Metalurgia Del Oro y La Plata_Cenfomin Vc_2009

METALURGIA DEL ORO Y LA PLATA

Ing. Víctor E. Alvarez León 2009

INDICE 1.

Introducción

2.

Ocurrencia del oro en menas auríferas

3.

Procesos de separación

4.

Concentración gravimétrica Canaletas Jigs Mesa vibratoria Espirales Conos Concentradores centrífugos

INDICE 5.

Procesos de concentración por amalgamación 5.1

5.2

Métodos de amalgamación: En canaletas En molino Manual En tambores amalgamadores En mortero Etapas del proceso de amalgamación Procesos para separar el mercurio libre y amalgama Circuitos de amalgamación

INDICE 6.

7.

Procesos de concentración por flotación 6.1 Factores que influyen en la flotación de oro 6.2 Reactivos empleados para la flotación de oro  Colectores  Espumantes  Reactivos modificadores Depresores Activadores Modificadores de pH 6.3 Flotación de oro cuando se encuentra con otros minerales 6.4 Flotación de plata  Flotación selectiva de sulfuros  Flotación selectiva de minerales de Pb – Zn Pruebas metalúrgicas de gravimetría y flotación con minerales auríferos

INDICE 8.

Proceso de cianuración 8.1 Factores claves en la cianuración 8.2 Cianuración en tanques  Ventajas y desventajas de la cianuración en tanques  Tipos de tanques de cianuración 8.3 Cianuración en pilas

9.

El proceso Merril Crowe 9.1 Variables que influyen en la precipitación 9.2 Etapas del proceso Merrill Crowe  Clarificación  Desoxigenación  Precipitación 9.3 Práctica eficiente de la cementación

INDICE 10. El proceso de adsorción con carbón activado 10.1 Ventajas y desventajas 10.2 Técnicas de adsorción de carbón activado Carbón en pulpa (CIP) Carbón en lixiviación (CIL) Carbón en columnas (CIC) 11. Desorción de oro del carbón 11.1 Objetivos de la desorción 11.2 Tipos de procedimientos de desorción 11.3 Variables que afectan la desorción 12. Electrodeposición de oro 12.1 Factores que afectan la Electrodeposición

1. INTRODUCCIÓN

El procesamiento de menas auríferas para extraer el oro con un máximo retorno financiero, involucra efectuar cada una de las etapas que van desde el minado hasta conseguir un concentrado o producto comerciable.

1. INTRODUCCIÓN El conocimiento de las características mineralográficas de los depósitos, la dureza, su distribución de oro y las condiciones de costos, son los parámetros fundamentales que determinan la selección del circuito óptimo de conminución y los procesos siguientes.

1. INTRODUCCIÓN

Para la lixiviación de los minerales por agitación es necesario efectuar una molienda, tal que se exponga a la mayor cantidad del metal noble a la acción del disolvente o para concentrar óptimamente ya sea por gravimetría, amalgamación y/o flotación.

2. OCURRENCIA DEL ORO EN MENAS AURIFERAS Desde el punto de vista metalúrgico podemos clasificar la ocurrencia del oro en menas auríferas como sigue: - Oro libre en la ganga sílicea - Oro con pirita, marcasita y pirrotina - Oro con minerales de arsénico y antimonio - Oro con minerales de cobre - Oro con minerales de plomo y cinc - Oro con telururos - Oro con ganga carbonácea - Oro con ganga arcillosa

2. OCURRENCIA DEL ORO EN MENAS AURIFERAS En todos los tipos de menas el grado de diseminación y asociación del oro, varía sustancialmente. 

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Oro libre se encuentra en los depósitos aluvionales. El oro libre al estado metálico, se encuentra en depósitos aluvionales, aleado a la plata formando electrum (5-30% Ag); con cobre (8-20%) y en menor grado con platino, iridio, paladio, bismuto, mercurio y otros. Asociada a ganga silícea o cuarzosa, se encuentra formando filones o vetas; en la cual su asociación original fue con sulfuros de hierro, los que debido a su lixiviación se convirtieron en óxidos de hierro; formación típica de la parte superior de los yacimientos de oro.

2. OCURRENCIA DEL ORO EN MENAS AURIFERAS 

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La asociación a pirita y arsenopirita, es la más común, formando el tipo de yacimiento en que el oro se encuentra en forma nativa y en gran parte asociada a pirita, arsenopirita y pirrotina. El oro en forma de telururos, se encuentra formando los depósitos vetas; generalmente telururos de oro y plata acompañado a sulfuros de hierro.

2. OCURRENCIA DEL ORO EN MENAS AURIFERAS 

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El oro nativo aparece también en gran cantidad de yacimientos de minerales metálicos sulfurados tales como cobre, especialmente en menas de yacimientos de cobre porfídicos, en un amplio rango de diseminación. También se encuentra asociado en cualquiera de sus formas a menas poli metálicas, tales como plomo-zinc-cobre, a veces formando soluciones sólidas junto a pirita y pirrotina.

3. PROCESOS DE SEPARACION Los procesos de concentración aplicados a tratamiento de menas auríferas se pueden clasificar en: – Concentración gravimétrica – Concentración por amalgamación – Concentración por flotación – Proceso de cianuración – Procesos combinados

3. PROCESOS DE SEPARACION








4. CONCENTRACION GRAVIMETRICA Los métodos de concentración gravimétrica se utilizan para la separación de minerales de diferentes densidades utilizando la fuerza de gravedad y, últimamente, las tecnologías modernas aprovechan también la fuerza centrífuga para la separación de los minerales. En este tipo de separación se generan dos o tres productos : el concentrado, las colas, y en algunos casos, un producto medio (“middling”). Para una separación efectiva en este tipo de concentración es fundamental que exista una marcada diferencia de densidad entre el mineral y la ganga. A partir del llamado criterio de concentración, se tendrá una idea sobre el tipo de separación posible.

4. CONCENTRACION GRAVIMETRICA El criterio de concentración utilizado en la separación gravimétrica es el siguiente:

Donde : Dh= densidad relativa del mineral pesado. Dl = densidad relativa del mineral liviano. Df= densidad relativa del medio fluido. En términos generales, cuando el cociente es mayor que 2,5, ya sea positivo o negativo, la separación gravimétrica es relativamente fácil. A medida que el cociente disminuye, la eficiencia de la separación disminuye; valores menores que 1,25 indicarían que la concentración por gravedad, por lo general, no sería posible comercialmente.

4. CONCENTRACION GRAVIMETRICA La figura siguiente muestra la eficiencia de separación de diferentes equipos, en función del tamaño de partículas. Se omiten equipos para tamaño de partículas mayores a 3 mm, entre los que podríamos citar los sistemas por otro. Puede apreciarse en el gráfico que los equipos con mejor eficiencia para el tratamiento de partículas comprendidas entre 0,1 y 1 mm son las espirales.

4. CONCENTRACION GRAVIMETRICA

Actualmente, las técnicas más modernas que se aplican en este tipo de concentración incluyen equipos que aprovechan la fuerza centrífuga para la separación de partículas finas.

Equipos y tamaño de oro recuperable TAMAÑO DE ORO RECUPERABLE

EQUIPOS

Canaletas

+100# (0.15 mm)

Jigs

- 3# + 20# (7 – 0.85 mm)

Mesa Vibratoria

- 20#- + 200# (0.85-0.075 mm)

Espirales

- 6# + 200# (2 – 0.075 mm)

Conos

- 6# + 200# (2 – 0.075 mm)

Concentradores centrífugos

- 65# + 12 μm (0.212-0.012 mm) ´

4.1 CANALETAS Las canaletas simples (sluices) son seguramente los aparatos concentradores más primitivos que se conocen. Son utilizados principalmente para el tratamiento de aluviones en las cuales el mineral valiosos se encuentra libre en granulometría fina y la diferencia de peso específico con el de la ganga es grande. Su aplicación principal es en la concentración de oro, platino y casiterita. Las canaletas simples son construidas de madera y presentan el piso irregular para aprisionar los minerales pesados. El piso irregular se obtiene gastando el fondo colocando tacos de madera, reglas, gradas, etc. Estos obstáculos se llaman riffles debido a su función de recoger de la corriente de agua los minerales pesados.

4.1 CANALETAS La inclinación de la canaleta según la forma de operación y tamaño de grano de la alimentación: 2 – 8º para preconcentración de alimentación de minerales pesados; alrededor de 14,8º para post lavado de concentrados clasificados con estrecho rango de tamaño de grano en ritmo de trabajo intermitente. Las canaletas pueden ser de 2 m de largo por 0,5 m de ancho por 0.5 m de profundidad.

4.1 CANALETAS La operación de las canaletas es intermitente. Una vez terminado el tratamiento, los riffles son desmontados y se recoge el material pesado. El flujo de la pulpa debe ser laminar sin producir turbulencias, de tal manera que las partículas de oro puedan decantar desde la pulpa. Mientras más fino sea el tamaño de los granos del mineral valioso de la alimentación menor inclinación de la canaleta se deberá elegir, para que las velocidades de la pulpa no sean muy altas. En la minería de placeres del sudeste asiático se pueden observar inclinaciones de canaletas entre 3-6º (velocidades de pulpa: 0.7 – 3.0 m/seg.).

4.2 JIGS Un jig consta de un tanque abierto lleno de agua, con un cedazo horizontal en la parte superior, y provisto de un grifo en la parte inferior del cajón (hutch), para remover el concentrado. La cama consiste de capas de material grueso, partículas pesadas, o cama artificial (granalla), colocada sobre el cedazo y sobre el cual escurre la pulpa. La alimentación cruza la cama y la separación se realiza en ella de tal manera que los granos con peso específico alto penetran a través de la cama y el cedazo y se depositan en el cajón como concentrado, mientras que los granos livianos son arrastrados por la corriente de agua hacia las colas.

4.2 JIGS El jig es normalmente usado para concentrar material relativamente grueso. El jig Denver se usa ampliamente, especialmente para separar minerales pesados en los circuitos de molienda cerrados, para evitar la sobre molienda. La válvula rotativa para el suministro de agua puede ser regulada para abrir en el lugar del ciclo deseado, la sincronización entre la válvula y el émbolo se logra por medio de una correa en “V” de goma. Mediante un apropiado ajuste de la válvula, cualquier variación deseada puede ser alcanzada, desde la completa neutralización del golpe de succión con agua hasta un balance completo entre succión y pulsación.

4.3 MESA VIBRATORIA Este concentrador consiste en una cubierta ligeramente inclinada, A, sobre la cual la alimentación con casi 25% en peso de sólidos se introduce en la caja de alimentación y distribuye a lo largo de C; el agua de lavado se reporta a lo largo del resto de lado de alimentación desde el canal D. La mesa vibra longitudinalmente por medio del mecanismo B, usando carrera lenta hacia delante y un rápido retorno, lo que causa que las partículas minerales se arrastren lentamente a lo largo de la cubierta paralela a la dirección del movimiento. De este modo los minerales están sujetas a dos fuerzas: la debida al movimiento de la mesa y otra perpendicular al anterior debido a la capa fluyente de agua.

4.3 MESA VIBRATORIA La figura representa un diagrama idealizado de la distribución de los productos de la mesa. Frecuentemente se usa un separador ajustable en el extremo de los concentrados para separar este producto en dos fracciones: un concentrado de alto grado y una fracción de medios o mixtos.

4.3 MESA VIBRATORIA

La cantidad de agua que se usa en la pulpa de alimentación varia, la dilución de la alimentación es de 20 a 25 % en peso de sólido. Además del agua en la pulpa de alimentación, sobre la mesa fluye agua clara para lavar el concentrado final. Esta agua de lavado varía desde unos cuantos litros hasta casi 100 l/min. de acuerdo a la naturaleza del material de alimentación.

4.3 MESA VIBRATORIA CAPACIDADES Y CONSUMOS DE AGUA Y ENERGIA DE LAS MESAS VIBRATORIAS • La capacidad de la mesa vibratoria depende de la

frecuencia, la inclinación, la cantidad de agua, las características de la mena, densidades y formas de las partículas, y de la granulometría de alimentación.

• La capacidad en general varía de 5 ton/día

(materiales finos) hasta aproximadamente ton/día (materiales gruesos).

50

• Consumo de agua: 38 a 83 L/min(alimentación) y 11

a 45 min(lavado).

• Consumo de potencia media: 0,6 HP por mesa.

4.3 MESA VIBRATORIA

4.4 ESPIRALES La espiral consiste de un canal helicoidal cilíndrico con sección transversal semicircular modificada. En la parte superior existe una caja destinada a recibir la alimentación en forma de pulpa. A medida que ella se escurre, las partículas más pesadas se encuentran en una faja a lo largo del lado interno del flujo de la pulpa y son removidas por aberturas localizadas en la parte más baja de su sección transversal.

4.4 ESPIRALES En las espirales Humphrey existen dos aberturas para cada vuelta de la espiral. Estas aberturas están provistas de un dispositivo que permite guiar los minerales pesados para obtener la separación deseada, a través de una regulación conveniente. Cada abertura es conectada a un tubo colector central, a través de mangueras de tal forma que se juntan los materiales recogidos en las diferentes aberturas en un único producto. En el extremo inferior del canal existe una caja destinada a recoger los minerales livianos que no son recogidos por las aberturas. Las espirales se dividen en dos tipos: espirales de múltiples retiradas y espirales de retiradas limitadas.

4.4 ESPIRALES La espiral original Humphrey presenta cinco vueltas completas de hélice, la cual es un conducto helicoidal conectado a una columna central que sirve también para la descarga del concentrado. Se fabrican en segmentos de 120º (3 segmentos forman una vuelta). Se construyen en fierro fundido (con o sin revestimiento de goma) y en fibra de vidrio (con revestimiento de goma. Se entregan en hélices simples o dobles, en ese caso se acoplan en 180º en torno a la columna central.

CARACTERÍSTICAS OPERACIONALES DE LAS ESPIRALES 1. CAPACIDAD DE TRATAMIENTO DE SÓLIDOS. La capacidad de tratamiento de sólidos por espiral varía de 0,5 a 2,5 ton/h, la tasa más utilizada es de 1,5 ton/h. El flujo de pulpa de la alimentación depende de las características de la menas. Para materiales finos se aconseja flujos de 50 a 65 L/min, para materiales medios, 70 a 90 L/min y para materiales gruesos, en torno de 110 L/min.

CARACTERÍSTICAS OPERACIONALES DE LAS ESPIRALES 2. CONSUMO DE AGUA. El consumo de agua para cada espiral, incluyendo el agua de lavado varía de 50 a 110 L/min. Esta agua es normalmente recuperada y recirculada. En el caso de las espirales de retiradas limitadas, el agua de lavado ha sido reducida e incluso en ciertos casos ha sido eliminada. 3. PORCENTAJE DE SÓLIDOS. El porcentaje de sólidos es de 20 a 30%, pulpas conteniendo sólidos de granulometría gruesa, pueden tener hasta 50% de sólidos.

CARACTERÍSTICAS OPERACIONALES DE LAS ESPIRALES 4. GRANULOMETRÍA DE ALIMENTACIÓN. Los límites granulométricos de los minerales pesados contenidos en la pulpa pueden variar hasta 4 mallas. Cuanto más amplio es el rango granulométrico, menor será la eficiencia de concentración. La eficiencia de las espirales normalmente disminuye para granulometrías menores a 200 mallas. 5. PESOS ESPECÍFICOS DE LOS MINERALES A SEPARAR. La diferencia de pesos específicos entre los minerales útiles y los minerales de ganga deben ser siempre mayores que 1,0 para obtener una concentración adecuada. La eficiencia de las espirales crece con el aumento de los pesos específicos de los minerales pesados.

CARACTERÍSTICAS OPERACIONALES DE LAS ESPIRALES 6. FORMA O TAMAÑOS DE LAS PARTÍCULAS. Puede influir de tal forma a la concentración, que en ciertos casos, tratando minerales de pesos específicos muy próximos, puede obtenerse una buena concentración.

4.5 CONOS

5.1.5 AMALGAMACION EN MORTERO Para esta prueba se toma una muestra de grano menor de 35 Mallas Tyler (0.425 m.m.) y luego se muele por tiempo definido en un mortero de hierro después de añadir una cantidad de mercurio equivalente a 140 Kg./tonelada de mineral y otros reactivos (NaOH, CuSO4) necesarios para una buena amalgamación. La densidad de la pulpa se deberá mantener entre 60 y 80% sólidos.

5.1.5 AMALGAMACION EN MORTERO

Una vez terminada la molienda, se separa el mercurio con un lavador pequeño y la cola se seca y ensaya por oro. Es necesario examinar, si es posible con microscopio, la cola para comprobar la presencia de pequeñísimos glóbulos de mercurio debido a la falta de unión entre ellos; mediante la adición de hidróxido de sodio o cloruro de amonio se puede provocar que los diminutos glóbulos se unan con el cuerpo principal de mercurio.

5.2 ETAPAS DEL PROCESO DE AMALGAMACION Durante la amalgamación se cuenta con varias etapas: a) Preparación, en esta etapa se realizan los cálculos preliminares, es decir, la cantidad de mercurio y reactivos que deben ser añadidos; también se define el tipo o reactor que se usara para la práctica. b) Amalgamación, en esta etapa se produce la amalgamación propiamente dicha; es decir, el oro se mezcla con el mercurio y se forma la amalgama. c) Elutriación, consiste en separar la amalgama formada con el mercurio residual de la ganga. Esta operación se puede realizar usando una batea manual.

5.2 ETAPAS DEL PROCESO DE AMALGAMACION d) Filtración, la mezcla

de amalgama mas el mercurio residual es filtrada empleando como medio filtrante una tela de tejido tupido como, gamuza, badana, etc. Esta operación permite obtener el mercurio y la amalgama de oro sólido con 30 a 40% de oro y/o plata, este producto suele llamarse también pella.

5.2 ETAPAS DEL PROCESO DE AMALGAMACION

e) Destilación, la separación del mercurio de la amalgama se hace por destilación en retorta a temperaturas superiores a 350oC. De esta operación se obtiene ob tiene el oro esponja y se recupera el mercurio que puede recircularse al proceso.

5.2 ETAPAS DEL PROCESO DE AMALGAMACION

f) Copelación, el oro esponja es convertido en una masa compacta, botón de oro, por el proceso de copelación, empleando para ello hornos de copelación y temperaturas de alrededor de 1000oC.

5.4 CIRCUITOS DE AMALGAMACION

Dependiendo de las características mineralogicas y sobre todo de las posibilidades económicas de una determinada instalación, para el tratamiento de minerales auríferos, se pueden presentar alternativas para la amalgamación de pre-concentrados o concentrados gravimetricos de oro.




6. CONCENTRACION POR FLOTACION La flotación es una técnica de concentración que aprovecha la diferencia entre las propiedades superficiales o interfaciales del mineral útil y la ganga. Se basa en la adhesión de algunos sólidos a burbujas de aire, las cuales transportan los sólidos a la superficie de la celda de flotación, donde son recolectados y recuperados como concentrado. La fracción que no se adhiere a las burbujas permanecen en la pulpa y constituyen las colas o relaves.

Así, la condición de flotabilidad es una fuerte adhesión entre las partículas útiles y burbujas, que deben ser capaces de soportar la agitación y turbulencia de la celda. Estas partículas se dicen hidrofóbicas, y las partículas del relave o colas son hidrofílicas.

6. CONCENTRACION POR FLOTACION Se trata de un fenómeno de comportamiento de sólidos frente al agua. Los metales nativos, sulfuros o especies como el grafito, carbón bituminoso, talco y otros son poco mojables por el agua y se llaman minerales hidrofóbicos. Por otra parte, los sulfatos, carbonatos, fosfatos, etc. Son hidrofílicos o sea mojables por el agua.

Flotación La flotación es un método de concentración de minerales que depende de sus diferentes capacidades para adherirse a las burbujas de aire en una pulpa.

Proceso de flotación Las burbujas de aire están hechas para subir a través de la pulpa mineralizada y formar la espuma sobre la superficie del equipo de flotación.

Flotación

Los químicos son agregados en la flotación para que ayude en la formación de espuma causando deseos a los minerales para pegarse a las burbujas (hidrofobico). Los minerales deseados se pegan a las burbujas, mientras las partículas minerales de desecho (ganga) permanecen en la pulpa. La espuma (concentrado) es luego retirada para separar de la cola (pulpa remanente en el equipo de flotación)

mineral H2O

hidrofilico

búrbuja

hidrofobico

6.2 REACTIVOS EMPLEADOS PARA PARA LA FLOTACION DE ORO •

Colector: es un reactivo químico orgánico que tiene la propiedad de adsorberse selectivamente en la superficie de un mineral haciendo que esta se vuelvan hidrófobica (aerófilas). Los colectores usados con mayor frecuencia son los xantatos y los aerofloats. Sin los colectores los sulfuros no podrían pegarse a las burbujas y éstas subirían a la superficie sin los minerales y los sulfuros valiosos se irían a las colas. Una cantidad excesiva de colector haría que flotarán incluso los materiales no deseados (piritas y rocas) o los sulfuros que deberían flotar en circuitos siguientes. Así por ejemplo, en el caso de la flotación de minerales de plomo-zinc-pirita, plomo-zinc-pirita, en el circuito de plomo se mantiene deprimido el zinc, para flotarlo posteriormente en su respectivo circuito; circuito; pero un exceso de colector podría hacer flotar el zinc junto con el plomo. Una cosa similar sucedería en el circuito de zinc con un exceso de colector, haciendo flotar flotar la pirita que se encuentra deprimida por el efecto de la cal adicionada.

6.2 REACTIVOS EMPLEADOS PARA LA FLOTACION DE ORO

Los colectores se clasifican de acuerdo a su ionización en: colectores aniónicos, catiónicos y no-aniónicos. El grupo de colectores aniónicos es el más importante y de acuerdo a la parte activa puede ser: -Sulfhidrílicos, compuesta por un átomo de azufre en el grupo activo. Son empleados principalmente para flotar especies sulfuradas como sulfuros metálicos y partículas metálicas como cobre nativo y oro. -Oxhidrílicos, caracterizados por llevar en su parte activa un átomo de oxigeno. Su principal empleo está en la flotación de especies no sulfuradas. El grupo más importante, para la flotación de oro y sus minerales, es el grupo de los thioles que se caracterizan, como ya se había mencionado, porque en su grupo funcional llevan un átomo de azufre unida al de carbón o un átomo de fósforo.

6.2 REACTIVOS EMPLEADOS PARA LA FLOTACION DE ORO Entre los thioles, de acuerdo a su importancia, se tienen: Xantatos

A continuación se detalla los colectores, del tipo xantatos, más usados en la industria minera aurífera y su respectiva denominación por tres firmas que los comercializan.

6.2 REACTIVOS EMPLEADOS PARA LA FLOTACION DE ORO  Ditiofosfatos (promotores) Estos compuestos son solubles en agua y forman sales relativamente solubles con los metales pesados. Presentan un olor débil a sulfuro de hidrógeno y buena solubilidad en soluciones acuosas de álcali y en solventes orgánicos. En medio acuoso se titulan como ácidos fuertes. Los ditiofosfatos son colectores que se añaden en pequeñas cantidades que aquel del colector primario y su adición origina una mejor recuperación total de la flotación. El término “sinergismo” es bastante aplicado a este fenómeno. Puede ser también de importancia el orden de adición de los reactivos y se sugiere por ejemplo, que cuando se añaden, primero los colectores más débiles ellos se absorben en los sitios fuertes, luego se continúa con la adsorción del colector más fuerte que se absorben en los sitios más débiles. Los dithiofosfatos probablemente son los promotores de más amplio uso en la flotación de oro.


En la tabla siguiente se detallan los colectores, del tipo ditiofosfatos, más usados en la industria minera y su respectiva denominación por dos firmas que los comercializan.

6. CONCENTRACION POR FLOTACION ESPUMANTE: Es un reactivo químico orgánico, que se adiciona a la

pulpa con el objetivo de estabilizar la espuma, en la cual se encuentra el mineral de interés.

Al hacer pasar el aire a través de agua pura, no se produce espuma. Al agregar pequeñas cantidades de ciertos compuestos orgánicos como por ejemplo aceites, al soplar aire a través del líquido se formaran burbujas de aire en forma de pequeñas esferas que, al subir hasta la superficie del líquido y antes de entregar su contenido de aire a la atmósfera, tratarán de detenerse en forma de espuma. El tamaño de las burbujas y su estabilidad dependerán de la cantidad de espumante agregado; con un aumento de la cantidad de espumante disminuirá el diámetro de las burbujas pero aumentará la estabilidad de la espuma, debido al mayor espesor de su película. Sin embargo, si se supera una cierta concentración la espuma desaparece completamente.

6. CONCENTRACION POR FLOTACION ESPUMANTE:

En la flotación de minerales sulfurosos, es una práctica común emplear por lo menos dos espumantes y más de un colector. Espumantes específicos son elegidos para dar propiedades físicas adecuadas a la espuma, mientras que el segundo espumante interactúa con los colectores para controlar la dinámica del proceso de flotación. Los productos más usados como espumante son: aceite de pino, ácido cresílico, alcoholes sintéticos como el Dowfroth 250, etc. MODIFICADORES: Estos reactivos pueden ser de tres tipos :

modificadores de pH, activadores y depresores. 1.Modificadores de pH :

Los reguladores de pH tienen la misión de dar a cada pulpa el pH más adecuado para una flotación óptima. La cal es un reactivo apropiado para regular el pH, pues deprime las gangas y precipita las sales disueltas en el agua. La cal se puede alimentar a la entrada del molino a bolas.


MODIFICADORES DE pH Uno de los objetivos primarios de la flotación es encontrar el pH óptimo para una combinación dada de reactivos y de mineral. La mayoría de las plantas de flotación tratan minerales sulfurados en un circuito alcalino para obtener un mejor rendimiento metalúrgico, también para mantener un mínimo de corrosión.

Modificadores de pH usados en la flotación

6. CONCENTRACION POR FLOTACION Activador Compuesto químico orgánico e inorgánico que modifica selectivamente la superficie de las partículas para permitir que el colector se absorba sobre éstas. Ejemplo: sulfato de cobre, que se utiliza en la activación de algunos sulfuros, como la esfalerita y antimonita. Depresor Generalmente es un compuesto inorgánico que modifica la superficie de las partículas volviéndolas hidrófilas o inhibe la absorción del colector. Ejemplo: sulfato de zinc, usado en la depresión de esfalerita.


En la siguiente tabla se detallan algunos reactivos depresores que se usan:

Flujograma de flotación simple.

6.1 FACTORES QUE INFLUYEN EN LA FLOTACION DE ORO Los factores que influyen en la recuperación del oro son: 1) Liberación, el principal requerimiento mineralógico para la flotación del oro es que esté liberado; es decir, como partículas de oro libre o que forme parte de las partículas que son flotables; esta segunda condición es la que usualmente se requiere para la recuperación del oro que se encuentra en la superficie de los minerales sulfurosos. Si son óxidos y/o silicatos, los que forman parte del mineral aurífero, entonces la flotabilidad del oro es más baja y dependen sobre todo de sus respectivas áreas de superficie de hidrofobicidad.

6.1 FACTORES QUE INFLUYEN EN LA FLOTACION DE ORO 2) Recubrimiento (capas), la flotabilidad de oro libre depende de las condiciones de exposición superficial; es decir, si por ejemplo, una capa de sal de metal hidrofílica ha sido precipitada en la superficie del oro, reduce la superficie total hidrofóbica y consecuentemente reduce la recuperación del oro. Estos precipitados comúnmente contienen óxidos de hierro (Fe+3) o hidróxidos, los cuales se forman debido a que ambos minerales contienen hierro o la pérdida de hierro en la molienda comúnmente entre 0.5 a 1 kg de Fe/t de mineral. En depósitos antiguos de colas, de varias décadas, se producen disoluciones de minerales, por tanto tiene lugar la precipitación, resultando la formación de capas de sal de Ca, Mg, Mn, Al y Fe como óxidos o carbonatos.

6.1 FACTORES QUE INFLUYEN EN LA FLOTACION DE ORO 3) Tamaño de partícula, el tamaño de partícula tiene un gran efecto en la recuperación del oro, por flotación, por su alta densidad. La flotación es efectiva para partículas en el rango de 20-200 micrones. Partículas más finas influyen negativamente en la selectividad debido a la coflotación de componentes ganga. En caso de flotar tamaños de partículas relativamente gruesas, como alternativa se puede reducir la alta densidad del oro aumentando la densidad de pulpa y trabajando, por ejemplo a 35% sólidos, con esto se reduce la sedimentación de las partículas de oro. Pero para partículas mayores a 200 ó 250 micrones de oro lo más recomendable es usar gravimetría y amalgamación.

TIPOS DE FLOTACIÓN DE ESPUMA

1. FLOTACIÓN DIRECTA La flotación directa es aquella en la que el mineral valioso sale en la espuma y la ganga se queda en el non-float. 2. FLOTACIÓN INVERSA En este tipo de flotación el mineral valioso se queda como non-float y la ganga es la que flota. 3. FLOTACIÓN COLECTIVA (Bulk flotation) Se dice flotación colectiva en el caso de que todos los minerales valiosos y de un solo tipo mineralógico (por ejemplo: sulfuros) salen en la espuma. 4. FLOTACIÓN SELECTIVA O DIFERENCIAL Como su nombre indica la flotación es selectiva, se flota un solo mineral a la vez en cada etapa.

Circuito de flotación simple

Sistema de flotación Rougher – Scavenger - Cleaner

Circuito con re-limpieza

6.3 FLOTACION DE ORO PRESENTE EN OTROS MINERALES

ORO EN PIRITA – ARSENOPIRITA

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Aunque la arsenopirita se deprime, hay bastante interés en flotar selectivamente la arsenopirita de la pirita de manera que se produzca un concentrado para su tratamiento por presión oxidante o lixiviación bacterial. La oxidación bacterial subsiguiente a la flotación es sin embargo sensible a la presencia de residuos de reactivos de flotación y por tanto es crítico establecer la toxicidad del reactivo antes de su uso. Regulando el estado de oxidación de la pirita y arsenopirita añadiendo oxidantes o reductores es la clave para la separación selectiva. El permanganato de potasio es el oxidante preferido.

ORO EN PIRITA – ARSENOPIRITA

Cuando se usa peroxodisulfato de potasio sólo deprime a la arsenopirita pero puede activar a la pirita. Los modificadores como bisulfito de sodio, el sulfato hidrazinium y la magnesia mejoran bastante esta separación. Una adición apropiada de CuSO4 también mejora las separaciones. Un proceso de dos etapas fue recién reportado que logra alrededor de 60% a 20% de recuperación de arsenopirita y pirita respectivamente usando mezclas de dithiofosfatos y dithiocarbamatos.

ORO EN PIRROTITA – PIRITA/ARSENOPIRITA

La reacción selectiva de la pirrotita para reducir el consumo de cianuro y oxígeno en la lixiviación de oro se aplica bastante bien. La pre-aireación de la pulpa antes de la flotación permite una flotación selectiva de pirita y arsenopirita de la pirrotita. El acondicionamiento con permanganato de potasio en circuito alcalino se probó con éxito. Los dithiofosfatos que se usan como colectores secundarios, también son selectivos contra la pirita y en menor grado contra la arsenopirita.

ORO EN ESTIBINA – PIRITA/ARSENOPIRITA

Los depósitos de minerales auríferos que contienen estibina, tienen arsenopirita y pirita. Ya que el antimonio causa problemas en la cianuración, se requiere de su separación de otros sulfuros. Esto se logra flotando a pH bastante alto, deprimiendo la estibina y activando la arsenopirita/pirita con CUSO4. Contrariamente una flotación bulk de sulfuros a pH neutro con adición de nitrato de plomo activa la estibina. La estibina es entonces separada de los sulfuros añadiendo NaOH y flotando la arsenopirita/pirita activada con cobre.

ORO EN COBRE – PIRITA / ARSENOPIRITA / PIRROTITA

Cuando es necesario separar los minerales de cobre que contienen oro de un mineral de mezcla de sulfuros, es usual deprimir los otros sulfuros añadiendo cianuro y operando la planta a un pH alto. De esta forma se produce un concentrado de cobre que contiene oro en forma selectiva para la fusión.

6.4 FLOTACION DE PLATA La mayoría de la plata recuperada comercialmente está asociada con los minerales sulfurosos de los metales base de cobre, plomo, plomo-zinc y cobre-plomo-zinc. En la flotación de estos minerales asociados a la plata es de mucha importancia la selección de: colector, agente regulador y depresor. En general, la plata tiende a concentrarse en los sulfuros de cobre y plomo. La plata también ocurre en asociación con la esfalerita y hasta con la pirita. En el último caso, dependiendo del contenido de plata de la pirita, puede producirse un concentrado de pirita a partir del circuito de colas de los metales base, el cual puede tratarse por tostación y cianuración para la recuperación de plata. Los minerales de plata: cerargirita, argentita, polibasita, proustita, pirargirita, estefanita y tetrahedrita; responden mejor a la flotación, en un circuito natural.

6.4 FLOTACION DE PLATA Los agentes reguladores como el sulfuro de sodio, cal, soda cáustica y almidón; tienden a deprimir los minerales de plata. Si se tiene que usar cianuro, en los circuitos de flotación de metales base, se recomienda entonces que el complejo zinc-cianuro sea usado para reducir la disolución de la plata. Cuando los minerales de plata solo contienen cantidades menores de sulfuros de metales base, la mejor práctica para maximizar la recuperación de plata es la flotación bulk de todos los sulfuros. Si hay presencia de sulfuros de zinc, ligados a plata, arsenopirita, pirrotita y pirita, usualmente se requiere sulfato de cobre para activar estos minerales antes de la adición del colector. Si por otro lado, estos minerales sulfurosos no contienen plata, un uso cuidadoso de la cal puede ser requerido para prevenir dilución del concentrado.

6.4 FLOTACION DE PLATA El uso de dithiofosfatos con pequeñas cantidades de xantatos menores, tal como el xantato isopropilico (usualmente 20-50 g/t de colector total), son recomendadas para este tipo de minerales. Con minerales parcialmente oxidados asociados a la plata, la cianuración de las colas de flotación puede ser justificada económicamente para la recuperación de la plata. Puesto que la mayor parte de la producción de plata es a partir de otros sulfuros, a continuación se efectuará una descripción de la flotación diferencial del sulfuro complejo que generalmente contiene plata.

6.4.1 FLOTACION SELECTIVA DE SULFUROS En el proceso de concentración por flotación de estos minerales se puede seguir dos rutas: La primera, consiste en una flotación colectiva (bulk) de sulfuros, seguida de flotaciones selectivas de las espumas de la flotación colectiva a objeto de obtener concentrados individuales de los minerales componentes; La segunda, consiste de una serie de flotaciones selectivas realizadas desde un principio, en cada flotación se obtiene un concentrado para un mineral. En algunos casos se suele usar una combinación de estas técnicas cuando la MENA es muy compleja.

6.4.2 FLOTACION SELECTIVA DE MINERALES DE Pb – Zn

Los minerales de Pb-Zn, generalmente se encuentran juntos y frecuentemente contienen pequeñas cantidades de sulfuros de Cu, Fe, Ag y oro nativo. La presencia de grandes cantidades de pirita aumenta el problema de recuperación y selectividad. Los principales minerales de Pb y Zn son la galena y la esfalerita, aunque en algunos casos, debido a la oxidación pueden existir la cerusita, anglesita, smithsonita, etc.

6.4.2 FLOTACION SELECTIVA DE MINERALES DE Pb – Zn El método mas empleado para la separación de galena y esfalerita es la flotación selectiva en dos etapas. En la primera etapa, se deprime la esfalerita y pirita con sulfato de zinc y cianuro para poder flotar la galena. En la segunda etapa, se reactiva la esfalerita con sulfato de cobre del “non float” de la primera etapa y se flota la esfalerita.

La flotación de la galena y la esfalerita se lleva a cabo flotando a pH natural o en medio ligeramente alcalino (pH = 7-9), para ello se utiliza carbonato de sodio o cal (500-2000 g/t). Como colector se puede utilizar xantato etílico o isopropilico o aerofloats 25, 31, 241, 242, en una cantidad de 25-100 g/t. Si hay bastante pirita se utiliza cianuro de sodio como depresor (50125 g/t). Como espumante se puede utilizar aceite de pino, DF-1012, MIBC (25-75 g/t).

6.4.2 FLOTACION SELECTIVA DE MINERALES DE Pb – Zn Cuando la MENA de zinc contiene además de la ganga pirita, la pulpa es acondicionada con cal hasta un pH entre 9 y 11 y sulfato de cobre como activador (250-500 g/t). La activación también puede realizarse con sales de plomo y plata. Como colector se puede utilizar xantato Z-11, Z-6 o un ditiofosfato (aerofloat 211) en una cantidad de 50-125 g/t. También se puede usar Z-200, que es más selectivo con respecto a la pirita. El espumante puede ser ácido cresilico, aerofloat 25 o Dow Froth 250. La limpieza del concentrado de Zn generalmente se lleva a cabo a pH mayor a 8. Los agentes depresores ya se pueden añadir en la etapa de molienda para una efectividad de los mismos, y si es necesario, también antes de la flotación limpieza de la galena. El sulfito de sodio o bisulfito de sodio en combinación con el cianuro y sulfato de zinc son actualmente bastante usados en la depresión de los minerales de zinc. En algunos casos el sulfito o bisulfito es el único depresor utilizado.

6.4.2 FLOTACION SELECTIVA DE MINERALES DE Pb – Zn

Cuando las menas de Pb y Zn contienen metales preciosos, es preferible utilizar una mezcla de sulfato u oxido de zinc con cianuro (en una relación de 2 a 3) para formar un complejo de cianuro de zinc, a objeto de prevenir la disolución de la plata by el oro. La presencia de los sulfuros de Fe vuelve a la pulpa acida con la consiguiente producción de sulfatos u óxidos de Fe, Pb y Zn, los cuales afectan las superficies de los minerales de Pb y Zn. La galena tiende a ser deprimida debido a una “decoloracion” de su superficie y la esfalerita a ser activada por los iones de plomo. Las sales disueltas, como el sulfato ferroso, reaccionan con el xantato y cianuro provocando un alto consumo de estos reactivos.

7.0 PRUEBAS METALURGICAS DE GRAVIMETRIA Y FLOTACION CON MINERALES AURIFEROS A continuación se detallan pruebas de concentración gravimétrica,y flotación usando diferentes equipos, que nos van a mostrar el método de recuperación de oro más efectivo. Se resumen los balances metalúrgicos, las tablas que permiten graficar las curvas size by size. i) Concentración gravimétrica de una MENA aurífera, en canaleta

i) Concentración gravimétrica de una MENA aurífera, en canaleta

El balance metalúrgico, tabla 11.8, muestra una recuperación relativamente baja; esto se debe, a través de la figura 11.8, a que gran parte del oro presente en la muestra es de granulometría fina, por debajo de 150 micrones, y por la naturaleza del trabajo que realizan las canaletas estas partículas de oro son arrastradas a las colas. Los granos gruesos pueden ser aceptablemente recuperados.

ii) Concentración gravimétrica de una MENA aurífera, en Espiral

ii) Concentración gravimétrica de una MENA aurífera, en Espiral La concentración en espiral muestra una mejora en cuanto a la recuperación y la calidad del concentrado se refiere comparando con el producto y operación realizada en canaleta; en efecto, es lo que se puede observar en el balance metalúrgico de la tabla 11.10. En la figura 11.10, se puede observar una mejor recuperación, aunque lejos de ser lo ideal, de las fracciones finas. Los granos gruesos son recuperados aceptablemente.

iii) Concentración gravimétrica de una MENA aurífera, en Mesa vibratoria

iii) Concentración gravimétrica de una MENA aurífera, en Mesa vibratoria El balance metalúrgico de la tabla 11.12, muestra una mejor recuperación, comparada con los anteriores procesos, se logra una buena recuperación de los granos gruesos y una recuperación aceptable en los granos finos que, de todas formas, una buena parte es irremediablemente arrastrada a las colas; esta afirmación tiene su base en el análisis size by size que se muestra en la figura 11.11.

iv) Concentración de una MENA aurífera, por Flotación

iv) Concentración de una MENA aurífera, por Flotación El balance metalúrgico de la tabla 11.12 muestra no solo una alta recuperación sino también mejoro sustancialmente la calidad del concentrado. La figura 11.12, análisis size by size, muestra una muy buena recuperación de los granos finos y no así en los granos gruesos especialmente en los más gruesos y esto se debe al elevado peso específico del oro que se hace manifiesta en los granos gruesos.

La figura 11.13, muestra un diagrama size by size comparativo haciendo el seguimiento a la recuperación de oro en los diferentes equipos usados para explicar esta importante forma de análisis de resultados.

Para un análisis más objetivo se puede construir una tabla con los índices Metalúrgicos más importantes de las diferentes formas de concentración.

Observando estos resultados se puede concluir lo siguiente:

8.0 PROCESO DE CIANURACION La cianuración es el proceso, por el cual, se logra disolver el oro y la plata (en forma preferencial) mediante una solución alcalina de cianuro de sodio. La Cianuración se basa en que el oro nativo, plata o distintas aleaciones entre estos, son solubles en soluciones cianuradas alcalinas diluidas, regidas por la siguiente ecuación: 4 Au + 8 NaCN + O2 + 2 H2O

4 NaAu(CN)2 + 4 NaOH

→

Esta fórmula es conocida como la ecuación de ELSNER. El oro es lixiviado por conversión desde la fase sólida (oro libre o en el mineral) a oro en solución (En la forma de complejo auro- cianurado). Adicionalmente podemos observar de la reacción que tanto el oxígeno como el cianuro son necesarios para que proceda la reacción.

8.1 FACTORES CLAVES EN LA CIANURACIÓN

A. EL ROL DEL OXÍGENO El oxígeno es requerido para la disolución del oro. La velocidad de reacción es proporcional a la cantidad de oxigeno disuelto en la solución. Otros constituyentes minerales (por ejemplo sulfuros) en la pulpa tratada son consumidores de oxígeno. Por ello el suministro de oxígeno debe ser mantenido con una adecuada aireación para que la extracción proceda a una velocidad razonable.


B. EL EFECTO DEL pH El pH al cual se realiza la cianuración de los minerales debe ser alto (entre 10 y 11) para: • Evitar

la perdida de cianuro por hidrólisis (generación de gas cianhídrico, HCN, altamente venenoso) y, • Para neutralizar los componentes ácidos presentes en el mineral.

Para ello se emplea cal (CaO) que se adiciona para mantener la concentración de CaO libre en la solución por encima 100 g/m3.


C. OTROS FACTORES La velocidad de disolución del oro depende también de otros factores tales como: • Concentración de cianuro • Tamaño de la partícula • Grado de liberación • Contenido de plata. Aparte de determinar la naturaleza de los minerales de oro, es importante poder identificar la mineralogía de la ganga, ya que ésta puede determinar la efectividad o no de la cianuración, debido a que algunos minerales de la ganga pueden reaccionar con el cianuro o con él oxigeno, restando así efectividad a los reactivos necesarios para llevar adelante la disolución del oro.

8.1 FACTORES CLAVES EN LA CIANURACIÓN Pruebas a nivel de laboratorio permiten determinar las condiciones óptimas para el tratamiento económico y eficiente del mineral. Las variables a determinar son las siguientes: • Consumo de cianuro por tonelada

de mineral tratado. • Consumo de cal por tonelada de mineral tratado.

• Optimo grado de molienda. • Tiempo de contacto, ya sea en la

lixiviación por agitación como en la lixiviación por percolación. • Concentración más conveniente del cianuro en la solución. • Dilución más adecuada de la

pulpa.

8.2 CIANURACION EN TANQUES Proceso hidrometalúrgico que consiste en la disolución de los valores de oro y plata contenidos en una pulpa de mineral finamente molida, dentro de un tanque de agitación. Esto se realiza mediante la adición de cianuro y cal al circuito, en cantidades adecuadas para asegurar la máxima disolución.

La lixiviación por agitación se utiliza en los minerales de leyes más altas, cuando los minerales generan un alto contenido de finos en la etapa de chancado, o cuando el mineral deseado está tan bien diseminado que es necesario molerlo para liberar sus valores y exponerlos a la solución lixiviante.

Cinética de Disolución (Cianuración en Tanques) 100 90

86.35

80

76.22

n 70 ó i c 60 u l o 50 s i D 40 % 30

91.85

94.02

70.23

71.95

62.96 53.50

20 10 0

0

0

10

20

30

40

Tiempo (Horas) Au

Ag

50

60

8.2.1 VENTAJAS Y DESVENTAJAS DE LA CIANURACIÓN EN TANQUES VENTAJAS • Alta recuperación de oro y plata. • Fácil cianuración de menas

arcillosas.

• Apropiado para menas no porosas • Aplicable a mineral de alta ley

(óxidos

y/o mixtos)

• Tiempo de cianuración corto

(horas).

DESVENTAJAS • Alto costo de producción. • Requiere etapas de trituración

previa

• Generación de relaves. • Mayor control operacional. • Mayor consumo de reactivos.

8.2.2 TIPOS DE TANQUES DE CIANURACION Los tanques empleados en el proceso pueden ser de diversas capacidades; no obstante, se recomienda un mínimo de tres tanques, en caso de plantas con proceso continuo, pues de este modo se logra un buen mezclado; es decir, minimizar la probabilidad de que algunas partículas circulen sin permanecer el tiempo promedio predeterminado. Mayor cantidad de tanques pueden producir una mayor extracción de oro, pero genera también un mayor costo operacional. En estos casos es necesario el análisis costobeneficio. En la práctica, los tipos de tanque empleados son:

8.2.2 TIPOS DE TANQUES DE CIANURACION Se recurre a la agitación mediante burbujeo o bien a la agitación mecánica para mantener la pulpa en suspensión hasta que se logra la disolución completa, siendo el tiempo de contacto de los sólidos con la solución del orden de horas comparado con el proceso de lixiviación en pilas que requiere meses.

TANQUES CON AGITACIÓN MECÁNICA Son tanques metálicos, generalmente de forma cilíndrica, en los que el material sólido se mantiene en suspensión por acción de impulsores metálicos que reciben la fuerza motriz mediante un eje, el mismo que a la vez recibe el movimiento por medio de motores eléctricos.

8.2.2 TIPOS DE TANQUES DE CIANURACION

TANQUES CON AGITACIÓN NEUMATICA Conocidos también como tanques “Pachuca”, son también

tanques metálicos de forma cilíndrica pero con la diferencia que la pulpa es agitada mediante el insuflado de aire por la base del tanque. Se cree que estos tanques son más eficientes en la disolución del oro debido al aporte beneficioso de aire (oxígeno) al proceso de cianuración.

8.3 CIANURACION EN PILAS

Corresponde a la etapa de extracción del oro del mineral, mediante solución cianurada. Esta solución percola el mineral apilado y disuelve el metal precioso, obteniéndose finalmente una solución rica.

La solución de lixiviación ya enriquecida, colecta hacia un tanque de almacenamiento. Desde este tanque, la solución se alimenta a la planta de procesos o recuperación del oro, el cual puede ser: Cementación

con polvo de zinc (Proceso Merril Crowe) con carbón Adsorción activado. Electrodeposición. Intercambio iónico (resina). Solventes orgánicos. El efluente estéril es colectado a otro tanque para el ajuste necesario y poder reutilizarlo o desecharlo.

Recuperación de oro de soluciones lixiviadas Cementación polvo de ZINC

Absorción Intercambio Solventes carbón Activado iónico (Resina) orgánicos

Electro deposición

Soluciones ricas pequeños volúmenes de solución, contienen gran cantidad de plata

Grandes volúmenes de soluciones de baja ley conteniendo

Adecuada para pequeños volúmenes de soluciones ricas.

Altas cargas Similar al de de metales resinas. preciosos. Problemas de perdida de Nueva solvente tecnología principalmente orgánico. Aplicado en oro Aplicado en RIP, RIC Aplicado en SIP CIP, CIC, CIL

9.0 EL PROCESO MERRIL CROWE

En esta etapa, el oro contenido en la soluciones ricas es precipitado mediante la aplicación de polvo de zinc. 9.1 VARIABLES QUE INFLUYEN EN LA PRECIPITACION Concentración de Oro en la Precipitación  Concentración de Cianuro  Concentración de Zinc  Tamaño de Partículas de Zinc  Concentración de Oxigeno Disuelto  Ph  Efectos de Ciertos iones Metálicos Pesados Polivalentes Claridad de la Solución Calidad del Zinc 

9.2 ETAPAS DEL PROCESO MERRILL CROWE El proceso consiste de cuatro etapas básicas:  Clarificación de la solución de cianuro preñada.  Desoxigenación.  Adición de zinc en polvo y sales de plomo.  Precipitación.

9.2.1 CLARIFICACION Es la etapa más importante por cuanto controla el contenido de sólidos en la solución rica. Es una operación de separación sólidoLíquido, llamado también “Filtración” . Una perfecta clarificación de la solución preñada es el factor simple más importante para obtener una eficiente precipitación del oro. Para la clarificación final de la solución preñada se usan filtros de placas o velas revestidas de diatomita. La solución tiene que ser clara como el cristal antes de contactarse con el zinc.

DIATOMITA La diatomita está formado por los restos fósiles de Algas Unicelulares llamadas Diatomea. A través del tiempo, los esqueletos silíceos de estás algas fueron formando grandes depósitos sobre el fondo de los mares y lagos. Algunas de estas tierras submarinas emergieron más tarde para formar parte de la masa continental. Se debe utilizar una diatomita de un tamaño de partícula consistente con el tamaño de las aberturas del medio soporte, de tal manera que se permita la formación de los “puentes “entre las partículas de diatomita.

PRECAPA Es la formación de una capa fina de diatomita (auxiliar filtrante) sobre la tela (medio filtrante) de los filtros clarificadores La precapa se obtiene por recirculación de una suspensión de diatomita y líquido clarificado o agua, entre el filtro y el tanque de precapa, ver Figura. Puesto que la mayoría de partículas de ayuda filtrante son más pequeñas que las aberturas del medio soporte, ellas forman la precapa estableciendo “puentes “entre sí.

1

Las impurezas de la solución tapan los poros de la tela filtrante, formando una capa compacta e impermeable sobre la superficie de esta tela, impidiendo que el flujo de la solución sea filtrado.

2

La formación de la pre-capa sobre la tela filtrante garantiza una superficie permeable, dejando pasar la solución clara, reteniendo los sólidos que vienen con ésta.

3

La dosificación de Diatomita durante la operación del filtro impide la formación de una capa permeable sobre la precapa manteniendo la porosidad del Cake.

PRECAPA La cantidad de ayuda filtro requerida debe ser aquella que produzca una capa uniforme sobre toda el área de filtración con el espesor mínimo recomendado por el fabricante. Si el filtro tiene una distribución correcta de flujos el espesor adecuado puede estar entre 1.6 mm hasta 10 mm (depende del fabricante), lo que equivale aprox. A 0.7 – 1.5 Kg. / m2 de área de filtración, creando así una capa de unos 3 mm de espesor. Mientras más gruesa sea la torta, menor será el caudal. Por lo tanto, hay que evitar el exceso de precapa.

TANQUE DE PRECAPA: Es un tanque de acero al carbono que sirve para preparar una solución de diatomita para la formación de la Precava de los filtros clarificadores. CICLOS DE FILTRACIÓN Una vez que se ha obtenido la perfecta formación de la precapa se procede a iniciar la filtración propiamente dicha. CAMBIO DE TANQUE El cambio de tanque de precapa al tanque (hooper) con el líquido a filtrar debe realizarse de tal forma que el flujo sea continuo y no se produzcan variaciones bruscas de presión. Para este fin es aconsejable abrir primero, lentamente, la válvula del liquido a filtrar mientras simultáneamente se cierra la válvula de la precapa, apagando la bomba de precapa .Simultáneamente se opera con las válvulas de salida del liquido a filtrar y la válvula de precapa. Se debe evitar acciones rápidas y bruscas, pues estos “golpes “rompen los puentes

formados por las diatomitas, dejando pasar diatomitas e impurezas del líquido.

Sistema de Control etapa de Clarificación


1. Desde las pozas realizando derivación de las soluciones en caso exista turbidez.


2. Dosificando diatomita en el Body – Feed, para tener una mezcla de turbidez con diatomita que ingrese a los filtros clarificadores, evitando una rápida saturación de estos.

9.2.2 DESOXIGENACION Es la eliminación del oxigeno disuelto en la solución rica, el exceso de oxigeno oxidaría el zinc cubriendo su superficie y pasivándolo. En el proceso Merrill Crowe, es de suma importancia la eliminación del oxigeno (aire) para poder precipitar los valores de una solución clarificada .La presencia de oxígeno (aire) en la solución entorpece la precipitación, con el siguiente aumento en el consumo de Zinc para la precipitación.

9.2.2 DESOXIGENACION El valor óptimo de oxigeno disuelto en la solución es de < 0.5 ppm. ¿Por que la desaireación de la solución?

Conociendo ya los principios básicos de cianuración, la solución en presencia de oxigeno y el cianuro, lixivia (disuelve) al oro, si tuvieras en la precipitación oxigeno se estará favoreciendo la redisolución de las especies precipitadas (oro) y por ente perjudicando la precipitación. Dado que la cementación es un proceso de reducción, la remoción de los agentes oxidantes, como el oxigeno disuelto mejora la eficiencia de precipitación, evitando la contaminación del precipitado con oxido hidratado de zinc.

9.2.2 DESOXIGENACION

Empaques (Dispersores) En el interior de la torre se encuentran los empaques o dispersores de la solución rica, que tienen una forma cilíndrica de diámetro y alto aprox. de 2 x 2 pulgadas.

9.2.2 DESOXIGENACION

Sistema de Control:

9.2.3 PRECIPITACION

Etapa en que se produce el contacto de las partículas de zinc con la solución clara, según: Zn° + 2Au (CN)2

Zn (CN)4 2- + 2Au°

La precipitación de un metal o sus sales, desde una solución acuosa, por otro metal, se conoce como “cementación”, debido a que el metal precitado usualmente se deposita o cementa sobre el metal añadido. En condiciones de operación estable la dosificación de zinc se debe regular según la ley de oro que se esta procesando. El ratio Zn/Au óptimo debe estar alrededor de 3.

9.2.3 PRECIPITACION

FILTROS PRENSA: Es la etapa donde se recupera el precipitado para luego ser retorteado y fundido

PRINCIPALES VARIABLES QUE INFLUYEN EN LA PRECIPITACIÓN CONCENTRACIÓN DE ORO EN LA SOLUCION RICA  CONCENTRACIÓN DE CIANURO  CONCENTRACIÓN DE ZINC  TAMAÑO DE PARTÍCULAS DE ZINC  CONCENTRACIÓN DE OXIGENO DISUELTO  pH  CLARIDAD DE LA SOLUCIÓN 

PRINCIPALES VARIABLES QUE INFLUYEN EN LA PRECIPITACIÓN 

CONCENTRACIÓNDE ORO EN LA SOLUCION RICA

La velocidad de precipitación de las soluciones diluidas de oro se incrementa con el aumento de la concentración de oro. Se ha mostrado en una investigación que la precipitación de Au en soluciones que contienen 80g/TN de oro daba un capa porosa en el zinc, mientras que una concentración con 640 g/TN de oro produjo un depósito denso y no poroso. En un extremo, la deposición de una capa densa de oro precipitado alrededor del las partículas de zinc puede resultar en el cierre anódico y parando completamente las reacciones.

PRINCIPALES VARIABLES QUE INFLUYEN EN LA PRECIPITACIÓN CONCENTRACIÓN

DE CIANURO

En la practica, la velocidad de precipitación puede ser afectada por el cianuro libre solo si esta por debajo de valores mínimos, que depende de la concentración de oro y el pH. Debajo de estos valores la velocidad es controlada por la difusión del cianuro en al superficie del zinc ó es retardada por la formación de las capas pasivantes del hidróxido de zinc .Para los procesos de soluciones cianuradas de oro y que están en un pH de 10,5 la concentración critica de cianuro libre esta entre 0,05 g/l y 0,20 g/l de NaCN.

PRINCIPALES VARIABLES QUE INFLUYEN EN LA PRECIPITACIÓN 

CONCENTRACIÓN DE ZINC

Altas concentraciones de zinc puede resultar en la formación de hidróxido de zinc que puede pasivar la superficie del zinc y reducir severamente la velocidad de precipitación. Sin embargo las concentraciones de zinc usadas para soluciones lixiviadas para precipitación en el proceso Merrill-Crowe, son usualmente bajas, como resultado de bajos ratios de adiciones de zinc.

PRINCIPALES VARIABLES QUE INFLUYEN EN LA PRECIPITACIÓN TAMAÑO

DE PARTÍCULAS DE ZINC

La granulometría del zinc usados en los sistemas industriales es limitada por los requerimientos de filtración, propiedades del precipitado filtrado y la disponibilidad de los diferentes tamaños de polvos de zinc.

PRINCIPALES VARIABLES QUE INFLUYEN EN LA PRECIPITACIÓN CONCENTACION

DE OXIGENO DISUELTO

A bajas concentraciones de oxigeno disuelto mejora la precipitación de las soluciones cianuradas de oro. En soluciones diluidas de oro y a temperatura ambiente en la precipitación de Merrill-Crowe, los efectos se vuelven significantes cuando hay concentraciones de oxigeno disuelto mayores de 0,5 a 1,0 mg/l.

PRINCIPALES VARIABLES QUE INFLUYEN EN LA PRECIPITACIÓN  pH

La precipitación es retardada severamente a un pH menor de 8; esto es debido a la reducción de la concentración de cianuro libre. El pH mínimo es limitado por la hidrólisis del cianuro que sucede a un pH por debajo de 10. A pH mayores de 12 la velocidad de precipitación puede ser bajada drásticamente por la evolución de hidrógeno. Consecuentemente la industria opera usualmente con un rango aplicado en la lixiviación (pH = 10,5)

PRINCIPALES VARIABLES QUE INFLUYEN EN LA PRECIPITACIÓN  CLARIDAD

DE LA SOLUCIÓN

La presencia en la solución de partículas suspendidas, como arcillas y silicatos coloidales, reducen la eficiencia de la precipitación, posiblemente por el recubrimiento de la superficie del zinc y por que interfiere con la remoción del oxigeno. La adición o la presencia de cualquier sólido en la solución es recuperado en el precipitado por filtración y contamina el producto final.

CANTIDAD DE ZINC TEÓRICO NECESARIO PARA PRECIPITAR 1 GR DE Au De acuerdo a la ecuación se tiene que 1 mol de Zinc precipita 2 moles de Oro. Para calcular cuantos gramos de zinc se necesita para precipitar 1 gr de Oro, se tiene:

Ejemplo de Calculo del Ratio : gr. de Zinc /gr.(Au+Ag)

Datos: • • • • •

Caudal (Q) = 2650 m3/h ppm Au = 1.8 ppm Ag = 3.6 gr. Zn /min. = 500 gr. Zn / h = 30000

Cálculo de los gramos de Oro por hora procesados:

Cálculo de los gramos de Plata por hora procesados:

Ejemplo de Calculo del Ratio : gr. de Zinc /gr.(Au+Ag)

Sumando ambos resultados tenemos

Dividiendo el consumo de zinc, entre esta suma tenemos:

Sistema de control en la precipitación  Calidad de Zinc  pH de la solución <10.5  Turbidez < 0.17 NTU  Oxigeno < 0.21 ppm  Fuerza de cianuro = 50 ppm  Flujo en cada filtro  Presión de saturación  Tiempo de saturación  Estado de placas  Estado de telas  Tiempo de cosecha  Tiempo de lavado  Presión de aire de soplado

9.3 PRACTICA EFICIENTE DE LA CEMENTACION Los requisitos fundamentales para una eficiente cementación del oro a partir de soluciones cianuradas con la adición de zinc en polvo son los siguientes: La solución preñada deberá:  Estar clarificada con menos de 5 ppm de sólidos.  Estar desoxigenada hasta un 1 ppm de oxígeno.  Tener una concentración de cianuro libre adecuada.  Tener un pH en el rango de 9 a 11 (con una adecuada adición de cal).  Contener una adecuada cantidad de nitrato de plomo (alrededor de 0,5 a 1 parte de nitrato de plomo para 1 parte de oro) y no una alta concentración de plomo.

10. EL PROCESO DE ADSORCION CON CARBON ACTIVADO

1 campo de fútbol = 4,000 m²

Carbón Activado Area superficial de 1 lb. de

En esta etapa, el oro contenido en la soluciones con oro, es removido por adsorción en carbón activado. El proceso es netamente físico. Estos carbones son de estructura granular, siendo más aptos los fabricados a partir de cáscara de coco, debido a su dureza, que lo hace más resistente a la ruptura por abrasión y tienen una mayor capacidad de adsorción que otros carbones activados. El carbón activado debido a su gran área superficial 500-1500 m2/gr. y por su gran porosidad. Tiene una alta capacidad adsorvente, lo que hace posible su aplicación en la Industria Metalúrgica.

10.1 VENTAJAS Y DESVENTAJAS EL PROCESO DE ADSORCION CON CARBON ACTIVADO

 Aceptado

universalmente como un método confiable y estándar en la recuperación de oro y plata a partir de soluciones o pulpas.  No es adecuado si las soluciones o pulpas contienen: Altos ratios de plata/oro Altas concentraciones de oro Especies que interfieren con la adsorción del carbón (típicamente orgánicos)

10.2 TECNICAS DE ADSORCION DE CARBON ACTIVADO tecnología del uso del

La carbón activado comprende 3 técnicas de aplicación y son el carbón en columna (CIC), el carbón en pulpa (CIP), y el carbón en lixiviación (CIL). El carbón “fresco” se agrega siempre al tanque con la solución o pulpa más agotada y se “cosecha” el carbón saturado del primer tanque, que recibe la solución o pulpa más rica en Au/Ag. Por lo tanto, el carbón debe avanzar por los tanques en sentido inverso a la pulpa (en “contracorriente”).

La técnica de adsorción varía dependiendo del tipo de cianuración:

Circuitos de adsorción de carbón activado

CIC vs. CIL vs. CIP Carbón-en-Columnas: utilizado en lixiviación en pilas, la solución pregnant solution is pasada a través de una serie de carbón en columnas.  Carbón-en-Lixiviación: la pulpa con mineral aurífero, cianuro y carbón son todos mezclados juntos en un tanque (en simúltaneo).  Carbón-en-Pulpa: cianuro es agregada a la pulpa en un tanque de lixiviación antes y luego es transferido a tanques CIP (subsecuente) 

10.2.3 CARBÓN EN COLUMNAS (CIC) Las soluciones pregnant generadas en las operaciones de lixiviación en pilas de minerales de oro y plata de baja ley, están prácticamente libres de sólidos suspendidos. En tales operaciones, la solución pregnant es puesta en contacto con carbón activado, en columnas. La solución pregnant debería fluir hacia arriba, fluidizando el carbón suavemente dentro de la columna. Cuando el flujo de la solución atraviesa el lecho fluidizado se consigue un excelente contacto sólido-líquido. La solución ingresa a la primera columna que contiene el carbón más cargado de oro, pasa a la siguiente y sale de la última columna que contiene carbón fresco. Se utilizan columnas en

10.2.1 CARBON EN PULPA Técnica empleada cuando el mineral contiene mucha arcilla. La pulpa y los pelets de carbón son agitados en uno o varios tanques ; cuando la adsorción se completó, el carbón más grueso, es separado de la pulpa por tamizaje. La pulpa rica, saliente de la cianuración, ingresa al circuito de adsorción, formado normalmente por 4 tanques de agitación, en cada uno de los cuales se encuentra una cantidad de carbón activado. Los parámetros adecuados para CIP: • pH: 10-11 • Densidad de pulpa: 40 – 45% sólidos • Cianuro libre: 500 ppm en el

circuito, Los límites de densidad de pulpa son importantes para la ínter mezcla de carbón con la suspensión de mena. Si los sólidos son menos del 40% de la pulpa, el carbón tiende a sedimentar; si la pulpa es mayor a 45% sólidos, el carbón flota.

10.2.2 CARBÓN EN LIXIVIACIÓN (CIL) Técnica utilizada cuando el mineral contiene materia orgánica sobre la cual podría adsorberse el oro, con las consiguientes perdidas que eso representa. La cianuración de la mena y la adsorción del oro soluble en el carbón ocurren simultáneamente. El carbón se agrega directamente a la etapa de cianuración, de tal manera que pueda adsorber el Au(CN)2- en cuando se forme.

11. DESORCION DE ORO DEL CARBON El carbón activado cargado con oro y otros metales en el proceso de adsorción debe ser sometido a una etapa de elución para desorber los metales del carbón. Eso produce un volumen pequeño de solución con alta concentración en oro, adecuada para su posterior recuperación, y permite al carbón ser reciclado hacia el circuito de adsorción. En la practica, la desorción se realiza poniendo el carbón en una columna en contacto con un flujo ascendente de una solución caliente y con alta concentración en cianuro. En MYSRL la remoción del oro del carbón activado se realiza con una solución cáustica caliente presurizada que remueva los complejos de cianuro de oro de un carbón cargado en un recipiente a presiones altas. Después del proceso de desorción el carbón es reactivado y reciclado a las columnas de carbón.

11.1 OBJETIVOS DE LA DESORCION a) Recuperar la mayor cantidad de valores metálicos cargados a partir de la solución desorbida en un volumen tan pequeño como sea posible. b) Producir una solución impregnada con el tenor más alto posible de metales preciosos. c) Dejar la menor cantidad de oro y plata posible en el carbón después de la desorción. d) Dejar el carbón listo para retornar al sistema de adsorción.

11.2 TIPOS DE PROCEDIMIENTOS DE DESORCION

11.2 TIPOS DE PROCEDIMIENTOS DE DESORCION

Proceso de Desorción en MYSRL MYSRL utiliza el proceso Anglo American Research Laboratory (AARL) para realizar la desorción. AARL implica una serie de procedimientos comenzando con un lavado ácido del carbón seguido por un enjuague para remoción del ácido residual. En el siguiente paso carbón se pone en contacto durante 30 a 60 minutos con una solución que contiene el hidróxido al 1% y cianuro de sodio cercano al 3%. El agua dulce para preparar la solución debe ser de alta calidad y encontrase cerca de los 110 °C, la que es bombeada a través del recipiente presurizado para el despojamiento del Oro del Carbón, el efluente generado se denomina solución SUPER RICA. Esta solución es finalmente enviada a Merrill Crowe.

11.1 VARIABLES QUE AFECTAN LA DESORCIÓN

12. Electrodeposición de oro 

Soluciones lixiviadas del circuito CIP y de cianuración intensiva son tratadas por electrodeposición para recuperación de oro.

Celda de Electrodeposición

Ensamblaje del ánodo y cátodo

12. Electrodeposición de oro 

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Soluciones lixiviadas del circuito CIP y de cianuración intensiva son tratadas por electrodeposición para recuperación de oro. La electrodeposición recupera oro y otros metales nobles por el paso directo de una corriente eléctrica entre electrodos (anodos y cátodos) los cuáles están sumergidos en una solución metálica que conduce eléctricidad. El lodo del cátodo metálico, es lavado, enjuagado, y secado en vacío para evaporar cualquier contenido de mercurio. El lodo purificado (precipitado) es luego envíado a otra etapa para posterior refinación.

Au+

e-

Au+ Au+

Au+

12.1 FACTORES QUE AFECTAN LA ELECTRODEPOSICION a) CONCENTRACION DE ORO A mayor concentración de oro, mayor Potencial de corriente. b) HIDRODINAMICA DEL ELECTROLITO El grado de mezcla, La velocidad de flujo Forma del electrodo Modelo de la celda. c) TEMPERATURA A mayor temperatura, mayor electrodeposición. A mayor temperatura, mayor coeficiente de difusión de oro, mayor electrodeposición. A mayor temperatura, mayor conductividad, más eficiencia de corriente. A mayor temperatura, menor solubilidad del oxígeno, menor cantidad de oxígeno en la reducción en el cátodo.

Metalurgia Del Oro y La Plata_Cenfomin Vc_2009

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