Procesos industriales
La cianuración del oro (también conocida como el proceso de cianuro o el proceso de MacArthur-Forrest) es una técnica metalúrgica para la extracción de oro demineral baja calidad, que busca convertir el oro (insoluble en agua) en aniones metálicos complejos de aurocianida, solubles en agua. Es el proceso más comúnmente utilizado para la extracción de oro. Debido a la naturaleza venenosa del cianuro, el proceso es muy controvertido y su uso está prohibido en varios países y territorios.
Historia
El descubridor del cianuro, Carl Wilhelm Scheele, observó que podría disolver el oro en 1783.
Bagration (1844), L Elsner (1846) y Faraday (1847) elaboró la estequiometría, pero no se aplicó a los minerales de oro hasta 1887, cuando el proceso de MacArthur-Forrest se desarrolló en Glasgow, Escocia por John Stewart MacArthur, financiado por los hermanos Robert y el Dr. William Forrest.
Reacción química
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La reacción química se llama la ecuación de Elsner de la siguiente manera:
- 4 Au + 8 NaCN + O2 + 2 H2O → 4 Na[Au(CN)2] + 4 NaOH
Se trata de un proceso electroquímico en el que el oxígeno recoge electrones del oro en una zona catódica, los iones de oro, mientras son rápidamente acomplejados por el cianuro alrededor de la zona anódica para formar el complejosoluble tetracianoaurato(2-).
En 1896 Bodländer confirmó que el oxígeno era necesario, algo que MacArthur dudaba, y descubrió que el peróxido de hidrógeno se formó como producto intermedio.
Quedando la fórmula:
2 Au + 4 NaCN + O2 + 2 H2O → 2 Na[Au(CN)2] + 2 NaOH + H2O2
El proceso y sus usos
El mineral es triturado (utilizando maquinaria de molienda), y puede ser aún más enriquecidos por flotación de espuma o por fuerza centrífuga (la gravedad) de concentración, en función de la mineralogía de la mena. El lodo mineral alcalina puede ser combinada con una solución de cianuro de sodio o de potasio,o calcio, sin embargo, muchas operaciones de utilizar el cianuro de calcio ya que esto es a menudo la forma más costo efectiva para el uso industrial.
Mejoras del proceso
Efecto de la temperatura
Por una parte el aumento de la temperatura aumenta la velocidad de la reacción pero por otra reduce la solubilidad de oxígeno en agua. Por lo tanto existen dos efectos contrapuestos que conducen a un valor óptimo (técnico) de 85ºC.
Efecto de la concentración de cianuro
CN- + H2O → HCN + OH-
El aumento de la concentración de cianuro conduce a la formación de ácido cianhídrico y a una subida del pH.
El efecto del pH
Es fundamental evitar la liberación (volatilización) de cianuro como ácido cianidrico y oxígeno ya que el agua saturada con estos gases ataca al oro con formación decianuro de oro insoluble.
- 2Au + 2HCN + O2 → 2AuCN + H2O2
Y para prevenir su emisión ya que el HCN es altamente tóxico.
Disoluciones alcalinas previenen la formación de HCN.
Efecto del nitrato de plomo
El Nitrato de plomo puede mejorar la velocidad de lixiviación del oro y la cantidad recuperada, en particular en el procesamiento de minerales oxidados parcialmente.
Efecto del oxígeno disuelto
El oxígeno es uno de los reactivos consumidos durante la cianuración, y una deficiencia en el oxígeno disuelto en la solución puede disminuir la velocidad de lixiviación. Aire o gas oxígeno puro puede ser burbujeado a través del material para aumentar la concentración de oxígeno disuelto (no olvidar que tiene que estar en constante agitación). Contactores material-oxígeno se utilizan para aumentar la presión parcial del oxígeno en contacto con la solución, aumentando así la concentración de oxígeno disuelto mucho más que el nivel de saturación a presión atmosférica. El oxígeno también puede ser añadido dosificando la pasta con solución de peróxido de hidrógeno.
Pre-aireación y el lavado del mineral
En algunos minerales, en particular los minerales sulfurados parcialmente, la aireación (antes de la introducción de cianuro) del mineral en agua con un pH alto puede hacer a elementos como el hierro y el azufre menos reactivos al cianuro, y por lo tanto el proceso de cianuración de oro más eficiente.
La oxidación del hierro a óxido de hierro (III) y posterior precipitación como hidróxido de hierro evita las pérdidas de cianuro, debido a la formación de complejos de cianuro de hierro. La oxidación de los compuestos de azufre a iones de sulfato evita el consumo de cianuro al subproducto tiocianato (CNS -).
Recuperación del oro
Con el fin de disminuir la eficiencia económica, los procesos comunes para la recuperación del oro solubilizado en la solución son (ciertos procesos pueden ser obstáculo para su uso debido a factores técnicos):
Efectos sobre el medio ambiente
La cianuración de oro es muy controvertida debido a la naturaleza tóxica del cianuro. A pesar de que el cianuro libre se descompone rápidamente cuando está expuesto a la luz del sol, los productos menos tóxicos, como cianatos y tiocianatos, pueden persistir durante varios años. Los derrames de cianuro pueden tener un efecto devastador sobre ríos, matando toda forma de vida acuática por varios kilómetros. Los peces son las víctimas más evidentes, pero en realidad se colapsa toda la cadena alimentaria, desde el fitoplancton hasta águilas pescadoras. Sin embargo, la contaminación se elimina de los sistemas fluviales, los organismos emigran si pueden de las zonas no contaminadas ( aguas arriba ) y las zonas afectadas pueden pronto ser repobladas, un ejemplo es el río Somes bajo Baia Mare, el plancton volvió al 60% de lo normal a los 16 días del derrame.2 La lejía se puede utilizar para contrarrestar los efectos del cianuro, pero la liberación de cloro a partir de la reacción crea su propia amenaza ambiental.
Más de 90 minas en todo el mundo utilizan ahora un circuito de desintoxicación Inco SO2/aire para convertir el cianuro al mucho menos tóxico cianato antes de que los residuos se viertan a una balsa. Normalmente, este proceso envía golpes de aire comprimido a través de las colas, mientras se agrega cal metabisulfito de sodio (el cual libera SO2)) para mantener el pH en torno al 8,5, y el sulfato de cobre como catalizador, si no hay suficiente cobre en el mineral. Esto puede reducir las concentraciones de cianuro Ácido Débil Disociable (Weak Acid Dissociable, WWAD) por debajo de los 10 ppm cómo ordena la Directiva de Residuos de Minería (Mining Waste Directive) de la UE. Esto se compara con los niveles de 66-81ppm de cianuro libre y 500-1000ppm de cianuro total en el estanque de Baia Mare.2 Los restos de cianuro WAD se descomponen naturalmente en el estanque, mientras que los iones de cianato son naturalmente hidrolizados a iones de amonio, y luego a nitrato. Estudios recientes muestran que el cianuro residual atrapado en las minas de oro pueden provocar una fuga persistente de metales tóxicos (por ejemplo, mercurio) en las aguas subterráneas y el agua los sistemas de superficie.3 4
Famosos derrames de cianuro incluyen:
| Año | Mina | País | Incidente |
|---|---|---|---|
| 1985-91 | Summitville | USA | Las fugas de pilas de lixiviación |
| 1995 | Omai | Guyana | El colapso de dique de colas |
| 1998 | Kumtor | Kirguistán | Camión pasó por encima de un puente |
| 2000 | Baia Mare | Rumanía | El colapso de dique de colas (véase derrame de cianuro de Baia Mare de 2000) |
| 2000 | Tolukuma | Papúa Nueva Guinea | Helicóptero dejó caer cajón de embalaje en la selva5 |
| 2015 | San Juan | Argentina | La Minera Barrick Gold vierte más de un millón de litros de agua cinurada al Río Jachal "Represión en la Mina de Barrick Gold" |
Estos desastres han provocado fuertes protestas en las minas nuevas que desean utilizar cianuro, como Rosia Montana en Rumania, el Lago Cowal en Australia, Pascua Lama en Chile y Koman Bukit en Malasia.
Legislación
Los estados de los EE.UU. de Montana6 y Wisconsin,7 la República Checa,8 Hungría,9 y otros países han prohibido la minería con cianuro.
En la UE, el uso industrial de sustancias químicas peligrosas es controlada por la denominada Directiva Seveso II (96/82/CE, modificada por la Directiva 2003/105/CE), que sustituyó a la Directiva Seveso original (82/501/CEE, modificada por la 87/216/CEE y la 8/610/EEC) traída después del desastre de la dioxina en 1976. "Cianuro libre y todo compuesto capaz de liberar cianuro libre en solución" están más controlados por estar en la lista I de la Directiva sobre aguas subterráneas (80/68/CEE), que prohíbe toda descarga de un tamaño tal que podría provocar un deterioro en la calidad de las aguas subterráneas en ese momento o en el futuro. La Directiva sobre aguas subterráneas fue reemplazada en gran medida en 2000 por la Directiva Marco del Agua (2000/60/CE).10
En respuesta al derrame de Baia Mare, Bruselas presentó la Directiva 2006/21/CE sobre la gestión de los residuos de industrias extractivas.11 El artículo 13 (6), exige que "la concentración de cianuro WDA en las balsas se reduzca al nivel más bajo posible utilizando las mejores técnicas disponibles", y por lo menos todas las minas que comenzaron después del 1 de mayo de 2008 no pueden descargar desechos que contengan más de 10 ppm de cianuro WAD, minas construidas o autorizadas antes de esa fecha se les permite no más de 50 ppm inicialmente, bajando a 25 ppm en 2013 y 10 ppm en 2018.
Conforme el artículo 14, las empresas también deben poner en práctica las garantías financieras para asegurar la limpieza después de que la mina ha terminado. Esta, en particular, puede afectar a las pequeñas empresas que quieren construir minas de oro en la UE, ya que son menos propensas a tener la fortaleza financiera para dar este tipo de garantías.
La industria ha creado voluntariamente un Código de Cianuro12 que tiene como objetivo reducir el impacto ambiental mediante auditorías de terceras partes del manejo del cianuro por parte de una compañía.
El principio básico de la cianuración es aquella en que las soluciones alcalinas débiles tienen una acción directa disolvente preferencial sobre el oro y la plata contenidos en el mineral. La reacción enunciada por Elsher en su Journal Prakchen (1946), es la siguiente:
4 Au + 8 KCN + O2 + 2 H2O
= 4 AuK(CN)2 + 4 KOH (1)
= 4 AuK(CN)2 + 4 KOH (1)
La química involucrada en la disolución de oro y plata en el proceso de cianuración en pilas es la misma aplicada en los procesos de cianuración por agitación.
El oxígeno, esencial para la disolución del oro y plata, es introducido en la solución de cianuro mediante la inyección directa de aire al tanque solución de cabeza, por irrigación en forma de lluvia y por bombeo de la solución recirculante.
La velocidad de disolución de los metales preciosos en soluciones de cianuro depende del área superficial del metal en contacto con la fase líquida, lo que hace que el proceso de disolución sea un proceso heterogéneo; la velocidad de disolución depende también de la velocidad de agitación lo que indica que el proceso sufre la presión de un fenómeno físico.
Otros factores que influyen en la velocidad de disolución son las siguientes:
a) Tamaño de la partícula.- Cuando se presenta oro grueso libre en la mena, la práctica generalizada es recuperarlo por medio de trampas antes de la cianuración ya que las partículas gruesas podrian no disolverse en el tiempo que dura el proceso.
Bajo condiciones consideradas ideales con respecto a la aereación y agitación, Barsky encontró que la velocidad mínima de disolución de oro es 3.25 mg/cm2/hora.
b) Oxígeno.- Es un elemento indispensable en la disolución del oro y plata (aereación de la pulpa); siendo el aire atmosférico la fuente de oxígeno utilizado en el proceso de cianuración.
c) Concentración de la solución de cianuro.- La solubilidad del oro en una solución de CN aumenta al pasar de las soluciones diluidas a las concentradas. La solubilidad es muy baja con menos de 0.005% NaCN, crece rápidamente cuando contiene 0.01% NaCN y después lentamente, llegando al máximo cuando contiene 0.25% NaCN. La proporción más eficaz es de 0.05 a 0.07% NaCN. La concentración usual de CN para el tratamiento de menas de oro es de 0.05% NaCN y para menas de plata de 0.3% para concentrados de oro-plata, la fuerza de NaCN está entre 0.3 - 0.7%. El NaCN es el más usado en el proceso de cianuración, aunque también se emplea el KCN.
d) Temperatura.- La velocidad de disolución de los metales en una solución de NaCN aumenta con el incremento de la temperatura, hasta 85°C arriba de esta temperatura; las pérdidas por descomposición del cianuro es un serio problema.
e) Alcalinidad protectora.- Las funciones del hidróxido de calcio en la cianuración son los siguientes:
- Evitar pérdidas de cianuro por hidrólisis.
- Prevenir pérdidas de cianuro por acción del CO2 del aire.
- Neutralizar los componentes ácidos.
- Facilitar el asentamiento de las partículas finas de modo que pueda separarse la solución rica clara de la mena cianurada.
f) Porcentaje de finos.- Este aspecto es muy importante, porque, cuando el % de finos es alto, mayor al 20% del total (< -10 mallas,1.7 mm) las partículas tienden a aglutinarse en consecuencia no dejan pasar las soluciones de cianuro por lo que estos minerales requieren otro tratamiento posiblemente curado con cal ,cemento o ambos para lograr aglomerarlos y facilitar la percolación.
Descripción del proceso
La lixiviación en pila es una lixiviación por percolación de mineral acopiado sobre una superficie impermeable, preparada para colectar las soluciones; a escala industrial contempla el tratamiento de 1000, 10 000 hasta 50 000 ton/día o más de mineral. La adopción de la técnica está condicionada a las características del mineral, habiéndose determinado en forma práctica y a escala piloto las características favorables, por sus menores costos de capital y de operación, es también atractiva para el desarrollo de depósitos pequeños. Su gran flexibilidad operativa le permite abarcar tratamientos cortos (semanas) con mineral chancado o bastante prolongados (meses hasta años) con mineral grueso, al tamaño producido en la mina.
En líneas generales, el mineral fracturado o chancado es colocado sobre un piso impermeable formando una pila de una altura determinada, sobre la que se esparce solución diluida de cianuro de sodio que percola a través del lecho disolviendo los metales preciosos finamente diseminados.
La solución de lixiviación, enriquecida en oro y plata se colecta sobre el piso permeable que, dispuesto en forma ligeramente inclinada, la hace fluir hacia un pozo de almacenamiento. Desde este pozo, la solución es alimentada a una serie de estanques de clarificación, filtración, precipitación, etc. retornando el efluente estéril a la pila de mineral:
a) Trituración: Dependiendo del tamaño al cual sea adecuado triturar puede existir chancado en 1, 2 ó 3 etapas. En este tipo de lixiviación son comunes los chancados sólo hasta la etapa secundaria.
b) Cianuración: Consta de un tanque de cabeza de una capacidad instalada a una altura sobre la pila. La solución lixiviante fluye por gravedad hacia el Pad. La solución pregnant es recepcionada mediante un canal de concreto que al igual que al piso de las pilas tiene una pendiente de 1.5% pasando luego a los filtros mediante una tubería plástica.
La solución después de habérsele eliminado los finos y el oxígeno pasa un tanque de agitación herméticamente cerrado en donde se le adiciona zinc en polvo y acetato de plomo.
C) Precipitación:
- El principio de la precipitación de metales preciosos contenidos en soluciones de CN empleando polvo de zinc, está basado en el hecho de que el oro y la plata son electronegativos respecto al zinc, ocurriendo un reemplazo electroquímico del oro y la plata por el zinc, seguido por el desplazamiento del hidrógeno del agua por el sodio según la siguiente reacción:
NaAu(CN)2 + 2NaCN + Zn + H2O= Na2Zn(CN)4 + Au + H + NaOH
En la práctica, ocurre un exceso en el consumo de Zn por encima de la demanda teórica debido a que tanto el CN con el alcali libre en la solución tienden a atacar al Zn disolviéndolo.
Las reacciones son más eficientes con la adición de acetato de plomo:
Pb(CH3-COO)2- + Zn = (CH3 - COO)2- + Pb-
Precipitación en carbón activado
Se realiza generalmente cuando el mineral contiene muy poca proporción de Ag, es decir cuando el mineral está constituido principalmente por oro como metal precioso.
Desorción del oro del carbón activado
En este caso generalmente el carbón cargado con oro es sometido al proceso de desorción en volúmenes alcalinos alcohólicos, el oro pasa a solución, formando un electrólito rico en oro el cual pasa a electrodeposición en cátodos de lana de acero que es fundido previo lavado ácido para recuperar el oro.
En la Fig. N° 1 tenemos un Flow Sheet, completo de un proceso de Heap Leaching.
Aspectos básicos para diseñar una planta de lixiviación en montón
El proceso de lixiviación en pilas o heap leaching es un tipo de lixiviación por aspersión o goteo usada desde hace muchos años en la metalurgia del cobre del tipo oxidado.
En el Perú existe una serie de pequeños yacimientos auríferos de baja ley que pueden ser susceptibles de utilizar esta técnica con bastante éxito.
Las principales ventajas de este proceso se deben a que requiere de una inversión moderada, unido a costos de operación relativamente bajos frente a cianuración por agitación.
Mineral
El mineral debe ser chancado al 100% de cualquiera de las mallas siguientes:
100 % - 1"
100 % - 3/4"
100 % - 1/2"
100 % - 3/8"
Los tres primeros tamaños se logran con trituración secundaria, mientras que la última sólo se obtiene con chancado terciario.
Las pruebas de laboratorio revelan la cantidad necesaria de cal que debe adicionarse al mineral para neutralizar la acción de los ácidos, siendo habitualmente dosificado en seco durante el chancado.
Algunos minerales con contenido excesivo de arcillas son difíciles de tratar debido a los problemas de porosidad y permeabilidad del lecho. En tales casos se puede aplicar una aglomeración con cal y cemento formando aglomerados que mejoran notablemente la percolación de la solución lixiviante con 5 kg de cal o cemento por TM de mineral y 8 a 10% de humedad se puede conseguir muy buenos resultados.
Construción de la pila
Constituye la parte fundamental del proceso y sobre el cual debe darse la mayor atención, siendo los factores principales:
Tipo de piso
1. Piso de arcilla compactada debe ser impermeable y durable para lo cual se protege con una capa de arena o grava para prevenir la destrucción del piso durante la operación de carguío del mineral o en la descarga mediante buldozer o cargador frontal. El piso tiene una leve pendiente aproximadamente, 1.5 % para permitir el escurrido de la solución, alrededor de éste se deja una berma de recolección cuya profundidad no sobrepasa los 30 cm.
2. Piso de asfalto.- Con las mismas exigencias que el anterior, su implementación depende del costo y duración, el espesor de la capa dependerá de la altura del mineral.
3. Piso de plástico.- Una vez compactada el área elegida se coloca tiras de plástico de un espesor mínimo de 0.8 mm las que sueldan en el terreno, esta fibra de polietileno debe protegerse con una capa de arena.
4. Piso de hormigón.- Al igual que los anteriores necesitan una buena base compactada dependiendo de la altura del mineral y del tipo de hormigón su espesor no debe ser mayor a 10 cm.
Método de Carguío
El método más conveniente y barato es usar una correa transportadora tipo Stacker para distribuir adecuadamente el mineral, la forma de la pila es un tronco de pirámide, se debe evitar la segregación de partículas. También puede ser depositado sobre el piso con camión, volquete o cargador frontal, en este caso el mineral permanece más o menos homogéneo.
Una interesante técnica descrita por Chamberlin consiste en depositar el mineral por capas, según el ángulo natural de reposo, siendo vaciado en el borde inferior de la pila con el objeto de hacerlo rodar en cascada por la pendiente hasta una altura de 4 ó 5 m el mineral puede ser colocado con un cargador pero para alturas superiores se hace necesario el tránsito de vehículos sobre la pila. En tal caso a fin de disminuir la compactación del lecho, el mineral primero es cargado en un lugar especial y luego empujado hasta el borde con un nivelador equipado con orugas de mayor superficie de apoyo.
Altura de pila
Es también un factor importante la altura de la pila, ella depende de la permeabilidad del lecho del contenido de oxígeno requerido y de la concentración de solución lixiviante, normalmente la altura de la pila varía de 5 a 15 metros.
Aplicación y recirculación de las soluciones
La solución lixiviante se puede esparcir sobre la pila mediante goteo o rocío con tuberías plásticas perforadas, por aspersión con cargadores en casos especiales de baja velocidad de percolación.
El flujo de alimentación varía dentro de un rango muy amplio entre 0.1 a 1.0 l/m2/min (0.001 a 0.01 gpm/ft 2).
La recirculación de las soluciones se puede hacer directamente con bomba al sistema de distribución de la solución pero para mayor flexibilidad en la operación es conveniente bombear a un tanque elevado, ubicado a una altura que permita lograr una presión de trabajo de 20 ó 60 PSI en rociadores.
La recirculación de las soluciones se puede hacer directamente con bomba al sistema de distribución de la solución pero para mayor flexibilidad en la operación es conveniente bombear a un tanque elevado, ubicado a una altura que permita lograr una presión de trabajo de 20 ó 60 PSI en rociadores.
En relación a las tuberías deben evitarse las cañerías de fierro galvanizado y lo más recomendable es usar cañerías plásticas de polietileno.
Reactivos an usar
Cianuro.- El solvente más comúnmente utilizado es el cianuro de sodio.
El cianuro se prepara con agua no ácida a un pH neutro cuya concentración es 10% en peso.
La concentración mínima en la solución lixiviante está entre 0.05 - 0.10 % de NaCN como máximo.
Cal.- La cal se agrega directamente con el mineral en el chancado, la función es mantener una alcalinidad de 10 a 11, su consumo variará de acuerdo a cada mineral y esta entre 0.5 a 5 kg/TM.
La ley como CaO libre debe estar entre 60 y 70% para evitar transporte de carga inútil
Zinc.- El polvo de zinc se agrega en una proporción que varía de 0.6 a 1.5 partes por parte de oro y plata, para obtener estos consumos debe utilizarse un zinc de la más alta calidad
Carbón activado.- Es utilizado para precipitar oro y plata de las soluciones ricas, se recomienda generalmente cuando el mineral tiene solo o mayores proporciones de oro con respecto a la plata, el carbón usado en estos casos está entre mallas -6+16, -8 + 18 y -10 +20, a veces acompañado de una precipitación opcional de plata con Na2S cuando la relación plata/oro en la solución es muy alta. Los carbones mas usados son la corteza de coco debido a su dureza y mayor poder adsorbente.
Las propiedades adsorbentes del carbón son muy conocidas desde el siglo pasado, pero no se usó a falta de una técnica para desorber el oro y la plata del carbón, el cual se calcinaba y fundía, perdiéndose todo el carbón, recién se puede usar el carbón con los avances que hizo zadra por los años 1950 y ahora se usa ampliamente en nuestro medio.
La cantidad de oro y plata que puede cargar los carbones está en función de la concentración de metales preciosos en la solución rica 1.5 mg pl de oro difícilmente llegaría a 6 kg de oro/TM carbón, un carguío de 12 kg de metales preciosos por TM de carbón se considera un valor aceptable en la industria.
Columnas de carbón.- Se usa 4 ó 5 columnas de carbón.
La primera columna se contacta con la solución y es retirada periódicamente del circuito una vez que el carbón se ha cargado, colocándose posteriormente en el último lugar con carbón fresco, mientras los restantes avanzan un lugar en la serie.
La alimentación puede efectuarse en sentido descendente, haciendo percolar la solución a través de un lecho fijo de carbón o ascendente pasando la solución a una velocidad apropiada para mantener las partículas en lecho fluidizado.
La adsorción en lecho fijo requiere una menor cantidad de carbón pero está limitada a operar sólo con soluciones clarificadas y a un flujo específico de no más de 2 litros/minuto por decímetro cuadrado de sección. El lecho fluidizado puede funcionar con soluciones turbias con flujos que pueden llegar a 10 lt/min/dm2.
Filtrado de la solución rica
El objeto de la filtración es lograr una solución rica cristalina con un contenido de sólidos en suspensión menor a 2 ppm.
De todos estos filtros el de más bajo costo es el filtro de arena. Así su lecho de 0.20 m de espesor requiere 0.25 m2 de área de filtro por m3 solución rica.
La concentración de la solución rica varía de 0.5 a 15 gr de Au/m3 de solución. La concentración que se puede alcanzar en la solución define los requerimientos de agua. Agregando agua al sistema para saturar el lecho (0.05 a 0.08 m3/ton) el agua de lavado y las pérdidas por evaporación, el consumo de agua no sobrepasaría 1.5 m3/ton, en este caso no consideramos la posible recirculación de solución estéril proveniente de la precipitación.
Dependiendo de la altura de la pila hay una demora de 3 a 5 días antes que aparezca la solución rica en la base.
Precitación
El sistema a usar corresponde al ideado por Crowe y comercializado por Merril Co de San Francisco con el nombre "Proceso de Precipitación Merril-Crowe". Estas unidades se venden completas y existen varios de estos equipos en nuestro país.
Este equipo entrega dos productos un precipitado con contenidos de oro y plata e impurezas como Zn, Pb, Hg, y Cu y una solucion estéril que se recicla al proceso.
Precipitado
El precipitado producido se lleva a fundición con fundentes adecuados que guardan relación con la ley de oro y plata contenida.
Una vez fundido el precipitado si contiene oro y plata más otras impurezas recibirá el nombre de metal doré.
Resultados de Lixiviación en montón
No todos los minerales de oro y plata son aptos para un tratamiento por cianuración. Además de la ausencia o presencia de cantidades limitadas de agentes cianicidas (sulfuros parcialmente oxidados de As, Sb, Zn, Fe y Cu que consumen cianuro), material carbonaceo o pizarroso que adsorbe los metales preciosos puestos en solución y sustancias orgánicas que quitan oxígeno de las soluciones, elemento vital para que ocurra la reacción, el oro y la plata deben estar en tamaños finos para una rápida disolución.
En cianuración en pila la roca huésped debe ser además porosa y permeable a la solución, a veces requiere aglomeración.
Aún cuando un examen mineralógico pudiera indicar que un determinado mineral oro-plata es adecuado para ser cianurado en pila es necesario estudiar su comportamiento metalúrgico a través de un programa de pruebas de Laboratorio y Piloto.
Inicialmente se llevan a efecto pruebas de cianuración en botella con el objeto de determinar el grado de extracción y consumo de reactivos (NaCN y CaO), si los metales preciosos son lixiviables a un tamaño de chancado y con consumo económico de reactivos se prosigue con prueba de percolación en columnas con el mineral chancado a varias granulometrías hasta -3/8 el 100%, pudiendo usarse un sistema simultáneo de adsorción con carbón activado.
En algunos casos es necesario hacer pruebas piloto. Estas pruebas se realizan a diversos tamaños de pila, partiendo de una pocas toneladas, Potter recomienda 500 TM como mínino de lo contrario el área incluida será excesiva con la horizontal falseando el ingreso de oxigeno al lecho del mineral.
Presentamos a continuación una prueba de investigación de lixiviación por agitación y en pila, que representa las mejores condiciones de trabajo y resultados obtenidos para este mineral.
Prueba de Lixiviación en pila| PESO | 15 KG |
| MALLA | 100%-1/2" |
| LEY | 0.49 OZ/TC |
Muestra completamente oxidada con abundante contenido de finos en forma de Limonitas.
Condiciones de trabajo
| pH | 10.5 |
| Tiempo | 20 días |
| Cianuro | 0.1% |
| Rate | 2.1 gal/lib/ft2 |
- Control y reajuste de concentración de reactivos cada 12 h.
Consumo de reactivos
| Cal | 3.0 kg/TMS |
| NaCN | 2.1 kg/TMS |
Nota.- El mineral fue aglomerado con el 50% del consumo de reactivos determinado por agitación, al 10% de humedad durante 24 horas.
| Resultados | |||
| PRODUCTO | VOLUMEN O PESO | LEY Au | RECUPERACIÓN% Au |
| Sol. rica | 10.6 litros | 18.1 mg/l | 73.97 |
| Sol. de lavado | 12.3 litros | 3.4 mg/l | 16.12 |
| Residuo cian | 15.0 kg | 0.05 oz/TC | 9.91 |
| Cab. Calc | 15.0 kg | 0.50 oz/TC | 100.00 |
Discusión
La lixiviación en pila es una operación simple que no requiere molienda fina del mineral, menores consumos energéticos y agua, tiene ventajas económicas con respecto a métodos de agitación, por este motivo es posible procesar minerales marginales.
Los costos de instalación fluctúan entre 20 y 30% de los de una planta por agitación decantación Merril-Crowe y los costos de operación entre 30 y 65%, esto frente a lixiviación —adsorción en carbón activado— electro obtención.
Los costos reales son bajos sin embargo para operaciones que va de 600 a 6000 TC/día su costo varía de $ 1.70 a 5.32 US$ por tonelada procesada en plantas operando en el estado de Nevada.
En una planta en Nuevo México para una producción de 34 000 TC, el costo total incluyendo labores mineras y chancado a -1/4" fue de 10.41 US $/TC. En Carlin Gold Mining Co. el costo para 9000 TC mensuales es de $ 2.54/TC.
El U.S. Bureau Of Mines, recopilando información (NORMAN HADLEY AND HOWARD TA-BACHNICK "MINERAL DRESSING NOTES AMERICAN CYNAMID CO." N° 23 CHEMESTRY OF CYANIDATION, DICIEMBRE 1968 estimó el costo para mineral no chancado en pilas de 500 000 TC y recuperar los valores con carbón activado en 1.80 US $/TC. La estimación abarcó: construcción del piso asfaltado, carguío del mineral, lixiviación adsorción, desorción y regeneración del carbón por un valor bastante superior que es de alrededor US$ 6.00/TC para una operación de 30 000 TC, donde el mineral es previamente chancado y aglomerado con cal o cemento. En estos dos casos no están incluidos los costos de labores mineras.
Kappes estimó en $ 200 000 la inversión necesaria para iniciar una operación de 180 TPD en pilas de 9000 Ton con mineral sin chancar y sin considerar labores mineras.
| DESCRIPCIÓN | COSTO (US$/TM) |
| Transporte (carga y descarga) | 1.20 |
| Trituración 2 etapas | 0.80 |
| Aglomeración | 0.65 |
| Lixiviación y adsorción | 3.25 |
| Desorción-regeneración electro-obtención | 0.35 |
| Análisis químico | 0.30 |
| Otros | 0.45 |
| Total (por TM de mineral) | 7.0 |
| Los costos de operación son muy sensibles al consumo de cianuro | |
Conclusiones
– La extracción en 30 - 60 días puede llegar a 60 - 80% del oro total, lográndose extraer el 50% en la segunda semana de tratamiento.
– El consumo de agua es pequeño fluctúa alrededor de 1.5 M3/tonelada.
– El consumo de energía está centrado fundamentalmente en el chancado que está en función de la granulometría requerida.
– La cinética de disolución por cianuro tiene el siguiente orden: mercurio, oro, cobre, plata, etc.
– La cinética de adsorción de iones metálicos sobre carbón activado tiene el siguiente orden: mercurio, oro, plata.
– El método permite diseñar plantas portátiles las cuales pueden ser trasladadas a otros lugares, cuando se trata de pequeñas minas.
– El método encuentra su aplicación para explotar numerosos recursos mineros donde la inversión es un factor determinante y los recursos económicos son escasos; lixiviando los minerales con metales preciosos es factible tener liquidez inmediata.
– El método de lixiviación en pila, adsorción en carbón activado desorción y electro obtención es más apropiado para minerales que sólo tienen oro o mayor proporción de oro respecto a plata.
– Cuando los minerales tienen mayor contenido de plata y poco oro se recomienda precipitar la Ag con Na2S enseguida adsorber el oro con carbón o precipitar ambos elementos con polvo de zinc con el equipo de Merril-crowe, obteniendo en este último caso un precipitado rico en oro y plata.
– Los costos de operación de Heap Leaching fluctúan entre 2 y 10 US$/TMS y se pueden beneficiar minerales hasta con un gramo de oro por tonelada de mineral.
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