de Eskay Creek en la
Colombia Británica. Esta mina a produce un mineral refractario de tan alta ley
que es más ventajoso enviarlo directamente como sale de la mina a los
fundidores. Al conseguir así la recuperación de oro más elevadas posible, esta
opción ha reducido además grandemente los costes de capital y de explotación
evitando tener que hacer una instalación de tratamiento sobre el terreno.
Dada la importancia creciente de las menas refractarias de oro y plata como
fuente de estos metales, no es sorprendente que la tecnología de tratamiento
de minerales refractarios haya ocupado una parte importante del Randol Gold
Forum que tuvo lugar en Estados Unidos el pasado mes de abril. Uno de los
principales ponentes fue el Dr. Ken Thomas, vicepresidente de servicios
46
técnicos de Barrick Gold. Hasta la fecha Barrick y Kilborn han sido las primeras
en tecnología de oxidación a presión con sus trabajos en Goldstrike.
El mayor y más moderno autoclave independiente se halla en la planta de
oxidación a presión de Lone Tree, Nevada, perteneciente a Santa Fe Pacific
Gold. De dicha instalación de Lone Tree se habló también en la citada
conferencia.
2.2.4. El Uso de la Tostación:
La tostación está haciéndose otra vez muy corriente y una de las primeras
instalaciones de esta clase es la de molido en seco y todo el conjunto de
operación de tostación, de Newmont Mining en Carlin Trend. Además Newmont
ha terminado la ejecución de su proyecto de Minahasa, en Indonesia, donde
está programado producir 90.000 onzas de oro este año.
El molido en seco antes de todo el conjunto d ella tostación del mineral y la
clasificación de la alimentación a los hornos de tostación eran un importante
desafío en las operaciones primitivas y cualquier compañía que vaya a
realizarlas necesita conocer las dificultades inherentes a este proceso. En el
norte de Elko, en Nevada, hay una operación conjunta Indepence/Jerrit donde
se efectúa el molido en seco junto con la tostación completa del mineral en
oxígeno puro. Esta instalación ha demostrado la viabilidad y la adecuación
medioambiental del proceso.
La conferencia antes citada se ocupó también de la mina Syama, de BHP, en el
sur de Mali, donde se ha incorporado en el diseño de la planta un horno de
tostación con lecho fluido circulante, aplicando tecnología Dorr-Olíver.
47
2.2.5. Innovaciones en Bio-Oxidación:
Mientras que en las explotaciones norteamericanas hay tendencias a elegir la
oxidación a presión o la tostación como método preferido para el tratamiento de
oro refractario, en otros lugares del mundo se ha progresado en la bio-
oxidación, sin olvidar, por supuesto, que Newmont ha desarrollado su propia
tecnología de bio-oxidación para lixiviación en pila con tonelajes elevados y
baja ley. Esta y otras técnicas de oxidación bacteriana, tales como BIOX,
BacTech y MINIBAC han sido dadas a conocer en el número de MINING.
La mayor instalación de bio-oxidación es la planta BIOX de tratamiento de
mineral sulfurado de 1 Tm/año en la mina Sansu, de Ashanti Goldields, en
Ghana.
Existe la posibilidad de bio-oxidar minerales sulfurados triturados, en pilas,
como es corriente en la minería del cobre. Esto se ha ensayado en Perú donde
el residuo oxidado era después recogido, lavado y molido y luego se sometía a
lixiviación por cianuro.
Alternativamente, el residuo podía ser sencillamente recogido y lavado para
volver a ponerlo en pila a fin de tratar el oro por lixiviación con cianuro. Como el
mineral húmedo no se aglomera, sería lógico separar los finos sobre criba para
tratarlos separadamente o bien secarlos y volver a incorporarlos antes de la
lixiviación con cianuro en pila.
48
2.2.6. Criterio del Cianuro:
La creciente explotación de yacimientos con mineral refractario ha estimado un
renovado interés por los lixiviantes del oro que puedan utilizarse en medio
ácido para evitar los elevados costes de neutralización exigidos por la
cianuración alcalina de materiales oxidados.
Ha habido muchos progresos en la tecnología del cianuro, como es el primer
activador comercial de lixiviación por cianuro, de Dupont. Este aditivo acelera
considerablemente el proceso de lixiviación por cianuro, aumentando la
producción sin tener que ampliar la instalación y reduciendo el consumo de
cianuro.
También Mennetck ha desarrollado un activador de lixiviación que, por ejemplo,
puede acelerar la exploración por lixiviación del oro en las muestras,
haciéndola en solo 20 minutos, frente a 24 horas con el cianuro convencional.
Además ampliará el ámbito de estos análisis de campo, por ejemplo
clasificando rápidamente las menas de una lixiviación en pila mediante
medición del oro lixiviable por cianuro.
El criterio del cianuro consiste en que las velocidades de lixiviación de oro son
proporcionales al cuadrado de la concentración de oxígeno en disolución. El
aumentar el suministro de oxígeno resulta especialmente importante cuando se
tratan menas que consumen oxígeno. AL inyectar más aire y oxígeno en una
pulpa de lixiviación, aumenta la recuperación en el lixiviado de oro, se disuelve
un mayor tonelaje de mineral en la misma capacidades de tanque y se rebaja el
consumo de cianuro.
49
La entidad Yellowstone Environmetal Science (YES), con sede en Montana,
está desarrollando una nueva tecnología de extracción de metales preciosos en
dos etapas. Inicialmente las bacterias aeróbicas catalizan la bio-oxidación de
menas sulfuradas refractarias de baja ley y las bacterias reductoras de sulfato
que aparecen de modo natural convierten después los sulfatos disueltos en el
desagüe ácido de mina en una gente bisulfurado de lixiviación disuelto que se
hace recircular. Los contenidos de metal en la disolución lixiviante son
después absorbidos con carbón activado o precipitados con polvo de cinc.
Aunque todavía se halla en una fase relativamente incipiente de desarrollo hay
una importante productora de oro, cuyo nombre no se ha dado a conocer, que
ha entregado a YES una carta de compromiso condicionado y además YES
está dispuesta a negociar contratos de I + D con cualquier compañía o
consorcio de compañías interesadas.
2.3. ANÁLISIS TEÓRICO DEL PROCESO PROPUESTO
2.3.1. Pretratamiento de los Minerales Refractarios
Algunos métodos de pretratamiento (por ejemplo, tostación, oxidación a
presión, y biooxidación) son aplicados para aumentar la recuperación de oro de
minerales refractarios. Los minerales de oro sulfurados refractarios fueron
procesados tradicionalmente por tostación, donde la pirita y la arsenopirita son
oxidadas para producir estructuras de Fe2O3 porosas. Sin embargo, procesos
acuosos en los últimos años como la biooxidación y la oxidación a presión para
destruir la matriz de sulfuro y para producir oro aprovechable mediante la
lixiviación con cianuro ha ganado terreno. Esto ha resultado especialmente de
50
preocupaciones ambientales asociadas con las emisiones gaseosas (SO2, en
particular) de las plantas de tostación. La molienda ultra fina también puede
servir como una alternativa a los procesos químicos de pretratamiento de tal
forma que el oro sea lo suficientemente suelto para estar físicamente y
económicamente liberado.
La plata puede ocurrir como sulfuros antimoniales y arsenicales como la
pirargirita (Ag3SbS3), la proustita (Ag3AsS3), y como contenido en los minerales
como la tennantita (Cu12As4S13) y la tetrahedrita (Cu12Sb4S13). Estos minerales
también pueden contener oro. Todos estos sulfuros de Sb/As conteniendo plata
son caracterizados por su respuesta pobre a la lixiviación con cianuro para la
extracción de Ag. Celep y otros informaron que los métodos de pretratamiento
como la tostación o molienda ultrafina no fueron efectivos para lograr el nivel
deseado de extracciones de oro y plata de un mineral refractario antimonial de
oro/plata.
La lixiviación sulfurada alcalina es aplicada con frecuencia como un proceso
conveniente de pretratamiento para la estibinita (Sb2S3),, tetrahedrita, enargite
(Cu3AsS4), y jamesonite (FePb4Sb6S12) para mejorar la subsiguiente lixiviación
cianurante de metales preciosos (plata en particular), o para eliminar elementos
penalizables incluyendo As y Sb de los minerales/concentrados. En este
sentido, Ficeriová y otros demostraron que la lixiviación mecanoquímica
alcalina como un pretratamiento mejoró sustancialmente la lixiviación con
thiosulfato de la plata de un concentrado complejo sulfurado conteniendo cobre
y sulfuros de cobre antimonial como tetraedrita, bournonita (CuPbSbS3), y
seligmanita (CuPbAsS3).
51
2.3.2. Algunas consideraciones para pretratamiento acuoso
2.3.2.1. Efecto del área superficial. En la teoría clásica de la disolución de
sólidos en líquidos se menciona que la velocidad de disolución es directamente
proporcional al área superficial. De aquí la velocidad de disolución observada
disminuye con el incremento del tiempo debido a la reducción del área
superficial del sólido a medida que su disolución avanza, aunque la velocidad
por unidad de área permanece constante.
Entonces cuando sobre la superficie del mineral no se forma un producto
insoluble de reacción, la velocidad de disolución observada permanece
constante.
La inconsistencia técnica en explicar la velocidad de disolución constante obvia
la hipótesis que ha sido adelantada, que es la disolución por picado, la cual
incrementa el área superficial por unidad de peso, tal que el área superficial
total permanece, aproximadamente, constante.
2.3.2.2. Formación de Películas. Sin embargo, es posible que uno de los
productos de reacción pueda ser insoluble en la solución y forme una película
sobre la superficie de la partícula. Por ejemplo, Stenhouse y Armstrong
reportaron la formación de oxido de hierro hidratado insoluble a partir de la
pirita en NaOH, con la consiguiente formación de azufre elemental a partir de la
pirita, cuando se trata con acetato de amonio. En tales reacciones, la velocidad
de reacción disminuye considerablemente con el incremento del tiempo a
medida que crece la película formada.
52
Tradicionalmente, los más frecuentemente estudiados han sido el oxígeno, el
cloro y el ion férrico. Sin embargo, el oxígeno en sí puede usarse en cualquier
solución. Posnjak y Merwin reportaron que el ion férrico. Sin embargo, el
oxígeno en sí puede usarse en cualquier solución. Es de precisar que el Ion
férrico es soluble sólo en soluciones comparativamente ácidas y su solubilidad
depende de la concentración del ácido y de la temperatura.
El orden de la velocidad de oxidación a temperatura ambiente es como sigue:
Cl2 - Fe - O2; el cloro oxida la mayoría de los sulfuros en pocas horas, el hierro,
en varios días; pero el oxígeno puede tomar años, pero a temperaturas sobre
los 100oC, puede oxidar sulfuros en unas pocas horas.
2.3.3. Análisis Teórico del Proceso Propuesto
Los minerales conteniendo oro pueden ser clasificados ya sea como especies
liberadas o refractarios basado en su respuesta metalúrgica a la lixiviación con
cianuro (Adams, 2005). Mientras recuperaciones de oro altas (> 90%) de los
minerales con alta liberación pueden ser logrados fácilmente, los minerales de
oro refractarios a menudo son caracterizados por las extracciones de oro bajas
(<80%) con la lixiviación convencional con cianuro (Gupta y Mukherjee, 1990).
La refractariedad de los minerales de oro puede resultar principalmente de las
53
características mineralógicas inherentes como el oro encapsulado dentro de la
pirita/arsenopirita, el oro como telururo o estibinitas, o la mineralogía de la
ganga reactiva incluyendo componentes carbonosos preg-robbing (materiales
carbonáceos/carbonosos que adsorben oro a través del efecto "preg-robbing")
(La Brooy et Al., 1994). El pretratamiento de minerales/concentrados
refractarios antes de la lixiviación cianurante por lo tanto es requerido extraer
adecuadamente el oro y la plata contenidos de fácil y dócil extracción. La
tostación, la oxidación a presión, biooxidación y, en una extensión limitada, la
molienda ultrafina es utilizada como métodos de pretratamiento en la práctica,
pero su eficacia depende en gran parte en la naturaleza de la refractariedad
([Gunyanga et Al., 1999], [Iglesias y Carranza, 1994] y [Corrans y Angove,
1991]).
Los sulfuros conteniendo plata incluyendo la proustita, pirargirita, tenantita y
tetrahedrita (Tabla 1) son también refractarios en carácter que lleva a
extracciones muy pobres de plata (a menudo ≤10%) en la lixiviación cianurante.
La lixiviación alcalina sulfurada de la tetrahedrita y la estibinita (Ubaldini y
otros., 2000), la enargita y la jamesonita y ha resultado en un proceso
conveniente para el pretratamiento de estos minerales para hacer que la plata
esté disponible para la lixiviación subsiguiente con cianuro o para remover
elementos peligrosos/penalizables como el arsénico y el antimonio de los
minerales/concentrados (Tabla 1). Ubaldini y otros (2000) también notaron el
efecto beneficioso de la temperatura en la disolución de la estibnita con este
sistema.
Tabla 1. Minerales sulfurados de antimonio – arséni co tratados por lixiviación alcalina sulfurada.
Mineral es Formula Proces o Referenc ias
Tetrahedrita Cu12Sb4S13 Remoción de Sb Baláž y otros., 1998
Tenantita Cu12As4S13 Remoción de As Baláž y otros, 2003
Estibinita Sb2S3 Remoción de Sb Ubaldini y otros 2000
Proustita Ag3AsS3 Remoción de As/Recuperación de Ag Baláž, 2000
Pirargirita Ag3SbS3 Remoción de Sb/ Recuperación de AgBaláž, 2000
Jamesonita FePb4Sb6S12 Remoción de Sb Baláž and Achimovičová, 2006
Enargita Cu3AsS4 Remoción de As/Recuperación de Cu Curreli y otros., 2009
Andorita Sb3PbAgS6 – –
Zinkenita Pb9Sb22S42 – –
La descomposición de algo los sulfuros de arsénico y de antimonio en sistemas de
lixiviación alcalina sulfurada puede ser dada por las reacciones siguientes:
SbS2−+S2−
→SbS33−
Los estudios anteriores en un mineral de de oro/plata de antimonial de Akoluk,
Turquía ha indicado que el mineral es refractario en carácter, presumiblemente
ligado con la ocurrencia de los sulfuro inclusive la zinkenita (Pb9Sb22S42) y andorita
(Sb3PbAgS6) como el principal componente que contiene plata en el mineral (y el
oro en menor grado) ([Celep y otros., 2006] y [Celep y otros., 2009]). Las pruebas
diagnóstico de lixiviación sugirieron que la descomposición de los sulfuro podrían
mejorar la extracción de oro y plata por acerca de 29% y acerca de 57%,
respectivamente del mineral de antimonio (Celep y otros, 2009). La molienda
ultrafina o tostación del mineral fue informado para ser ineficaz con la finalidad de
mejorar lixiviación cianurante del oro y la plata ([Celep y otros, 2009] y [Celep y
otros, 2010]).
A pesar de los extensos estudios sobre lixiviación alcalina sulfurada muchos
sulfuros conteniendo oro y plata ([Ubaldini y otros, 2000], [Ficeriová y otros, 2002],
[Ficeriová y otros, 2005a], [Ficeriová y otros, 2005b] a nuestro conocimiento,
ningun estudio detallado sobre minerales/concentrados que contienen andorita y
zinkenita ha sido informado. Por lo tanto, este estudio fue diseñado para evaluar la
lixiviación alcalina sulfurada como un proceso potencial de pretratamiento antes de
la cianuración. Antes de las pruebas de lixiviación, estudios mineralógicos
detallados fueron realizados para identificar la presencia y la asociación del oro y
la plata dentro del mineral. Debido a la asociación íntima del oro y la plata
encontrado con minerales de antimonio, el comportamiento de la lixiviación de los
minerales de antimonio también fue monitoreada durante las pruebas de lixiviación
alcalina sulfurada. En las pruebas de lixiviación alcalina, los efectos del tamaño de
partícula, la temperatura y las concentraciones de Na2S y NaOH en la eliminación
de antimonio y la extracción de oro y plata en la subsiguiente lixiviación con fueron
investigadas.
CAPITULO III: TIPOS DE INVESTIGACION
3. TIPOS DE INVESTIGACION
Los métodos de investigación están relacionados con la parte experimental que se
plantea como forma de demostrar las hipótesis planteadas, el cual se inicia con los
criterios anteriormente indicados, relacionando el análisis bibliográfico con el
planteamiento teórico del problema. Consideramos que este trabajo es un inicio de
un estudio más amplio y más detallado, para ser considerado como un trabajo
completo de investigación aplicada para resolver el problema de los minerales
refractarios de oro.
3.1 TÉCNICAS DE INVESTIGACIÓN
Las técnicas de investigación experimental a emplear consistirá del método clásico
de una variable a la vez, para el efecto partimos de la adecuada selección de las
muestras, que caracteriza la población o detalle del yacimiento estudiado, para
luego desarrollar los estudios específicos que a continuación se detallan.
3.2 MATERIALES Y METODOS
Una muestra de mineral de antimonio refractario de oro y plata obtenido de la
estructura mineralizada de la zona de Huampar (Lima) fue utilizada en este
trabajo. La muestra del mineral fue triturada a −4 mm utilizando trituradoras de
mandíbula y de rodillos y cuarteada para obtener 1 kg submuestra representativa.
Luego estos fueron molidos en un molino de barras de laboratorio o molinos de
medios agitados a la finura deseada (80% tamaño passing, d80 = 15, 10 y 5µ antes
de las pruebas de lixiviación. El análisis del tamaño de partícula de las muestras
molidas fueron realizadas por un analizador láser de tamaño de partícula Malvern
Mastersizer.
La composición química de la muestra de mineral (Tabla 2) fue determinado por
los métodos químicos húmedos de análisis usando ICP-AES (Inductively Coupled
Plasma-Atomic Emission Spectroscopy – Espectroscopía de emisión atómica y
plasma inductivamente acoplada) y NAA (Neutron Activation Analysis – Análisis de
activación neutrónica) después de la digestión con agua regia. La muestra fue
determinada a ser rico en contenido de plata 220 Ag g/t y 20 Au g/t. El mineral
consistió predominantemente de cuarzo/illita (52.2% de SiO2) y barita (29.1% de
BaSO4) con pirita, estibnita, esfalerita, zinkenita, y andorita existiendo presente
fases sulfuradas.
Tabla 2. Análisis químico de las muestras de minera l
Compuesto Contenido (%) Elemento Contenido (g/ton)
SiO2 52.2 Au 20.2
BaSO4 29.1 Ag 220
Al2O3 4.7 Cu 400
Fe2O3 1.3 As 262
Sb 1.6 Cd 62.7
Zn 1.5 Zr 40.7
Pb 0.4 Ni 6.0
Sr 0.3
Tot. S 6.9
PPIa 4.6 Tot. C 500
aPPI : Pérdida por Ignición
Caracterización mineralógica detallada del mineral
Estudios anteriores han revelado que el oro está presente como partículas que
están en el rango de 1 a 88 µm en el tamaño asociado con minerales de sulfuro y
cuarzo. El análisis mineralógico aún más detallado de la muestra de mineral fue
realizado para determinar el oro y las fases de plata contenidas. Trozos
cuidadosamente seleccionados del mineral fueron utilizados para preparar las
secciones pulidas para el examen mineralógico bajo un microscopio mineralógico
(Leitz Wetzlar). Estudios de microscopia electrónica de barrido electrónico (SEM)
también fueron llevados a cabo utilizando un FEI Quanta 400MK2 Modelo SEM
equipado con el Modelos EDAX Genesis 4XMI un elemento liviano de sistema de
energía dispersiva de energía para obtener micrografías de electrón de aislado
posterior (BSE). El análisis elemental de los granos fue realizado con longitud de
onda dispersiva (WDS) y de energía dispersiva (EDS) sistemas de espectroscopia.
Los análisis WDS fueron llevados a cabo por un microanalizador electrónico de
probeta de rayos X JEOL JXA 8900 (EPMA). Este sistema tiene cinco
espectrómetros de longitud de onda dispersiva (WDS) operado en 20 kV con una
corriente de probeta de 20 a 30 nA.
La ocurrencia y la asociación del oro y la plata son ilustradas en la Fig. 1 donde las
secciones fueron observadas inicialmente por la microscopia de mineral (Fig. 1a,
b, y c) y las mismas áreas entonces fueron analizadas bajo SEM-WDS (Fig. 1d, y
e) y SEM-EDS (Fig. 1f) para confirmar las fases. La Tabla 3 presenta los
resultados del análisis de microprobeta de las fases dentro de los lugares
numerados en la Fig. 1.
Fig. 1. (a, b y c) Presencia y asociación del oro y la plata en el mineral bajo el microscopio (Au: oro; Py: pirita; Qz: Cuarzo; And: andorita; y Sb-Ag-S: sulfuro de Sb-Ag) y microscopía de barrido electrónica (SEM) equipados con espectrómetros de longitud de onda dispersiva (WDS): (d) Oro diseminado dentro del mineral de andorita (1, 2, 3, y 4: andorita; 5, 6, y 7: partículas de oro); (e) Partícula de oro en la matriz de cuarzo y pirita framboidal (1: Au, 2, 3, y 4: pirita); (f) Minerales de sulfuro Sb-Ag dentro del cuarzo (1, y 2: sulfuro Sb-Ag; 3: cuarzo).
Tabla 3. Análisis de fases de microprobeta de lugar es en la Fig. 1.
Lugar
% Peso 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14
Au
84.8 88.2 85.5 84.8
Ag 6.7 10.1 11.4 9.9 14.6 11.9 12.7 14.6 0.6 0.5 0.7 12.7 13.1
Cu 0.3 1.3 1.5 1.4 0 < 0.1 < 0.1
0.2 0.3 0.3
Fe
41.2 35.4 40.8
Sb 32.9 40.3 42.8 40.8
4.2 13.4 3.3 51.7 52.2
Pb 38.3 26.0 22.0 25.9
1.2 1.4 1.1
As
0.7 0.8 0.7
Zn
< 0.1 0.4 < 0.1
S 20.2 21.8 22.4 21.9
48.5 37.2 48.4 34.2 34.3
Si
< 0.1 < 0.1 < 0.1
45.4
O
3.69 9.3 2.1
52.7
Total 98.4 99.5 100.1 99.9 99.4 100.2 98.3 99.4 100.5 98.7 97.4 98.6 99.6 98.1
63
La mayoría de las partículas de oro fue observada en ser más pequeño que 3
µm en tamaño (Fig. 1). La andorita fue determinada a ser el principal
componente de los minerales que contienen oro y plata (Fig. 1 y Tabla 3). Las
partículas de oro que contienen plata también ocurren asociadas con cuarzo y
como inclusiones dentro de los minerales como la andorita (Fig. 1 y Tabla 3).
La pirita framboidal consistió en zonas concéntricas que tienen concentraciones
de antimonio que acompaña plata (Fig. 1b, e y Tabla 3).
3.3. PRUEBAS DE LIXIVIACIÓN
En estas pruebas, fueron estudiados los efectos de las concentraciones de
sulfuro de sodio (0.5 – 4.1 mol/L Na2S) e hidróxido de sodio (NaOH 1 – 3.75
mol/L), temperatura (20 – 70°C) y tamaño de partícu la (d80 :– 15 µm) (Tabla 4).
Las pruebas de molienda (d80: ≤15 µm) fueron lixiviados en una vasija de vidrio
de 1 L, el cual fue agitado mecánicamente en 750 rpm y colocado en un baño
de agua para controlar la temperatura de lixiviación dentro ± 2 °C. 200 ml de
solución lixiviante (Na2S + NaOH) fue añadido a la vasija, seguido por 70 g
muestra de mineral. Después de un período de lixiviación de 150 min las fases
sólidas y líquidas fueron separadas por filtración y los filtrados fueron
analizados por antimonio, oro y plata. Los residuos fueron secados, y también
analizados por oro, plata y antimonio después de la digestión ácida para
establecer un balance de masa. Los residuos fueron entonces sujetos a la
lixiviación cianurante para valorar la eficacia del pretratamiento con la lixiviación
con sulfuro alcalino para la extracción de oro y plata, y de su correlación con la
eliminación de antimonio basado en el análisis de residuo.
64
Tabla 4. Condiciones experimentales para la lixivia ción alcalina y
cianuración del mineral.
Parámet ro Lixiviación alcalina Cianuració n
Concentración de Na2S, mol/L 0.5–4.1 –
Concentración de NaOH, mol/L 1–3.75 –
Concentración de NaCN, g/l – 1.5
Densidad de pulpa, (w/w), % 26 24.5
Temperatura, °C 20–50–70 ±2 20 ±2
Tiempo de lixiviación, hora 2.5 24
Agitación, rpm 750 750
Tamaño de partícula, d80: micron 5–10–15 5–10–15
Aeración, l/min – 0.3
pH (NaOH) No medido 10.5 ± 0.3
Todo las pruebas de lixiviación cianurante (24 h) fueron realizados en un
reactor de vidrio de 1 L equipado con un impulsor de turbina que gira a 750
rpm. 200 ml de solución lixiviante (1.5 NaCN g/l) fue añadido a la vasija. El
reactor fue aireado a 0.3 L/min. La Tabla 4 presenta las condiciones para las
pruebas de lixiviación cianurante. En todas las pruebas, muestras de 10 ml
fueron tomadas de la pulpa lixiviada en intervalos de tiempo predeterminados y
luego, centrifugados para obtener alícuotas claras para la determinación de Au,
Ag y el cianuro libre en la solución. La concentración del ion CN- fue
determinada por titulación con una solución de nitrato de plata (0.02 mol/L)
utilizando rhodanina benzal de dimetilamino (0.02% de w/w en acetona) como
indicador. El consumo de cianuro fue registrado. La concentración de cianuro
65
libre fue mantenida en 1,5 g/l sobre el período de lixiviación por la adición de
una solución de 5% de NaCN. En la terminación de pruebas de lixiviación con
cianuro, los residuos fueron digeridos en ácido (HCl, HNO3, HClO4 y HF)
determinar el contenido metálico no disuelto. El análisis de oro, plata y
antimonio de las soluciones fue llevado a cabo utilizando un espectrómetro de
adsorción atómica (AAS-Perkin Elmer Analyst 200). La extracción de metales
fue calculada basada en el contenido metálico de los residuos de lixiviación.
66
CAPITULO IV: RESULTADOS Y DISCUSIÓN
4. RESULTADOS Y DISCUSION
4.1. CIANURACIÓN SIN PRETRATAMIENTO
Las pruebas de cianuración revelaron que la extracción de oro y plata del
mineral fue baja (49% de Au y 18% de Ag) aún en una fineza de molienda de
d80: −15µm (Fig. 2), confirmando las conclusiones indicadas anteriormente. La
extracción de oro y plata ocurrió más extensamente sobre un período inicial de
1 – 3 h. Después, la disolución de oro pareció ser detenida mientras una
disminución significativa en la extracción de plata fue observada. Zhang y otros
(1997) informaron una disminución semejante en la extracción de plata
después de que 2 h de lixiviación a pesar de los altos niveles de cianuro libre
de > 50 mmol/L. Basado en el análisis termodinámico, ellos sugirieron que la
precipitación de Ag2S ocurre en la presencia de sulfuro soluble desde que su
oxidación es cinéticamente desfavorable bajo condiciones de la lixiviación
cianurante. Puede ser pertinente notar que no tal tendencia de disminución en
la extracción de plata del mineral de Huampar fue observada durante la
lixiviación cianurante de las muestras de mineral tostado presumiblemente
debido a la eliminación oxidante de sulfuro.
67
Fig. 12. Extracción de oro y plata del mineral orig inal por cianuración
(1.5 g/L NaCN) sobre un periodo de 24 h, tamaño de partícula (d 80) 15 µm).
4.2. LIXIVIACIÓN DEL ANTIMONIO DURANTE EL PRETRATAM IENTO
El comportamiento de la lixiviación del antimonio del mineral fue evaluada
durante las pruebas de lixiviación sulfuro alcalina realizadas bajo condiciones
diferentes (Fig. 3) y (Fig. 4). En un nivel fijo de 2.05 mol/L de Na2S, la
disolución de antimonio fue observada a aumentar con el aumento de la
concentración de NaOH en el rango de 1–3.75 mol/L (Fig. 3). Esta tendencia
también fue confirmada en una concentración más alta de Na2S (4.1 mol/L) en
que la extracción de antimonio fue también coherentemente más alta que en
2.05 mol/L de Na2S. El efecto del incremento de concentraciones crecientes de
68
tanto Na2S como NaOH en la liberación del antimonio también son mostrados
en la Fig. 4. Esto puede ser atribuido a la descomposición de la andorita,
estibinita y zinkenita en el mineral como representado por:
Fig. 3. Efecto de la concentración del NaOH sobre l a remoción del
antimonio (temperatura: 70°C; tiempo de lixiviación : 2.5 h; tamaño de
partícula (d 80): 15 µm).
69
Fig. 4. Efecto de la concentración del Na 2S sobre la remoción del
antimonio (temperatura: 70°C; tiempo de lixiviación : 2.5 h; tamaño de
partícula (d 80): 15 µm).
El mantenimiento de condiciones alcalinas es requerido para minimizar la
hidrólisis del S2-(S2− + H2O = H- + OH-) y de ahí aumentar la eficacia de
lixiviación del sulfuro. Esto es consistente con el efecto beneficioso de
aumentar la concentración de NaOH en la liberación del antimonio. Además, la
lixiviación de la estibnita también sería esperado ocurrir por el NaOH.
La influencia de la temperatura del pretratamiento alcalino Na2S – NaOH (4.1
mol/L Na2S + 1.875 NaOH mol/L, d80: 15 µm y 2.5 h) en la liberación de
antimonio es mostrado en la Fig. 5. Una disolución substancial de Sb (54%) fue
70
observada a ocurrir aún en 20°C. Sin embargo, aumen tando la temperatura a
50 y 70°C mejoró la liberación del antimonio a ~ 71 % y ~ 84%,
respectivamente.
Fig. 5. Efecto de la temperatura sobre la remoción del antimonio en el
pretratamiento sulfurado alcalino (tamaño de partíc ula d 80: 15 µm; Na 2S:
4.1 mol/L; NaOH: 1.8 mol/L).
El efecto del tamaño de partícula del mineral (d80: 5 – 15 µm) en el proceso de
lixiviación sulfuro alcalino también fueron estudiados a 70 °C, 4.1 mol/L Na 2S y
1.875 NaOH mol/L. Disminuir el tamaño de partícula (d80) de 15 a 5 no produjo
un efecto discernible en el solubilización de Sb, el cual permaneció en 84 –
85% (los datos no son mostrados).
71
Durante estas pruebas de lixiviación sulfuro alcalinas, la disolución del oro, en
particular, y otros metales del mineral también fueron monitoreados. La
extensión de la extracción de oro fue determinada a ser 3 – 9% que tendió a
aumentar con la temperatura y concentraciones crecientes de Na2S y NaOH
bajo las condiciones probadas.
Las Fig. 6, Fig. 7 y Fig. 8 ilustra el efecto del pretratamiento sulfuro alcalino del
mineral bajo condiciones diferentes en la extracción subsiguiente con cianuro
de oro y plata. Un notable 69% de aumento en la extracción de plata fue notado
a ocurrir cuando el mineral fue sujeto al pretratamiento sulfuro alcalino antes de
la cianuración (Fig. 6). Asimismo, la extracción de oro mejoró de 49% a 55 –
78% después del pretratamiento. La extracción más alta de plata (87%) fue
registrado a ocurrir con 4.1 mol/L Na2S y 2.0 NaOH M (Fig. 6). La extracción de
plata y oro tendió a mejorar con el incremento de la concentración de Na2S en
concentraciones fijas de NaOH (Fig. 7). Puede ser inferido de estas
conclusiones que el pretratamiento sulfuro alcalino hace que las fases
refractarias conteniendo oro y plata sean dóciles a la lixiviación con cianuro.
72
Fig. 6. Cianuración de los residuos pretratados (2. 05 and 4.1 mol/L Na 2S)
para la recuperación de oro y plata (1.5 g/L NaCN; pH 10.5; tiempo de
lixiviación: 24 h; tamaño de partícula (d 80): 15 µm).
73
Fig. 7 Cianuración de los residuos pretratados (2.5 and 3.75 mol/L NaOH) para la recuperación del oro y la plata (1.5 g/L Na CN; pH 10.5; tiempo de lixiviación: 24 h; tamaño de partícula (d 80): 15 µm).
74
Fig. 8. Correlación entre la extracción de los meta les preciosos y la remoción del antimonio a diferentes temperaturas (t amaño de partícula (d80): 15 µm; 4.1 mol/L Na 2S; 1.8 mol/L NaOH).
En una manera similar, la extracción de plata en la lixiviación cianurante fue
aumentada de 66% a 87% con el incremento en la temperatura del
pretratamiento sulfuro alcalino utilizando 4.1 M Na2S y 1.8 NaOH M a 20 °C a
70 °C como es ilustrado en la Fig. 8. Estas conclus iones apoyan las
conclusiones que la extracción de plata puede tener correlación con la
disolución del sulfuro de antimonio conteniendo plata como la andorita. Sin
embargo, comparado con la Ag, sólo un 8% de mejora en la extracción de oro
fue observada con esta composición Na2S/NaOH que da un máximo de sólo
acerca de 60% de recuperación general (Fig. 8). Con esta composición de
álcali sulfuro, una disminución en el tamaño de partícula del mineral de 15 µ to
5 µ antes de lixiviar no produjo ningún efecto significativo en la extracción de
oro (55–62% de Au) y la plata (87–91% de Ag).
CONCLUSIONES
1. El análisis mineralógico detallado del mineral reveló que el oro ocurre
como aleación con plata (~ 12–15% de Ag) y principalmente asociado con
andorita (Sb3PbAgS6) que es la fase de plata antimonial más importante.
2. El pretratamiento de lixiviación sulfuro alcalino fue mostrado en mejorar
apreciablemente la extracción de oro y plata, en particular, por cianuración.
3. La temperatura y las concentraciones relativas de Na2S y NaOH en la
lixiviación fueron identificadas como los factores más importantes afectando la
extracción de antimonio y la extracción subsiguiente de cianuro de plata y oro.
4. Las extracciones más altas del oro y plata fueron 78% y 91%,
respectivamente, correspondiendo a un aumento de 29% y 74% comparado al
mineral sin tratamiento. La mejora en la extracción de plata podría ser atribuida
a la lixiviación de la andorita desde sobre 89% de Sb fue extraído en la
lixiviación sulfuro alcalina.
5. Estas conclusiones apoyan otros estudios que indican que la lixiviación
Na2S alcalina es un método conveniente de pretratamiento antes de la
cianuración convencional para minerales de antimonio refractario de oro y
plata.
RECOMENDACIONES
1. Las menas de oro se van haciendo cada vez más complicadas en su
identificación, ya que se van descubriendo nuevos yacimientos cuyas
características son su refractariedad lo que requiere de tratamientos
especializados para lograr recuperar el metal valioso, por lo tanto es necesario
seguir realizando estudios relacionados con la optimización tecnológica del
procesamiento o beneficio de los minerales de oro, en tal sentido se
recomienda a los investigadores, tanto estudiantes como profesores a
proseguir con este objetivo.
2. Las investigaciones a proponer deben de incidir en el desarrollo de
experimentos con la finalidad de determinar los procedimientos de aplicación
de la hidrometalurgia para resolver problemas relacionados con la complejidad
mineralógica, como es el caso de este estudio.
3. La investigación experimental clásica permite analizar las variables una
por vez, pero permite establecer parámetros que pueden ser usados en
procesos de investigación estadística con fines de optimización; es decir, en
función a los resultados experimentales se puede deducir que se puede seguir
optimizando, los valores de las extracciones de oro, en los tiempos menores al
señalado como óptimo en este trabajo; es decir se requiere realizar pruebas
experimentales de optimización, recomendándose el empleo de diseños
estadísticos.
4. Se recomienda realizar un análisis técnico económico de este trabajo de
investigación, con fines de proyectarlo a escala industrial.
REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS
1. AZAÑERO ORTIZ, ANGEL, “Recuperación De Oro Y Plata De
Minerales Por Heap Leaching“, UNMSM, Lima.
2. CEPECT, “El Oro”, Cepect-Concytec, Lima, 1990.
3. CYANAMID; "Manual De Productos Químicos Para La Minería", Edición
Comercial, México, 1988.
4. DANA, HULBURT; "Manual De Mineralogía", Editorial Reverté‚ S.A.,
Barcelona, España, 1965
5. HAUNG, H. H., TWIDWEL, L. G. Y MILLER, J. D.; "Hidrometalurgia"
TOMOS I y II (Trad. Luis y Juan Chia A.) Ed. Popular. Lima.
6. HEINEN, H. J.; PETERSON, D. G.; LINDSTROM, R. E. “Processing Gold
Ores Using Heap Leach-Carbon Adsorption Methods”, US Bureau of Mines,
Information Circular 8770, 1978.
7. MISARI CH., FIDEL; "Metalurgia del Oro", CEPECT, Lima - Perú, 1993,
Tomo I y II.
8. MISARI CH., FIDEL; "Metalurgia Del Oro", CEPECT, Lima - Perú, 1993,
Tomo I y II
9. MUNDO MINERO, "Oro, Tratamiento De Los Minerales De Oro" Separata
del Periódico Mundo Minero, Lima, Perú.
10. NAGY, I.; MRKUSIC, P.; McCULLOCH, H.W. “Tratamiento Químico de
Menas Refractarias de Oro”, NIM RANDBURG, SOUTH AFRICA, 1966
11. POTTER, G.M.; BHAPPU, R.B.; "La Química de la Recuperación de Oro y
Plata a Partir de Recursos Naturales" en Process and Fundamental
Considerations of Selected Hydrometallurgical Systems, Martin C.Kuhn; SME-
AIME, New York, 1981,pp27-35.
12. ROSENQVIST, T. "Fundamentos De Metalurgia Extractiva", Centro
Regional de Ayuda Técnica (AID), México, 1987
13. SOHN, H.Y.; WADSWORTH, M.E. “Cinética de los Procesos de la
Metalurgia Extractiva”, Editorial TRILLAS, México, 1986.
14. XUE, T. y OSSEO-ASARE, K.; "Equilibrio Heterogéneo en los Sistemas Au-
CN-H2O y Ag-CN-H2O" Metallurgical Transactions B; Volume 16B; Setiembre
1985; pp455-463.
15. YOPLAC, E.; PERALES, O. “Tratamiento del Oro Refractario”, Revista
MINAS, Universidad Nacional de Ingeniería, N°5, Lim a, Agosto – Octubre 1996.