TECONOLOGIA DE TRATAMIENTO DE MINERALES AURIFEROS Bernaldo Baltazar Jostein Erick Universidad Nacional José Faustino Sánchez Carrión
Notas del Autor: Este trabajo sirve como base para el desarrollo de la Planta de Acería. Bernaldo Baltazar Jostein Erick, Escuela de Ingeniería Metalúrgica, Universidad Nacional José Faustino Sánchez Carrión. Este trabajo ha sido financiado por mi persona. La correspondencia realizada con este trabajo debe ser dirigido a Bernaldo Baltazar Jostein Erick, Escuela de Ingeniería Metalúrgica, Universidad Nacional José Faustino Sánchez Carrión
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Dedicatoria Queremos dedicar este trabajo monográfico en primer lugar a Dios, el que siempre nos da ánimos para hacer las cosas pese a las adversidades, a nuestros padres que nos dan su apoyo en todo, también a nuestros compañeros de clase, también agradecer a nuestras familia quienes nos brindan todo su apoyo en todas las decisiones que hemos tomado.
Índice general 1) Proceso de Decantación en Contracorriente (CCD) ........................................ 11 1.1. Comparación de los procesos carbón en pulpa (CIP) y decantación en contracorriente (CCD) ................................................................................................ 12 2) Lixiviación en Pilas ......................................................................................... 13 2.1. Lixiviación en pila para minerales de oro y plata ..................................... 13 2.1.1.
Pruebas de docilidad del mineral ...................................................... 14
2.1.2.
Preparación para la producción ......................................................... 16
2.1.3.
Lixiviación en pila con cianuro ......................................................... 21
2.1.4.
Recuperación de oro y plata .............................................................. 21
2.1.5.
Costos de la lixiviación en pila ......................................................... 23
2.2. Factores de diseño para operaciones de lixiviación en pila ...................... 24 2.2.1.
Consideraciones y etapas iniciales de diseño .................................... 24
2.2.2.
Pruebas metalúrgicas detalladas para escalamiento .......................... 24
2.2.3.
Diagrama de flujo y diseño ............................................................... 26
2.2.4.
Planta de recuperación de oro y plata................................................ 27
2.3. Métodos de lixiviación en pila ................................................................. 27 2.3.1.
Problemas comunes........................................................................... 27
2.3.2.
Sistemas opcionales de lixiviación en pila ........................................ 28
2.4. Procesamiento de minerales de oro mediante lixiviación en pila y adsorción con carbón activado .................................................................................................... 33 2.4.1.
Mineralogía de minerales de oro ....................................................... 33
2.4.2.
Pruebas de docilidad.......................................................................... 35
2.4.3.
Operaciones de lixiviación en pila .................................................... 35
2.4.4.
Recuperación de oro y plata a partir de las soluciones impregnadas 37
3) LIXIVIACIÓN EN VATS (PISCINAS O ESTANQUES) ............................. 37 3.1. desarrollo de una operación de recuperación de oro a pequeña escala .... 37 3.2. Pruebas a escala piloto .............................................................................. 38 3.2.1.
Prueba de lixiviación en pila. ............................................................ 38
3.2.2.
Prueba de lixiviación en vat. ............................................................. 38
3.3. Diagrama de flujo de la planta y ubicación .............................................. 39 3.4. Operación de la planta .............................................................................. 41 a)
Llenado del vat...................................................................................... 41
b)
Rociamiento del vat .............................................................................. 42
c)
Remocion de la solución impregnada. .................................................. 42
d)
Recuperación de valores. ...................................................................... 43
e)
Almacenamiento de solución barren..................................................... 45
f) Vaciado del vat y disposición de sólidos .................................................. 46 3.5.
Tratamiento del concentrado y seguridad................................................. 47
3.6. Performance de la planta .......................................................................... 47 a)
Balances diarios/resúmenes semanales................................................. 47
b)
Circuito de desorción (reextracción)..................................................... 49
c)
perfiles de extracción en vat. ................................................................ 49
4) DESORCION DE ORO DEL CARBON ACTIVADO .................................. 50
4.1. Desorción de oro y plata a partir del carbón activado .............................. 50 4.1.1.
El proceso atmosférico zadra: ........................................................... 51
4.1.2.
El proceso de reextraccion con alcohol:............................................ 52
4.1.3.
Proceso de reextraccion a alta presión: ............................................. 53
4.1.4.
Proceso angloamericano (AARL): .................................................... 53
4.1.5.
Factores que favorecen los procesos de Desorción: .......................... 54
4.1.6.
Variables en la Desorción ................................................................. 55
4.1.7.
Fundición........................................................................................... 56
4.2. Comparación de los procesos ................................................................... 56 4.2.1.
proceso atmosférico Zadra ................................................................ 56
4.2.2.
Proceso de reextraccion con alcohol: ................................................ 56
4.2.3.
Proceso de reextraccion a alta presión: ............................................. 57
4.2.4.
Proceso angloamericano:................................................................... 57
5) RECUPERACION DE ORO A PARTIR DE SOLUCIONES IMPREGNADA 58 5.1. Método de recuperación de oro a partir de soluciones provenientes de una cianuracion.................................................................................................................. 58 5.2. Cementación con polvo de zinc ................................................................ 59 5.3. Factores que afectan la precipitación de oro con el zinc .......................... 60 5.3.1.
Concentración del oro en solución: ................................................... 60
5.3.2.
Concentración de cianuro:................................................................. 60
5.3.3.
Concentración de zinc: ...................................................................... 60
5.3.4.
Tamaño de partícula de zinc: ............................................................ 60
5.3.5.
Oxígeno disuelto: .............................................................................. 61
5.3.6.
pH: ..................................................................................................... 61
5.4. Interferencias en la cementación .............................................................. 62
Índice de Figuras Figura 1. Diagrama de flujo del proceso de decantación en contracorriente. ..........11 Figura 2. Prueba de lixiviación en columna. Laboratorio ........................................15 Figura 3. Pila de lixiviación a escala piloto. ............................................................16 Figura 4. Camas de lixiviación en pila y sistema colector. Sistema de seguridad. ..18 Figura 5. Construcción de tajos para lixiviación en pilas. .......................................19 Figura 6. Creación de una zona impermeable por medios mecánicos. ....................20 Figura 7. Precipitación de plata con sulfuro de sodio y adsorción con carbón activado .........................................................................................................................................22 Figura 8. Recuperación de oro y plata por carbón activado.....................................23 Figura 9. Columna de adsorción de carbón activado. ..............................................23 Figura 10. Unidad de lixiviación en columna. Nivel laboratorio.............................35 Figura 11. Cianuración en pila. ................................................................................36 Figura 12. Lixiviación en pilas de mineral por el método de inundación................37
Indice de Tablas Tabla 1. Costos comparativos para el CIP vs CCD .................................................13 Tabla 2. Costo estimado de una operación de lixiviación por cianuración en pila de 30 000 toneladas. ............................................................................................................. 24 Tabla 3. Preparación del mineral. ............................................................................28 Tabla 4. Tipo de pad ................................................................................................29 Tabla 5. Aplicación de solución...............................................................................30 Tabla 6. Apilamiento de pilas. .................................................................................31 Tabla 7. Recuperación de la solución. .....................................................................32
Resumen
Introducción
TECNOLOGIA DE TRATAMEINTO DE MINERALES AURIFEROS 1) Proceso de Decantación en Contracorriente (CCD) La Figura 1 muestra un diagrama esquemático simplificado del proceso de decantación en contracorriente. El mineral o concentrado es molido, clasificado y espesado. Se emplean hasta seis etapas de lixiviación. La decantación en contracorriente tiene lugar en espesadores con hasta 6 etapas. En el circuito CCD, la pulpa lixiviada fluye desde el primer al último espesador y es lavada con la solución que avanza en contracorriente desde el último espesador al primero. Las colas desde el circuito de lixiviación son enviadas a un tanque de almacenamiento o adicionalmente son procesadas. La solución impregnada conteniendo el cianuro de oro y plata es bombeada a un clarificador. Un floculante es adicionado para clarificar la solución, la cual es consecuentemente filtrada. La solución clarificada es contactada con polvo de zinc y sales de plomo para precipitar los metales preciosos.
Figura 1. Diagrama de flujo del proceso de decantación en contracorriente.
1.1.Comparación de los procesos carbón en pulpa (CIP) y decantación en contracorriente (CCD) Una evaluación de los procesos CIP y CCD muestra que el CIP ofrece un número de ventajas sobre el CCD. El hecho más saltante es que el CIP usa un mínimo de espacio y equipo; así, por ejemplo, no hay espesamiento, lavado o filtración de la pulpa. Esto es posible porque no se requiere una separación solido-liquido. Minerales que son difíciles de tratar por el método de cianuración convencional debido a las características pobres de sedimentación o filtración (tales como minerales arcillosos), pueden ser tratados con mayor facilidad usando el proceso CIP. Recuperaciones comparables son obtenidas sobre minerales de rápida sedimentación y frecuentemente mayores recuperaciones son posibles sobre minerales arcillosos. También soluciones sucias, tales como aquellas con alto contenido de cobre o hierro, no retardan la adsorción sobre el carbón; aunque ellos interfieren con la precipitación del zinc. Mayor eficiencia para la recuperación de oro puede ser lograda a partir de soluciones muy diluidas con el CIP. El producto final, el dore bullion, es más puro a partir del circuito de CIP, requiriendo de este modo menos fundentes y menor tiempo de fundición; asimismo, produce menos emanaciones de gases y menores perdidas de escorias. El queque de precipitación con zinc deberá ser digerido con ácido antes de la fundición, de otra manera ocurrirá una severa producción de gases. No es necesario mantener cianuro libre en las etapas finales de la adsorción de oro y plata en el CIP. Sin embargo, cianuro libre o un exceso libre de este debe ser mantenido en la precipitación convencional con zinc para completar la reducción de los metales preciosos. Así, el CIP puede usar menos cianuro y, por lo tanto, no requiere mucho para ser tratado. El cianuro bajo en el CIP también tiene el beneficio de reducir el efecto de cianicidas en la lixiviación. También se logra menos degradación del ambiente porque se evita la contaminación de los efluentes de panta con sales de zinc. Es considerado que la etapa de precipitación con zinc de un circuito convencional CCD es difícil de concentrar. La cementación es sensitiva a la alcalinidad y cianuro libre y a muchos constituyentes comunes presentes en la solución de lixiviación, tales como los complejos de cianuro de cobre, antimonio y arsénico que pueden disminuir la recuperación de oro. El proceso de precipitación con zinc requiere un control muy cuidadoso para producir una −4
solución barren de menos de 1 × 10
/. Es también más laborioso. Sin
embargo, el proceso de CCD-precipitación con zinc es una práctica bien establecida, apropiada para la mayoría de los minerales. Hay también lagunas desventajas del proceso CIP. Requiere el cernido del mineral a malla 28 para remover los tamaños grandes. Algo de oro puede ser perdido en las colas, cuando el oro es adsorbido sobre el carbón fino. Esto indica el requerimiento de un carbón bueno, compacto, de tamaño apropiado para conservar las pérdidas de oro en un mínimo. Otra desventaja posible es que el CIP es una tecnología más nueva y compleja que el método convencional CCD-precipitación con zinc. Los reducidos requerimientos de equipo contribuirán a menores costos de capital para el CIP vs CCD. La tabla 1 muestra datos de costos comparativos. En la industria, generalmente, se acepta que el CIP presenta menores costos de operación y en general menores costos de capital. Sin embargo, estas diferencias son menores cuando se trata un concentrado en lugar de un mineral porque se requiere una planta más pequeña. Tabla 1. Costos comparativos para el CIP vs CCD
Proceso
Costo relativo de capital
Costo relativo de operación
CCD + Zn
1,00
1,00
CIP + E/W
0,68
0,77
0,75
0,94
0,92*
--
*Este valor es para un concentrado.
2) Lixiviación en Pilas Muchos depósitos pequeños de mineral, alguna vez considerados antieconómicos, ahora son económicamente factibles para ser procesados por los métodos de lixiviación en pilas. Recientemente, los altos precios del oro y la plata han causado nuevos intereses para el desarrollo de pequeñas minas. 2.1. Lixiviación en pila para minerales de oro y plata Se resumen, a continuación, las pruebas con el mineral y los procedimientos preparatorios para la lixiviación en pila. Para una exitosa operación, el mineral debe tener las siguientes características: — Las partículas de oro deben ser extremadamente pequeñas.
— Los valores de oro y plata deben reaccionar con el cianuro, bien sea por
exposición a través de la porosidad natural de la mena o como resultado del chancado para exponer los minerales con contenido de oro y plata. — El mineral debe estar relativamente libre de cianicidas, sulfuros de Sb, Zn,
Fe, Cu y As, parcialmente oxidados, y otros interferentes que inhiben la solubilidad del oro y la plata en el cianuro.
— El mineral debe estar libre de material carbonaceo, el cual puede adsorber
cianuro de oro y plata y causar una prematura precipitación de valores. — El mineral debe estar relativamente libre de constituyentes que formen ácidos
que causen un alto consumo de cal. — El mineral no debe contener cantidades excesivas de finos o de arcilla que
pueden impedir la percolación de la solución. Si existen finos, el problema algunas veces puede eliminarse por aglomeración u otras técnicas.
2.1.1. Pruebas de docilidad del mineral Un estudio mineralógico puede indicar que un mineral de oro y plata es apropiado para la lixiviación en pila; sin embargo, pruebas de laboratorio y a escala piloto deberían ser conducidas antes de una decisión para seguir adelante con una pila más grande de producción. Los procedimientos para tales pruebas están bien establecidas y son buenos indicadores del potencial del proceso. Tres pruebas deben ser realizadas: — Prueba de lixiviación con cianuro en frasco agitado. — Prueba de lixiviación por percolación en columna. — Prueba de lixiviación a escala piloto.
a) Prueba de lixiviación frasco agitado La prueba normalmente es conducida sobre una carga de 400 g de mineral que es mezclada con 600 ml de agua. El mineral puede ser molido a una malla fina o puede ser chancado a menos 3/4”. La cal es adicionada a la pulpa para ajustar el pH a 11. La cantidad
de cal adicionada a la pulpa, generalmente, varía desde 2 a 5 lb/t de mineral o más, dependiendo de la cantidad y tipo de cianicidas en el mineral. El frasco conteniendo la pulpa y reactivos es agitado continuamente durante 72 horas. La solución de lixiviación y los residuos lavados son luego analizados, se efectúan determinaciones de los porcentajes de valores de oro y plata y también son determinados los requerimientos de reactivos. Si esta prueba indica que la extracción de oro y plata vs el reactivo usado son económicos, entonces deberán llevarse a cabo pruebas de lixiviación por percolación en columna.
b) Prueba de lixiviación por percolación en columna La prueba se realiza sobre mineral chancado a varios tamaños, en el rango desde 2” a 3/8”. Aproximadamente, 60 lb de mineral chancado son mezclados con suficiente cal para
dar la alcalinidad protectora durante la cianuración. La mezcla de mineral y cal se coloca en una columna de plástico transparente (6” de diámetro aproximadamente) hasta que la
mezcla tenga aproximadamente 2 pies de alto (ver Figura 2).
Figura 2. Prueba de lixiviación en columna. Laboratorio
Cinco litros de agua con 5 lb de NaCN/t de solución se almacenan en un recipiente ubicado encima de una columna de plástico; esta solución se deja percolar hacia abajo a través del mineral. La solución que ha percolado a través del mineral es analizada diariamente y se efectúan determinaciones de oro y plata, contenido de cianuro y PH. La lixiviación se deja progresar hasta que la velocidad de extracción del oro y plata llega a ser negligible. La columna de plástico luego es enjuagada con agua y los residuos son analizados. Un análisis de malla de los residuos determina el contenido de oro y plata de las diferentes fracciones de mineral.
c) Prueba de lixiviación a escala piloto Esta prueba puede ser efectuada en una pila de mineral de cualquier tamaño, pero, generalmente, es realizada en pilas de 100 a 500 t. una disposición de la prueba de lixiviación en pila a escala piloto es mostrada en la Figura 3. Generalmente consiste de: — Una hoja de plástico tendida sobre una ligera inclinación del terreno, que
servirá de base.
— Pequeñas piscinas cubiertas de plástico (vats) para la solución. — Columnas de PVC que condenen el carbón activado. Aunque la lixiviación
en pila a escala piloto no requiere de materiales elaborados, es importante simular, tan cerca como sea posible, el tamaño de partículas del mineral que será lixiviado en la pila de producción.
Figura 3. Pila de lixiviación a escala piloto.
2.1.2. Preparación para la producción Una vez que las pruebas de laboratorio y piloto han establecido que un mineral de oro y plata es apropiado para la lixiviación en pila, un pad (base) especial es diseñado. El mineral debe ser preparado y cargado sobre elpad y un sistema de alimentación de lixiviante debe ser instalado. Tres reservorios de solución y 4 o 5 columnas de carbón en serie son también requeridos.
a) Diseño del pad (base) El pad de lixiviación debe ser impermeable a la solución de cianuro. Debe ser construido de manera que la solución que percola a través de la pila sea colectada en un pinto central, de donde luego fluye al primero de los 3 tanques (reservorios) de almacenamiento de
solución. Los reservorios son conocidos como reservorio de la solución impregnada, reservorio de la solución barren y reservorio de overflow. Un pad impermeable es requerido para colectar la solución impregnada. Esto elimina la posibilidad de pérdida de soluciones de cianuro de oro y plata por la base y que pueda contaminar algunas corrientes o aguas del subsuelo. Una pad impermeable puede ser construida con cualquiera de los siguientes materiales: — Geomembrana tendida en un área plana y cubierta con una capa de arena lavada y grava pequeña. — Residuos o relaves compactados con bentonita. — Asfalto colocado sobre grava compactada y cubierta con un sellador de
asfalto. — Concreto reforzado. — Arcilla.
El procedimiento, paso a paso, para la construcción del pad, para una operación de lixiviación en pila, se describe a continuación: 1. Seleccionar el lugar para el pad sobre un terreno firme.
2. Nivelar el lugar dando la gradiente respectiva, usando material apropiado. 3. Con un nivelador, compactar el área del pad tanto como sea posible. A un lado del pad, acondicionar el respectivo drenaje de al menos 1 pie a 3 pies por 100 pies de longitud del pad.
4. Al lado del pad, donde ha sido provisto el drenaje, preparar 3 reservorios de almacenamiento. Cada uno debería tener 20 pies por 40 pies por 10 pies de profundidad. El primer reservorio (solución impregnada) debería ser ubicado a aproximadamente 10 pies de la base del pad, sobre el lado donde el drenaje ha sido provisto. El segundo reservorio (solución barren) debería estar a 10 pies del primer reservorio y el tercer reservorio (solución overflow) debería estar a 10 pies del segundo reservorio.
5. Cubrir el área del pad con 4-6” de arena fina y grava pequeña. También, en forma similar, cubrir cada uno de los reservorios, esto evita que se haga hueco la geomembrana.
6. Tallar el pad en una línea diagonal central, de ese modo se prepara una senada para drenar las soluciones hacia el lado del drenaje del pad.
7. Preparar una berma de aproximadamente 2 pies de alto que encierre al pad completamente.
8. Una vez que la base del pad ha sido compactada y tenga la inclinación o pendiente adecuada, se cubre con una geomembrana. Se instala un tubo de drenaje a través del plástico y va hacia el reservorio de solución impregnada.
9. Cubrir la geomembrana que está en la base con 4-6” de arena. Esto evita que se perfore con mineral grueso y de forma angular que pueda ser apilado.
10. Cubrir las bases y lodos de los tres reservorios con geomembrana. 11. Desde que se usa una solución de cianuro, el área entera de lixiviación es cercada para restringir el acceso, se colocaran avisos de advertencia alrededor del pad y todos los reservorios. Después del último paso, el pad para la pila estará lista para ser cargado el mineral. Un diseño detallado del pad es presentado en la figura 4.
Figura 4. Camas de lixiviación en pila y sistema colector. Sistema de seguridad.
b) Preparación del mineral La mayor parte de los minerales requieren una preparación antes de ser lixiviados en pila. Algunos son naturalmente permeables a las soluciones de lixiviación, pero la mayoría no lo son y tienen que ser chancado o triturados antes de ser colocados en el pad.
Generalmente cuando más fino se tritura el mineral, mayor será la extracción de oro y plata durante la lixiviación. Algunas pilas se permeabilizan cuando el mineral se tritura afino. Durante el chancado se debe agregar y mezclar cal. La cal debe ser agregada al mineral antes de ser descargada sobre la cama de lixiviación y no debe agregarse en capas, puesto podría impermeabilizar el mineral. La aglomeración del mineral chancado para producir un material poroso y uniforme es un método potencialmente factible para tratar los problemas. La aglomeración consiste en:
1. Chancar el mineral. 2. Anadir cemento portland de 10 a 15 lb/t de mineral y mezclar bien. 3. Agregar agua o solución de cianuro a la mezcla, en cantidad suficiente para producir el aglomerado del mineral (es decir, aproximadamente 10% de agua por peso).
4. El mineral aglomerado se debe someter a un periodo de curado durante 24 a 48 horas. c) Carguío del mineral El carguío del mineral es controlado en su mayoría por la naturaleza del mineral. Básicamente, una pila de mineral parece una pirámide truncada de 10 a 30 pies de altura. Una pila (montón) puede comprender menores variaciones y el lecho de lixiviación no siempre tiene que ser construido sobre la superficie del terreno. La configuración de un tajo de lixiviación en montón se muestra en la Figura 5. Figura 5. Construcción de tajos para lixiviación en pilas.
La altura de la pila depende de factores tales como permeabilidad, fuerza del cianuro y
contenido de oxígeno. El oxígeno disuelto debe permanecer en la solución de lixiviación hasta que ha percolado al fondo de la pila. Cuando la pila es alta o demasiada gruesa, el oxígeno disuelto puede ser consumido antes de que la solución pueda penetrar a las
secciones más bajas. Asimismo, la altura de la pila depende usualmente de la máxima altura alcanzada por la cuchara de un cargador frontal. Se recomienda un cargador frontal con llantas de caucho o camión volquete para cargar el mineral chancado sobre el lecho de lixiviación en pila. El mineral cargado de esta manera permanece homogéneo. Sin embargo, cuando se carga el mineral sobre el lecho con un transportador, puede ocurrir una clasificación natural del mismo. Después de que el mineral molido ha sido cargado sobre el lecho de lixiviación se nivelan las pilas de mineral.
Figura 6. Creación de una zona impermeable por medios mecánicos.
d) Sistema de rociado Una vez que el mineral ha sido nivelado, se instala un sistema de rociado para distribuir la solución de cianuro sobre la pila. Por medio del rociado, el oxígeno necesario penetra en la solución. El sistema de rociado puede consistir en un tubo de PVC con huecos perforados en él, o en regadera, rociadores de plástico o rociadores de tipos agua. No se debe usar equipos de cobre o bronce porque pueden ser disueltos por el cianuro. Las velocidades típicas para la aplicación del lixiviante van de 4 a 75 galones/ de área de superficie por día. Si
hay fugas en el sistema, deberán repararse y hacer otra prueba con agua. Después que el sistema ha sido revisado, puede comenzar la verdadera operación de lixiviación.
2.1.3. Lixiviación en pila con cianuro La selección de una técnica de lixiviación para procesar minerales de oro y plata dependen en gran medida de la manera en que se hallan los minerales. Otros factores que pueden considerarse, incluyen las características físicas y mineralógicas del mineral y la escala de operación planeada. Hoy en día se usan comercialmente dos métodos básicos de lixiviación por cianuración en pila: los que se usan el mineral tal como sale de la mina y los que usan el mineral chancado; pueden incorporar algunas variantes, tales como aglomeración (para mejorar la percolación), mezclado de cal, etc. — Mineral tal como sale de la mina
Este método se usa principalmente para extraer oro y plata de material no chancado. El material tal como sale de la mina se genera usualmente por voladura y, por lo general, contiene material que varía en tamaño, desde finos hasta grandes bloques. Este tipo de lixiviación en pila puede operarse por años, terminado cuando el límite económico del impregnado ha sido alcanzado. — Mineral chancado En este método, el mineral, generalmente, se chanca a menos de 1” o 1/2” y se apila
a 5 o 10 pies de altura de sobre el lecho de lixiviación. La altura de la pila depende de la permeabilidad del material, así como de la máxima altura que alcanza la cuchara del cargador frontal.
2.1.4. Recuperación de oro y plata Los valores de oro y plata a partir de la solución fértil de lixiviación (impregnado) pueden ser recuperados por varios métodos:
Precipitación Merrill Crowe.
Precipitación con sulfuro de sodio.
Adsorción con carbón activado.
Antes de seleccionar el método, se debe considerar la relación de oro y plata, la experiencia del personal, la disponibilidad de instalaciones de molienda y cualquier otro factor económico pertinente.
a) Precipitación Merrill-Crowe. Este proceso ha sido usado por años en la extracción de oro y plata a partir de operaciones con cianuro convencionales. El proceso considera la purificación de la
solución de cianuro, deareacion de la misma y la adición de zinc en polvo, en el cual el oro y la plata se precipitan.
b) Precipitación con sulfuro de sodio. Este proceso, generalmente, se usa como una modificación del proceso de adsorción con carbón activado. Incluye la precipitación selectiva de la plata en los efluentes de la lixiviación en pila, agregando sulfuro de sodio precipitando la plata como sulfuro de plata. Antes de pasar por las columnas de columnas de carbón activado, se extrae el precipitado de la solución por filtración (ver Figura 7).
Figura 7. Precipitación de plata con sulfuro de sodio y adsorción con carbón activado
Este método se debe usar únicamente cuando el mineral contiene relaciones de plata y oro extremadamente altas.
c) Adsorción con carbón activado.
Figura 8. Recuperación de oro y plata por carbón activado.
Figura 9. Columna de adsorción de carbón activado.
2.1.5. Costos de la lixiviación en pila Se han reunido datos procedentes de numerosas fuentes para determinar el costo de una lixiviación en pila. Los costos varían por que pueden usarse minerales procedentes de una mina o de una relavera existente. Usando una hipotética lixiviación en pila de 30 000 toneladas de mineral, los costos presentados en la Tabla 2 proporcionen cifras redondas. El ciclo hipotético de lixiviación es de 30 días. Se supone que el mineral será chancado y aglomerado y que los requerimientos de reactivos serán de una libra de cianuro y tres libras de cal (o cemento portland) por tonelada de mineral.
Tabla 2. Costo estimado de una operación de lixiviación por cianuración en pila de 30 000 toneladas.
Rubro
Costo por tonelada de mineral (
Construcción de la base
0.80
Chancado y aglomeración del mineral
1.85
Carga del mineral sobre la base
0.50
Productos químicos
0.75
Operaciones de lixiviación en pila
0.85
Deserción/Regeneración del carbón
0.12
Varios
0.50
2.2.Factores de diseño para operaciones de lixiviación en pila 2.2.1. Consideraciones y etapas iniciales de diseño Una evaluación de las reservas de mineral en términos de tonelaje, ley y docilidad del proceso es un requisito básico para cualquier diseño de un proceso, incluyendo la lixiviación en pila. Según se lleva a cabo un muestreo de un nuevo cuerpo de mineral, pruebas metalúrgicas preliminares deberían ser corridas para disponer de información de si la respuesta del mineral al proceso es apropiado. A la vez, las características del mineral deben ser razonablemente bien definidas. Estudios de costo de factibilidad deberán ser hechos para determinar la rentabilidad para varios procesos alternativos, usando varios precios de metal y condiciones de proceso. Así, la primera etapa de diseño es un estudio de factibilidad para hacer posible: — Decisión de continuar con el proyecto. — Selección de un proceso apropiado (en este caso asumimos la lixiviación en
pila). — Estimación de un presupuesto tentativo permisible para la mina y el proceso
de planta bajo condiciones asumidas. — Determinación de vida de operación estimada, velocidad de tonelaje por día,
tonelada anual, ley de mineral y recuperación de metales.
2.2.2. Pruebas metalúrgicas detalladas para escalamiento Los minerales tratables deben ser completamente porosos y deben tener bajo contenido de sustancias que consumen cianuro y oxígeno. Las partículas de oro y plata deberían estar limpias de y de un tamaño suficientemente fino. El contenido de arcilla debe ser lo
suficientemente bajo para que la permeabilidad en la pila de lixiviación pueda ser mantenida, o de lo contrario el mineral puede ser aglomerado. Como ya fue mencionado, deben efectuarse pruebas en frasco agitado, pequeñas columnas, columnas grandes y pilas de varios tamaños. Es recomendable usar estos métodos para luego escalar y diseñar, según se bosqueja en los siguientes puntos:
Pruebas preliminares en frasco agitado y pequeñas columnas son útiles para mostrar la respuesta a la cianuración a tamaños de mineral hasta cerca de 10 mm.
Pruebas de columnas grandes son una guía confiable para operaciones de escalamiento. Algunos factores de diseños esenciales, obtenidos a partir de las pruebas de columnas, incluyen los siguientes: — Cantidad de solución necesaria para saturar el mineral. — Cantidad de solución que drena del mineral saturado. — Humedad retenida por el mineral. — Tamaño de mineral chancado vs tiempo de lixiviación. — Fuerza optima de cianuro y consumo. — Selección de álcali (frecuentemente cal), fuerza, consumo de álcali,
pH. — Velocidad de aplicación de solución y lavado. — Altura de la columna de lixiviación del mineral. — Tiempo de drenaje y lavado. — Contenido de oxigeno del efluente. — Lixiviación en contracorriente y/o factibilidad del lavado.
Las pruebas piloto en pilas son usadas para verificar, mayormente, los resultados obtenidos en las pruebas de columna y proveer información sobre algunos factores físicos de construcción de la pila y su comportamiento frente a la lixiviación. Las pilas complementan los resultados de las columnas indicando:
— Modo de aplicación de la solución (rociadores, goteadores, tubos de goma,
etc.). — Confirmación de la velocidad de aplicación de la solución. — Factores físicos de construcción de la pila. — Confirmación general de factores de pruebas de columna.
— Comparación bajo condiciones de lixiviación.
Pruebas de recuperación de oro y plata a nivel laboratorio y piloto por el carbón activado, precipitación con polvo de zinc (Merrill-Crowe), sulfuro y otros métodos, son considerados útiles en pruebas de columna y pilas. la selección del método de recuperación, sin embargo, esta últimamente basado
sobre la experiencia y análisis económico del proceso. 2.2.3. Diagrama de flujo y diseño
a) Mina El minado a tajo abierto ha sido el método más usual para la lixiviación en pilas.
b) Preparación del mineral Las pruebas de laboratorio y piloto determinaran el grado óptimo de chancado de mineral.
c) Muestra y peso del mineral Se recomienda aun muestreo automatizado para proveer un gran volumen de muestra de mineral en cada pila. La muestra será chancada y reducida en peso por un muestreador automático secundario al menos una vez, antes de ir a la preparación y análisis.
d) Entrega de mineral y construcción El mineral es dejado sobre el pad por volquetes o por medio de fajas transportadoras, dependiendo de los costos de inversión y operación. Pilas hasta de 4 o 5 m de altura pueden ser construidas sin permitir el tránsito de camiones sobre la pila.
e) Diseño de la base (pad) En cada caso, los factores locales deben determinar el material, tamaño y diseño de la base. Algunos factores claves incluyen: área disponible, duración del ciclo de lixiviación, máxima altura de la pila de lixiviación, disponibilidad, disponibilidad de arcillas, costo de construcción local y disponibilidad de áreas de almacenamiento de residuos o colas.
f) Aplicación de solución y lavado Se emplean bombas centrifugas para la circulación de soluciones a través de tubos de plásticos o de acero que pueden ser enterrados, aislados y/o calentados para climas muy frígidos. Para una mejor eficiencia de lavado, varios con agua fresca deberán ser aplicados seguidos por periodos de drenaje si el tiempo lo permite.
g) Recuperación de la solución y almacenamiento La solución impregnada de lavado drena de las pilas por gravedad a pozas cubiertas de geomembrana, asfalto u otro material apropiado a través de tubos de acero o plástico. El tanque de almacenamiento deberá ser lo suficientemente grande para retener 24 horas de drenaje por gravedad de las pilas saturadas, así como para almacenar el agua proveniente de las lluvias. Reservorios de asfalto, concreto, geomembrana y arcilla han sido sados satisfactoriamente.
2.2.4. Planta de recuperación de oro y plata Métodos alternativos de recuperación de oro y plata a partir de las soluciones de cianuración incluyen: la adsorción con carbón, precipitación con polvo de zinc (MerrillCrowe), intercambio iónico, electrodeposición directa, precipitación con sulfuros y precipitación con polvo de aluminio. La mayoría de las operaciones en pilas usan los métodos de carbón o polvo de zinc para el tratamiento de las soluciones impregnadas, aunque las aplicaciones del sulfuro de sodio para precipitar plata a partir de los licores de desorción de carbón han recibido favorable atención.
a) Sistema de carbón Las experiencias indican que las comunas de carbón en etapa múltiple de lecho expandido es un mecanismo eficiente, de bajo costo para la recuperación del oro y plata a partir de grandes y pequeños volúmenes de soluciones. El carbón de cascara de coco es un buen estándar; otros carbones pueden ser aprobados acerca de su adsorción, durabilidad y precio. Las soluciones de alimento a adsorción no tienen que ser clarificadas.
b) Sistema de polvo de zinc Merrill-Crowe Las plantas de Merrill-Crowe comprenden filtros de clarificación. Unidad de deareacion, alimentador de polvo de zinc, filtro de precipitado y bombas accesorios. 2.3.Métodos de lixiviación en pila
2.3.1. Problemas comunes Hay dos variables importantes que pueden presentar problemas en la lixiviación en pila.
a) Permeabilidad del mineral Esta variable se refiere a la capacidad de la solución lixiviante de penetrar a las partículas de mineral, tal penetración puede tener lugar por los límites del grano o a través de las microfracturas de las partículas del mineral Otro tipo de roca, la penetración de la solución de cianuro puede ser completamente lenta. Esto puede requerir chancado muy fino para exponer el oro o alternativamente puede requerir periodos de lixiviación largos y/o repetidos.
b) Percolación a través dela pila Esta variable es completamente diferente de la permeabilidad del mineral. La percolación se refiere a la manera en la cual las soluciones lixiviantes fluyen por gravedad a través de la pila. La superficie de una pila de pobre percolación puede llegar a ser inundada y las soluciones lixiviantes pueden correr sobre los lados de la pila, causando una severa erosión. La percolación pobre puede ser eliminada chancando y aglomerando el mineral.
2.3.2. Sistemas opcionales de lixiviación en pila a) Preparación del mineral Tabla 3. Preparación del mineral.
Ventajas
Desventajas
Mineral de la mina
1. Bajo costo de capital.
1. Recuperación más lenta.
2. Bajo costo de operación.
2. Recuperación más baja.
3. Flexibilidad.
3. Problemas de percolación.
4. Arranque más rápido.
4. Menos predecible. 5. Riego de dañar el pad.
Chancado
1. Recuperación más rápida.
1. Alto costo de capital.
2. Más predecible.
2. Costos de operación más altos.
3. Puede aumentar la recuperación.
3. Demora en la construcción. 4. Menos flexible
Aglomerado
1. Mejor percolación.
1. Costos altos de capital.
2. Mejor predicción.
2. Costos más altos de operación.
3. Puede ser requerido.
3. Muy flexible.
b) Tipo de base de pila (pad) Ventajas
Tabla 4. Tipo de pad
Desventajas
Reusable (pad de asfalto)
1. Pequeña pérdida de solución.
1. Alto costo de capital.
2. Ubicación fijada.
2. Transporte de mineral lixiviado.
3. Menos sensible a la intemperie.
3. Inflexible
4. Menos área requerida. 5. Recuperación más barata.
para
cambios
de
mineral.
4. Riesgo de reparaciones costosas.
Permanente (pad de arcilla)
1. Menores costos de capital. 2. Tiempo de lixiviación ilimitado.
1. Se pierde algo de solución.
3. Recuperación simple.
2. Requiere área grande apropiada.
4. No hay movimiento de mineral.
3. Limites
5. Permite transporte de la mina al pad.
climáticos
de
construcción.
4. Contabilidad dificultosa. 5. Alguna avería del pad.
Permanente (pad de geomembrana)
1. Bajo costo de capital. 2. Tiempo largo de lixiviación.
1. Riesgo de alta pérdida de solución.
3. No hay movimiento del mineral
2. Fácil de dañarse.
lixiviado.
4. Permite transporte de la mina al pad.
3. Área grande requerida. 4. Limites
climáticos
construcción.
5. Recuperación difícil. 6. Contabilidad defectuosa.
de
c) Aplicación de solución Tabla 5. Aplicación de solución.
ventajas
Desventajas
Tubería con rociadores
1. Fácil instalación.
1. Aumenta la perdida de cianuro.
2. Buena distribución de solución.
2. Fácil congelamiento.
3. Ayuda a aereación de la solución.
3. Altas pérdidas de evaporación.
4. Velocidad flexible de aplicación Tubos perforados enterrados
1. Permite la operación en invierno. 2. Velocidad flexible de aplicación.
1. Aumenta la canalización de la solución.
2. Riesgo de inundación. 3. Dificultad de instalación. Inundación sobre la superficie de la pila
1. Permite la operación en invierno. 2. Costos bajos de operación. 3. Aumenta
la
velocidad
1. Puede
causar
deficiencia
de
oxígeno. de
percolación.
2. Probable canalización a través de la pila.
Zanja de irrigación
1. No se congelan los rociadores.
1. Probable canalización a través de la pila.
2. Riesgo de inundación. Solución lixiviante calentada
1. Prolonga
la
lixiviación
en
1. Costos altos de operación.
temporadas. Aglomeración con solución de cianuro
1. Ciclos cortos de lixiviación.
1. Problema ambiental.
2. Riesgos de pérdida de solución impregnada.
d) Apilamiento de las pilas Tabla 6. Apilamiento de pilas.
Ventajas
Desventajas
Cargado con camión y esparcido en la superficie con tractor 1. Bajo costo. 2. Permite alta elevación de la pila. 3. Nivelar la parte superior para la tubería. 4. Permite el transporte de la mina al pad.
1. La compactación perjudica la percolación.
2. Requiere rampas costosas. 3. Causa algo de segregación del mineral.
4. La caída de rocas daña el pad.
5. Posible en invierno. 6. Permite multiplicar la elevación de la pila. Apilado con cargador frontal
1. Buena percolación.
1. Costos más altos.
2. Parcial aprovechamiento de las
2. Altura limitada de la pila.
pilas.
3. Exposición a la intemperie. 4. Difícil para multielevación.
Cargado con camión en la base y apilado con cargador frontal 1. Buena percolación.
1) Altura de la pila limitada.
2. Parcial aprovechamiento de las pilas.
2) La parte superior áspera para la tubería.
3) Clima o tiempo restringido.
Cargado desde el camión 1. Transporte de la mina directa a la pila.
1. Altura baja de la pila. 2. La parte superior muy áspera para la tubería.
2. Buena percolación.
3. Pobre utilización del pad.
3. Costo muy bajo de apilamiento.
4. Exposición a la intemperie de algo.
Apilamiento con faja transportadora 1. Buen control.
1. Alto costo de capital.
2. Influencia pequeña del tiempo. 3. Adición de reactivos al inicio.
2. Muy flexible. 3. Solamente para mineral chancado.
e) Recuperación de oro de las soluciones Tabla 7. Recuperación de la solución.
Ventajas
Carbón
Desventajas
en
columna-lecho
fluidizado
1. Necesidad de gran altura de
1. Costos bajos de operación.
paso.
2. Acepta soluciones sucias.
2. Requiere
3. Buena recuperación. Carbón en columna-lecho fluidizado 1. Bajo costo de operación.
carbón.
reextracción
del
2. Baja necesidad de altura de paso.
1. Obstrucción
por
solución
sucia.
2. Recuperación menos digna de confianza.
3. Requiere Precipitación con zinc Merrill-Crowe 1. Mejor manejo con alto
reextracción
del
carbón
contenido de plata
1. La solución debe ser filtrada. 2. La solución debe ser aereada. 3. Operación más dificultosa. 2.4. Procesamiento de minerales de oro mediante lixiviación en pila y adsorción con carbón activado La lixiviación en pila puede ser definida como la lixiviación por percolación de pilas de minerales de bajo grado o desechos de mina que han sido almacenados o apilados sobre una base de drenaje impermeable, especialmente preparada para la colección de la solución impregnada.
2.4.1. Mineralogía de minerales de oro La forma de ocurrencia del oro y su asociación con la ganga indica si el mineral puede o no ser procesado por el método de lixiviación en pila. Desde un punto de vista metalúrgico, los minerales de oro pueden ser gruesamente clasificados como: — Óxidos simples que contienen partículas finas de oro nativo en una ganga de
cuarzo o piedra caliza.
— Sulfuros simples en los cuales el oro eta asociado con menores cantidades de pirita
o arsenopirita. — Material aluvial o de placeres. — Minerales refractarios o complejos en los que las especies de mineral que
contienen oro no son fácilmente solubles en solución de cianuro. — Minerales de metal base complejos en donde los metales preciosos son
constituyentes económicamente importantes. — Minerales de metales base en donde los metales preciosos son de menor valor y
son subproductos de tratamiento.
De estos, solamente los óxidos simples y ciertos minerales sulfurados y de placeres son apropiados para la lixiviación en pila. Estos minerales poseen las siguientes características: — Los valores de oro y plata son lixiviables por cianuración — El tamaño de las partículas de oro es extremadamente pequeña. —
La roca “madre” es porosa a la solución de cianuro y permanece permeable
durante el ciclo de lixiviación relativamente largo.
— Las partículas de oro en los minerales de baja porosidad son liberados o
expuestos por fracturamiento y chancado. — El mineral está libre de materiales carbonaceos que tienen la capacidad de
adsorber cianuro de oro y causan una prematura precipitación del oro. — El mineral está libre de cianicidas o sustancia que destruyen el cianuro o
interfieren con las reacciones de cianuración del oro, tal como sulfuros parcialmente oxidados de antimonio, zinc, hierro, cobre y arsénico contenido en los minerales.
— El mineral no contiene excesivas cantidades de finos o constituyentes
arcillosos que impidan la percolación de la solución. — El mineral está relativamente libre de constituyentes que forman ácidos que
causan alto consumo de cal. Tipos de depósitos que contiene oro y que son dóciles a la lixiviación en pilas son los siguientes: — Limey silstone, que contienen partículas de oro de tamaño submicroscopico
y diminutas cantidades de pirita, galena, cinabrio y estirbina. — Silicified silstones, conteniendo partículas de oro de tamaño micrométrico,
frecuentemente asociado con oxidos de fierro residuales.
— Sanded dolomite ore, en las que las partículas finas de oro se hallan sobre las
superficies intergranulares. — Vein quartz ore, en las que el oro ocurre en las cavidades y fracturas de la
limonita. — Igneous host material cut, con pequeñas venas de cuarzo conteniendo oro
libre y menores cantidades de pirita. — A schist, conteniendo oro libre. — Siliceous quartz sínter of hot-spring srcin.
2.4.2. Pruebas de docilidad Aun cuando los estudios mineralógicos pueden indicar que la mineralización del oro está asociada con rocas que son apropiadas para la lixiviación en pila, es prudente conducir pruebas de laboratorio piloto para su verificación.
Figura 10. Unidad de lixiviación en columna. Nivel laboratorio.
2.4.3. Operaciones de lixiviación en pila La lixiviación en pila con cianuro es una técnica hidrometalúrgico desarrollada para la explotación de minerales de baja ley de oro, materiales de desecho de mina o depósitos pequeños. Básicamente, dos métodos de lixiviación con cianuro en pila son empleados comercialmente: — Lixiviación en tiempos cortos de mineral chancado. — Lixiviación en tiempos largos de mineral tal como sale de la mina.
En la práctica de una cianuración en pila en tiempos cortos, el mineral es chancado a un tamaño pequeño, almacenado desde 4 a 8 pies de alto sobre pads permanente, cada uno con una capacidad de entre 1000 a 10 000 toneladas y lixiviadas por rociamiento de la superficie de la pila con solución diluida de cianuro (ver Figura 11). La solución de cianuro percola a través de la pila disolviendo valores de oro y plata. La solución impregnada es colectada en el pad impermeable, el cual tiene una pendiente para permitir que la solución impregnada fluya a través de los canales para ser llevado al tanque de almacenamiento.
Figura 11. Cianuración en pila.
La lixiviación a tiempos largos es usada para extraer oro de minerales que no son chancados, porosos o material de bajo grado de operaciones a tajo abierto; los minerales cargados a la pila son material de mina y pueden contener algunas rocas grandes, pero la mayor parte de 6” en tamaño. El tonelaje de las pilas, generalmente, oscila entr e
10 000
a 2 000 000 de toneladas. La altura de la pila es gobernada por factores como: permeabilidad del mineral, mantención de la alcalinidad protectora, fuerza del cianuro y suficiente oxígeno disuelto en la solución de lixiviación según percola hacia abajo a través de la pila
Figura 12. Lixiviación en pilas de mineral por el método de inundación.
2.4.4. Recuperación de oro y plata a partir de las soluciones impregnadas Basado en la disponibilidad de facilidades existentes de la cianuración convencional con circuitos de precipitación con zinc, el oro y la plata contenidas en las soluciones impregnadas provenientes de la lixiviación en pila pueden ser recuperadas desde las soluciones por el método convencional de precipitación Merrill-Crowe. Si las facilidades no son apropiadas o si la concentración de oro en solución está debajo de 0.050 oz/t, el método preferido para la recuperación de los metales preciosos desde los efluentes de la pila es la adsorción sobre carbón activado. Algunos factores que tienen influencia en la adsorción de oro sobre el carbón son: — La concentración de oro y plata en la solución impregnada. — Radio de oro y plata. — pH de a solución de lixiviación. —
Concentración de impurezas.
— Velocidad de flujo.
— Tipo y tamaño de partícula de carbón granular.
3) LIXIVIACIÓN EN VATS (PISCINAS O ESTANQUES) Este proceso consiste en pasar una solución diluida de cianuro de sodio a través del mineral molido y aglomerado para permitir que el cianuro pueda hacer contacto con las partículas de oro y la plata y disolverlas zLa lixiviación en vats es una técnica hidrometalúrgica desarrollada para la explotación de minerales de baja ley de oro, materiales de desecho de mina (llampo), o relaves producidos por el proceso de amalgamación.
3.1.desarrollo de una operación de recuperación de oro a pequeña escala En los últimos años, la Robertson Research International Limited ha estado dedicada al desarrollo de un sistema de lixiviación en vat/pila en el Sudán. El trabajo ha sido emprendido por una compañía privada, la cual obtuvo una licencia de exploración para oro y minerales asociados, cubriendo una gran área del norte de Sudán. Fue iniciado un programa de exploración a principios de 1982 para evaluar las ocurrencias de oro en el sector Red Sea Huís de la compañía en mención. La mina vieja de Gebeit, ubicada a 250
km al noroeste. de Port Sudán, fue escogida. como una base operacional, principalmente a causa de la conveniencia existente, al suministro de agua y acceso relativamente bueno. Además, fue considerada como el depósito más atractivo; puesto que, además del potencial de mina de roca dura, había ya una sustancial reserva de colas o residuos conteniendo oro que podría generar una pequeña operación comercial independiente durante varios años. 3.2.Pruebas a escala piloto Como resultado de las operaciones de minado, unas 200 000 toneladas de residuos de amalgamación y residuos finos de cianuración con contenidos de oro de 0.5 a 10.0 11t, permanecieron almacenados en el lugar. Un muestreo inicial indicó que los grados de residuos cianurados fueron tan bajos para un tratamiento adicional; pero se detec taron mayores grados en los residuos gruesos de amalgamación. Sin embargo, se observó que estas colas no existían en suficiente cantidad para justificar una operación convencional. Consecuentemente, dos alternativas o métodos de tratamiento barato (lixiviación en pila o v at) fueron considerados como un medio de r ápida generación de flujo de capital.
3.2.1. Prueba de lixiviación en pila. Durante el período de febrero a abril de 1982, emprendieron un programa experimental diseñado para evaluar el potencial de lixiviación en pila y
vat
de
residuos o colas y otros materiales auríferos. La lixiviación en pila de 70 toneladas de residuo grueso no tuvo éxito por causa de las características po bres de percolación; pero fueron obtenidos resultados alentadores cuando la técnica fue aplicada a pilas más pequeñas de material más grueso y materiales de bajo grado. La lixiviación en vat a pequeña escala de residuos y otros materiales de stock
tuvo también éxito, produciendo recupera
ciones de oro de hasta 80% .
3.2.2. Prueba de lixiviación en vat. Como resultado de esta prueba preliminar, fue iniciado un programa experimental adicional de lixiviación en vat de residuos gruesos, junto con la lixiviación en pila y vat de residuos finos aglomerados, durant octubre a diciembre de 1982.
e
el período de
La lixiviación en vat fue llevada a cabo en piscinas o tanques, cada uno acondicionado con un sistema diferente de base de filtración, de modo que los problemas de diseño pueden ser analizados totalmente. Las técnicas de filtración examinadas incluyeron yute tendido sobre una base de madera, tubos de succión ligados con yute y filtros de arena gruesa. Cada tanque fue cargado con aproximadamente 35 toneladas de residuos. Las soluciones de cianuro fueron circuladas mediante bombas pequeñas a través de unos tubos de PVC. El oro fue recuperado, a partir de la solución impregnada, por circulación a través de torres de adsorción con carbón en dos etapas operando en paralelo. Las soluciones barren fueron recicladas con el respectivo ajuste de agua, cal y cianuro, los que fueron adicionados según la necesidad. La solución de cianuro fue rociada en cada vat por un dispositivo construido de tubo de PVC con pequeñas boquillas de spray a intervalos regulares. Esta técnica de aplicación de solución aseguró igual distribución y minimizó cualquier efecto de
canaliza ción. A
cada vat se le dio una carga inicial de solución de cianuro fuerte, el cual luego se dejó percolar a través del lecho de material. El proceso fue repetido varias veces usando sucesivamente soluciones más débiles antes de la adición final de agua fresca.
3.3.Diagrama de flujo de la planta y ubicación El éxito de los trabajos a escala pilot o resultó en la construcción, a inicio s de 1983, de una planta de lixiviación en vat de residuos a escala grande, consistiendo devats de concreto con facilidades de almacenamiento y bombeo, junto con la provisión de una vía de transporte, suministro de agua y equipo de generación de energía. Facilidades de laboratorio también fueron consideradas. Un diagrama de flujo de la planta es mostrado en la figura 1. La lixiviación es llevada a cabo en vats de concreto reforzado y de forma rectangular diseñados especialmente para llenado (cargado) y vaciado directo en forma mecánica.
Figura 1: diagrama de flujo esquemático
El piso de cada vat es inclinado y acanalado, de modo que las soluciones que perecían pudieran ser recuperadas fácilmente. La filtración es realizada por un filtro de tela gruesa reemplazable y una base de grava. Las soluciones del proceso son almacenadas en tanques y circuladas por pequeñas bombas centrífugas que funcionan gracias a un generador central. El agua es bombeada desde las labores antiguas de mina, el licor impregnado desde los vats es bombeado al tanque de colección; luego, a través de una unidad de adsorción de carbón para recuperar el oro. Las soluciones barren son recicladas para uso adicional. El carbón activado es desorbido (Re extraído) periódicamente y el oro es recuperado electrolíticamente en una unidad pequeña. Finalmente, el oro es recuperado por refinación. Debido a la falta de un área suficientemente grande adyacente a la mina, no fue posible ubicar la planta cerca al botadero de residuos. Eventualmente, después de consultar a los habitantes del lugar y después de las pruebas de rendimiento de suelo. Un lugar, aproximadamente a 350 metros del botadero principal, fue escogido
.
El área tuvo varias ventajas incluyendo los trabajos mínimos de
preparación, lugares adecuados para disposición.
3.4.Operación de la planta La operación de la planta de lixiviación en
vat consiste de varias etapas:
a) Llenado del vat. Los residuos gruesos son excavados desde el botadero por un pequeño cargador provisto de un retroexcavador y son transportados al lugar de lixiviación por un volquete de 10 toneladas. El material es almacenado antes del lle nado vat. de vaciar y limpiar, la base del vat es cubierta con yute grueso, luego, una capa de espesor de 0.075m de roca gruesa y arena es extendida para facilitar la filtración. Los residuos (material conteniendo oro) son colocados sobre esta capa, comenzando en el muro de retención (ver figura 2). Aproximadamente 0.13 toneladas de cal fina es esparcida sobre el material durante el llenado para controlar los niveles de pH. Inicialmente, la cal fue adicionada a los tanques de cianuro en lugar de los vats, esto permitió un control más preciso del pH; pero fue parado a causa de la precipitación de sulfato de calcio, el cual causó enlodamiento y obstrucción.
Para evitar el empozamiento y canalización, el material es rastrillado para remover cualquier hundimiento y depresión. Desde el inicio al final de la operación de llenado, muestras del material de alimento son tornadas para propósitos de control y compósit os antes de los análisis químicos.
Figura2: esquema de llenado de vat
b) Rociamiento del vat. El licor barren de las columnas de carbón es analizado en su contenido de cianuro (método de AgNO
3
/K1) y la cantidad requerida de cianuro de sodio es
adicionada para producir un licor de 0.1%. El cianuro es cargado en u
n
tambor
perforado suspendido desde un fado del vat. Las soluciones barren es bombeada al tanque a través del tambor para asegurar la disolución; la solución ajustada en cianuro es luego rociada en el vat vía una boquilla de alta presión de 0.03 m de diámetro inclinado 40°. Esto asegura suficiente oxígeno disuelto para el proceso de lixiviación. Un ciclo de lixiviación normal incluye:
Un rociamiento inicial de 100 a 125 m
3
de solución con 0.1% de NaCN para
llenar el vat.
Tres o cuatro rociamientos intermedios de aproximadamente 50 M Un rociamiento final de 50 m
3
3
cada uno.
de agua o solución diluida de cianuro (0.02%)
para lavar los sólidos de cualquier contenido de oro. La remoción del drenaje del
vat es llevado a cabo entre cada rociado. El ciclo
total para cada carga de vat es de 15 a 17 días, dependiendo de las características de drenaje, con operaciones individu ales de rociado/drenaje que toman de 2 a 3 días cada uno. c) Remocion de la solución impregnada. La solución impregnada es removida, a partir de los vats, por pequeñas bombas 3
centrífugas a una velocidad de 1m /h cada uno. El sistema de filtro de yute y roca gruesa reduce el bloqueo de l a tubería de desca rga y la cabeza de líquido ay uda a fluir cualquier partícula de sólido a través de la tubería. Como una precaución adicional, una t ubería flexible y válvulas para soltar la soluc ión en fo rma violenta son usadas, de manera que el sistema pueda ser purgado. El licor es bombeado a través de una tubería de PVC de 0.02 m de diámetro a dos tanques de capacidad de retención de 25 m
3
. Los flujos son chequeados a
menudo y una muestra es analizada por oro, cianuro y pH cada dos horas. El sistema de filtración/bombeo es mostrado en la figura 3.
Figura 3: sistema de filtración y colección del vat. d) Recuperación de valores. El oro es recuperado a partir de la solución impregnada por circulación de esta solución a través de un sistema de carbón en columna de cuatro etapas (ver figura 4). El impregnado es bombead o desde las piscinas de retención hacia la primera columna para minimizar el corto circuito. Cada columna consiste de un tanque de fibra de vidrio de 0.5 m carbón de coco, como sigue:
Etapa 1: 40 kg
Etapa 2: 80 kg
Etapa 3: 80 kg
Etapa 4: 80 kg
Figura n°4: sistema de carbón en columna.
3
conteniendo cantidades variadas de
El carbón total de la etapa 1 es removido diariamente para ser sometido a desorción . El carbón desorbido es adicionado a la etapa 4 después de avanzar 40 kg de carbón desde cada etapa a la etapa precedente, de ese modo se mantiene el total de carbón en el sistema.Las soluciones barren que sale de la etapa 4 es
bombeada
a almacenaje antes de reciclar los licores impregnados y barren son muestreados cada dos horas para el análisis de contenido de oro y las velocidades de flujo son medidas a cada hora el carbón es desorbido usando una técnica modificada de cianuro/agua el carbón es hervido inicialmente durante 1.5 horas en un lecho de volumen de solución (aproximadamente 0.04 m3) de 5% de NaCN y 2% de NaOH; luego es hervido con 14 lechos de volumen de agua cont
eniendo 0.05% de NaOH
por un período de 1.5 horas cada uno (es decir, veintiún horas en total). Las soluciones calientes son conducidas por gravedad a una celda electrolítica de 0.38 X 0.70 x 0.45 m, equipado con tres cátodos de lana de acero y cuatro ánodos de malla de acero inoxidable. Cada
lecho de volumen de licor permanece en la
celda
durante aproximadamente, 1.5 horas, durante lo cual es recirculado por una pequeña bomba para mejorar la eficiencia de deposición. El voltaje de deposición es mantenido de 4 a 6 voltios y una corriente a 25 amperios. La solución gastada es bombeada a un tanque de almacenaje y finalmente es recirculada a través de la celda para bajar el contenido de oro a un nivel aceptable antes de bombear al tanque de solución impregnada (ver figura 5).
Figura n°5: circuito de desorción o reextraccion.
Muestras de cada solución de desorción y una muestra compósito de salida final d e la celda son tomadas para el análisis de oro. Problemas fueron encontrados inicialmente con la velocidad de desorción y car
-
gado de carbón. Altos valores de oro en la solución de salida de la columna ocu rr ió junto con un aumento gradual en el t
iempo de desorción. A la
vez, no
fue posible lavar el carbón con ácido (para remover el carbonato) y regener po r calentamiento.
ar
e) Almacenamiento de solución barren. La solución barren que sale de las columna s de carbón es bo mbeada vía un tubo de PVC a uno de los cuatro tanques de
a lmacenaje
de 25 m
antes de ser utilizada como lixi viante. Los contenidos de cianuro d e los tanques son chequeados y ajustados a los niveles requeridos antes de retornar a los vats. El agua es bombeada desde un pozo excavado de 12 m de profundidad; este pozo es capaz de suministrar 25 m 3 de agua por día. El agua adicional es suministrada de una mina subterránea. Esta operación mantiene un reservorio de 90 m 3 de agua llena en todo tiempo para uso exclusivo de la planta de lixiviación en vat. Las facilidades de almacenaje de agua en el lugar consiste de seis tanques de 25 m 3 .
Figura n°6: curvas típicas de desorción de carbón.
3
f) Vaciado del vat y disposición de sólidos. Después del retiro de la solución final, los vats son vaciados por un cargador frontal. Esta máquina remueve primero
el material del centro,
dejando los sólidos próx imos a los lados de la pared para ser
removi dos
manualmente y evitar daños. Muestras son tomadas durante el ciclo de vaciado del vat. Estas muestras son mezcladas para proveer una muestra compósito para análisis químico.
Figura n°7: perfiles de extracción en vat.
Los sólidos son transportados por un cargador frontal. Cuando la mayor parte de sólidos ha sido removida, la parte inferior del vat
es limpiada manualmente. La
limpieza final de los canales en la base es mediante el uso de un soplete con aire comprimido. El vat limpio está luego listo para el rellenado. El ciclo de vaciado/ limpiado/rellenado puede ser completado en 36 horas. Como los sólidos del vat han
sido lavados con agua, no hay necesidad de un tratamiento químico antes de su disposición. 3.5.
Tratamiento del concentrado y seguridad
La celda electrolítica es construida dentro de un contendedor cerrado permanentemente para propósitos de seguridad. Los cátodos de lana de acero son cam bia dos cada dos días y los ánodos son removidos y limpiados al mismo tiempo. El iodo es removido desde la parte inferior de la celda cada seis días para prevenir la corrosión inferior de los cátodos. Pequeñas cantidades de mercurio han permanecido en los residuos amalgamados e inevitablemente son acumulados en el Iodo de la celda La lana de acero cargada de oro es disuelta en HCI y el residuo resultante es lavado hasta que esté libre de ácido; to dos los lavados son luego sedimentados para colectar cualquier oro fino. Después del filtrado, el concentrado es secado sobre una estufa. Cuidados especiales tienen que ser tomados, durante este procedimiento de separación, debido al contenido de mercurio; el cual, aunque es insuficiente para destilación, presenta un peligro para la salud. Los concentrados secos son pesados, empacad os y regi strados cada dos días; lue go son almacenados en un lugar seguro. Al despachar (generalmente cada 4 ó 6 semanas), el material es pesado y sellado para su transporte a una refinería.
3.6.Performance de la planta Muestras de las soluciones de planta son tomadas a intervalos de cada dos horas; las velocidades de flujo son medidas cada hora. Los análisis son efectuados en un laboratorio equipado en el lugar. Cada muestra es analizada por pH, concentración de cianuro (titración con AgNO 3/KI) y contenido de oro por espectrofotometría de absorción atómica.
a) Balances diarios/resúmenes semanales. Balances diarios son registrados para cada uno de los cuatro
vats y el
sistema de adsorción de carbón. La producción es calculada a partir de flujos promedios sobre un período de dos horas y con los análisis de oro.
La eficiencia de adsorción de carbón es calculada en la misma manera a partir de mediciones de la solución impregnada (que entra) y el barren (que sale). Un balance típico diario es mostrado en la tabla 1. La principal desventaja de este sistema son las mediciones de flujo manual; las cuales están inevitablemente sujetas a error. Resúmenes semanales son también calculados para dar detalle de los flujos de soluciones totales, análisis, producción de concentrado y consumo de reactivo. La tabla 11 muestra un resumen típico semanal. Tabla n°1: Balance metalúrgico diario: 9 de febrero, 1984 Vat 1 Vado
Vat Flujo 2.40 x 2.30
Peso Flujo 6.52 2.88 2.88 2.16
Oro en carbón = 79.20 - 3.01 g = 76.19 Extracción = 96.20%
Vat 3 Anális x 1.8 x 1.8 x 1.7
Peso = 5.18 = 5.18 = 3.67
Alimento columna de carbón Flujo Análi sis Pes
2.16 2.40 2.64 2.64 3.36 3.36 3.24 27.72 Salida Flujo
1.5 = 3.24 3.60 1.5 = 3.96 1.5 = 3.96 1.6 = 5.38 1.5 = 5.04 1.5 =4.86 (1.59) 44.07 columna de carbon Análisi Peso
2.88 2.16 2.16 1.92 2.16 2.40 2.16 0.48 1.20 0.48 0.48 1.56 20.04
2.88 2.16 2.16 1.92 2.16 2.40 2.16 0.48 1.20 0.48 0.48 1.56 20.04
x x x X x x x x x x x x
X 4.0 x 3.5 x 3.9 X 3.8 x 3.9 x 4.3 x 4.4 x 4.2 x 4.1 x 3.9 x 3.6 x 3.6 (3.95)
= = = = = = = = = = = =
11.5 7.56 8.42 7.30 8.42 10.3 9.50 2.02 4.92 1.87 1.73 5.62 72.2
xX X X X X x
O O O 0.5 0.1 0.4 0.1 0.1 0.2 0.2 0.2 0.1 (0.15)
=== 0.96 = 0.22 = 0.96 = 0.22 = 0.05 = 0.24 = 0.10 = 0.10 = 0.16 3.01
b ) Circuito de desorción (reextracción). Muestras de los licores del circuito de desorción son tomadas regularmente, pero los datos producidos tienden a ser relativos más que precisos, debido
a las dificultades exper imentadas en el análisis de
soluciones sobre un amplio rango de concentración de oro (50 a $ 1000 g/t ). Además, diferencias en el fondo de la matriz (ci anuro cáustico fuerte o agua pura) y niveles de sal disuelta son encontrados. Un monitor de precisión necesitaría un horario rígido operado por un químico a tie mpo completo, aumentando significativamente los costos de operación. Cualquier cambio que se produzca, son observados y es respondido inmediatamente por el ingeniero; así, los cálculos de producción final son considerados como suficientemente exactos para propósito de balan ce met alúrgico .
c)
perfiles de extracción en vat. La experiencia de operación ha resultado en la ge ne ra ci ón de u na ca nti dad considerable de datos metalúrgicos. Un promedio de la eficiencia de extracción del vat es estimado en 82.5%, comparado con un valor de
75%
obtenido en trabajos de laboratorio y a escala piloto. Aunque la ley de cabeza a partir de varios tipos de materiales de los botaderos de residuos o colas son extremadamente variables, los análisis para muestras tomadas durante el vaciado del
vat s on notablemente constantes dentro del rango
de 0.5 a 0.8 g/t. Los datos han sido usados para construir perfiles de extracción del vat para cada tipo de material. Estos perfiles proveen una buena guía para predec ir la perfor mance de planta durante cada ciclo de lixiviación y son usados como indicadores potenciales del problema. Tabla n°2 Resumen de producción: 6 a 12 de febrero, 1984 Vat
1 2
Licor 50.0 25.0
de Sali da 46.08 48.88
de Análi sis 2.84 6.70
3sin 4 irrigar agua 75.0 y mantenimiento 87.06 insuficiente 1.65
columnas de carbón Volumen tratado = 161.16 m
3
Análisis promedio de alimento = 5.49 g/t Análisis promedio de salida = 0.24 g/t Eficiencia de adsorción = 95.63% Carbón tratado = 240.0 kg Concentrado = 630.4 g Carbón cambiado totalmente el 8 de febrero de 1984:
Reactivos NaCH = 64.0 kg NaO H = 7. 4 kg Cal = 0.0
4) DESORCION DE ORO DEL CARBON ACTIVADO 4.1.Desorción de oro y plata a partir del carbón activado Fue el desarrolló de un proceso eficiente para la elución de oro y plata a patir del carbón activado, que hizo de la adsorción con carbón uan alternativa económicamente viable respecto a a la precipitación con polvo de zinc Merrill-Crowe. El descubrimiento de J.B Zadra de un método de desorción a inicios de 1950, hizo posible la aplicación a escala comercial del proceso CIP. Antes de este desarrollo, el carbón ha sido usado con éxito para adsorber el oro; pero el único método para recuperar el oro a partir de este fue por fundición del carbón. La técnica desarrollada por Zadra fue comercializada por primera vez por la Homestake Gold Mining en South Dakota, en 1973. La tecnología CIP fue previamente probada en la Getchell Mine En Nevada (1950) y la Garitón Mili en Cripple Creek, en colorado (1954-1960). Los fines y objetivos de la etapa de desorción (elución) son:
recuperar la mayor cantidad de valores metálicos cargados a partir de la soluciones desorbida en un volumen tan pequeño como sea posible.
Producir una solución impregnada con el tenor más alto posible de metales preciosos.
Dejar menor cantidad de oro y plata posible en el carbón después de la desorción.
Dejar el carbón listo para retornar al sistema de adsorción.
Operar con seguridad y forma económica en un desarrollo industrial.
El tamaño y en algún grado el tipo de sistema de elución requerido para una planta, depende de varios factores: La cantidad total de oro y plata a ser desorbido, el cual es controlado por la
capacidad de planta y el grado del mineral.
El oro y la plata cargado en el carbón a ser desorbido.
La velocidad a la cual el carbón avanza a través del circuito.
El tiempo que tomara para desorber el carbón aniveles apropiadamente bajos.
Durante los últimos años, hemos visto la aparición de cuatro técnicas de elución:
4.1.1. El proceso atmosférico zadra: Este proceso fue desarrollado por zadra, comprende la reextraccion del oro a partir del carbón cargado usando una solución conteniendo 0.1% de NaCN y 1% de NaOH a una temperatura de (85- 90) C°. El proceso es llevado a presión atmosférica y el tiempo total requerido para desorber el carbón hasta un nivel lo suficientemente bajo de oro puede estar en el rango de 24 a 60 horas, dependiendo de la solución y modo de operación. Este proceso es simple y los costos de capital y operación son relativamente bajos, los cuales lo hacen altamente apropiados para operaciones a pequeña escala. Sin embargo, el ciclo de tiempo largo requerido para la elución efectiva puede ser un factor limitante para plantas a mayor escala.
4.1.2. El proceso de reextraccion con alcohol: El proceso de reextraccion con alcohol fue desarrollado por Hienen y es básicamente una extensión del proceso atmosférico Zadra. El carbón cargado es desorbido usando una solución conteniendo 0.1% de NaCN, 1% de NaOH y 20% de alcohol a una temperatura de 80°C. El proceso es operado a presión atmosférica y la adición de alcohol a la solución de desorción reduce significativamente el ciclo de elución de 5 a 6 horas. La ventaja del alcohol en la reextraccion es reducir el tamaño de la sección de reextraccion. Las principales desventajas de este proceso incluyen el alto riesgo de incendio asociado con el alcohol y mayores costos de operación debido a las pérdidas de alcohol por volatilización. Un número de dispositivos de seguridad para minimizar los riesgos de incendio han sido incorporados en el diseño de un circuito y la instalación de un sistema de recuperación efectiva de vapor es esencial para mantener un balance económico. Se afirma que el carbón no requiere regeneración tan frecuente con esta técnica.
4.1.3. Proceso de reextraccion a alta presión: Este proceso fue desarrollado por Potter, básicamente incluye la reextraccion del carbón cargado con una solución conteniendo 0.1% de NaCN (opcional) y el 1% de NaOH a 160°C y 50 PSI de presión durante 2 ó 6 horas. El efecto de usar alta presión para la reextraccion es reducir el consumo de reactivo, el inventario de carbón y el tamaño de la sección de reextracion. Sin embargo, las presiones y temperaturas elevadas asociadas con este proceso requieren el uso de equipo más costoso y las soluciones efluentes tienen que ser enfriadas antes de la reducción de presión para evitar relampagueo.
4.1.4. Proceso angloamericano (AARL): Este proceso fue desarrollado por R.J. Davidson de la Angloamerican Research Laboratoires. Comprende pre acondicionamiento del carbón cargado con una solución de 1% de NaOH más 5% de NaCN durante media hora y luego proceder a re extraer el carbón usando 5 lechos de volúmenes de agua caliente a una velocidad de flujo de tres lechos por volumen por hora. La temperatura de operación recomendada es de 110°C, el cual requiere una presión de operación de 50 a 100kPa. El ciclo total, incluyendo el lavado acido, es de 9 horas, el cual es considerablemente más corto que la reextraccion atmosférica Zadra.
Las ventajas del proceso angloamericano son similares aquellos para una reextraccion a alta presión, las principales desventajas del proceso incluyen el uso de temperaturas y presiones elevadas y el requerimiento para corrientes múltiples, lo cual tiende a incrementar la complejidad del circuito.
4.1.5. Factores que favorecen los procesos de Desorción: La extracción del oro y plata adsorbidos del carbón activado cargado es análoga a la lixiviación tanto del oro como la plata a partir de sus minerales. En el circuito de desorción (stripp), las condiciones son más agresivas, la concentraciones de las soluciones son mayores y las temperaturas son más elevadas con la finalidad de acelerar el proceso de desorción. 1.-Temperatura y presión 2.- Concentración de cianuro 3.- Fuerza iónica 4.- Efecto de pH 5.- Solventes orgánicos
6.- Velocidad de flujo del Eluyente 7.- Concentración de oro en el eluyente 8.- Procedimientos de desorción
4.1.6. Variables en la Desorción 4.1.6.1.Temperatura Es la variable más importante que gobierna los procesos de desorción. Si la temperatura se incrementa, el carbón tiene una mayor tendencia a devolver los iones aurocianuro.
4.1.6.2.Solventes orgánicos EI equilibro de distribución del oro entre el carbón activado y la solución cianurada, es mucho más favorable hacia la solución (desorción de oro) con la presencia de solventes orgánicos.
4.1.6.3. Electrodeposición del Oro La electrodeposición es usada para tratar soluciones de oro con elevada concentración, como por ejemplo, eluidos de carbón activado, para producir cátodos.
4.1.6.4. Reacciones de Electrodeposición Reacción de reducción de oro: Au(CN) e− → Au 2CN −
El potencial al cual ocurre la reacción varía entre –0,7 y – 1,1 V, dependiendo de la conductividad, la concentración de especies iónicas presentes y la temperature.
4.1.7. Fundición El proceso de fundición o fusión es obtener un material en presencia de fundentes formadores de escoria a temperaturas que excedan el punto de fusión de todos los componentes de la carga, típicamente entre 1200°C y 1 400°C. Para convertir el precipitado de oro a un metal puro, este es, primeramente, derretido con fundentes especiales para producir el metal dore que contiene aproximadamente 95% de mezcla de oro y plata. El producto metálico de los hornos de fundición es vaciado en un molde de barra dore.
4.2.Comparación de los procesos 4.2.1. proceso atmosférico Zadra Ventajas:
Bajo costo de capital, construcción simple de reactores, utilización de acero
templado. Pequeña demanda de calor por consiguiente fuente de calentamiento barato.
Almacenamiento de solución limitada porque la elución es efectuada en serie con electrodeposición.
No se requiere intercambiadores de calor en el circuito.
Menos degradación de cianuro a temperaturas bajas.
Operación muy simple, instrumentación requerida muy limitada.
Desventajas
Tiempos de elución muy prolongados, puede requerir varias columnas en
paralelo si una cantidad grande de carbón debe ser reextraida. Bajo grado de la solución de elución debido a la reextraccion lenta.
Más susceptible a contaminación de la solución.
Elución incompleta a partir del carbón.
No es aplicable a precipitación con zinc para la recuperación de oro.
4.2.2. Proceso de reextraccion con alcohol: ventajas
Tiempos cortos de reextraccion y alto grado de solucion de elución cargada.
Baja temperatura de elución; por consiguiente, requerimiento bajo de calor.
Bajo costo de capital, uso de acero templado.
Desventajas:
Riesgo de incendios.
Costos de operación altos si el alcohol no es cuidadosamente recuperado.
El carbón debe de ser regenerado a vapor o térmicamente para restaurar su actividad.
Es requerido el desarrollo adicional del proceso. 4.2.3. Proceso de reextraccion a alta presión:
ventajas
Tiempos cortos de reextraccion y alto grado de solución de elución cargada, permite más de una rexxtraccion por día.
Menos sensitivo a la contaminación de solución.
La reextraccion y recuperación de oro son operaciones separadas; se puede optimizar cada etapa separadamente.
Muy buena reextraccion. Desventajas:
Alto costo de capital
Reactor de presión de acero inoxidable.
Intercambiador de calor.
Fuente de calentamiento grande.
Tanques grandes de soluciones de elución cargada y descargada.
Temperatura muy alta y puede fijar la plata y el mercurio sobre el carbón.
4.2.4. Proceso angloamericano: ventajas
Tiempo corto de reextraccion y alto grado de solución de la elución, permite mas de una reextracion por día.
Lavado acido en el reactor de reextraccion, evita una etapa de transporte adicional de carbón y la subsecuente abrasión del carbón.
Temperatura y presión moderada, minimiza los costos de operación.
Muy buena reextraccion.
La solución de reextraccion podría ser adicionada a un circuito existente de precipitación con zinc.
5) RECUPERACION
DE
ORO
A
PARTIR
DE
SOLUCIONES
IMPREGNADA 5.1.Método de recuperación de oro a partir de soluciones provenientes de una cianuracion Desde su introducción en el año 1890, la cianuracion ha sido el principal proceso usado para la mayor producción parte de oro y de una proporción significativa de plata. El proceso ha sido usado para tratar minerales, concentrados y calcinas en escala comercial en el mundo. Mientras la mayoría de las plantas de oro usan tanques agitados para la lixiviación con cianuro, la lixiviación en pila ha encontrado un incremento en número de aplicaciones, particularmente en el tratamiento de minerales de bajo grado conteniendo 0.1 oz/ton de oro o menos. La química del proceso de cianuracion está basada en el hecho que, bajo condiciones oxidantes, el oro y la plata pueden ser complejadas y disueltas en soluciones de cianuro alcalino. A partir del licor de la lixiviación, el oro y la plata son recuperados usando uno o más de los siguientes cuatro procesos: •
Cementación con polvo de zinc
•
Adsorción con carbón activado
• •
Intercambio iónico Electrodeposición
5.2.Cementación con polvo de zinc La concentración de metales es una alternativa muy eficiente y aplicativa en la metalurgia del oro, esta se basa en la sustitución del zinc por el oro disuelto en las soluciones de cianuro, formando un precipitado o cemento que luego será tratado por métodos piro metalúrgicos a fin de obtener el doré. Reacción química: El comportamiento anódico del zinc en soluciones cianuradas. La oxidación anódica del zinc en soluciones acuosas está dada por: Zn+ 2e− → Zn Donde E = −0,763 + 0,0295 log [ Zn+] V.
La reacción general es:
5.3. Factores que afectan la precipitación de oro con el zinc Varios factores afectan el proceso de cementación de una u otra manera, y de acuerdo al adecuado control de estos se tendrá un aumento o disminución en la eficiencia de la precipitación del oro, estos factores son los siguientes:
5.3.1. Concentración del oro en solución: La razón de la precipitación general mente se incrementa con el aumento de la concentración de oro de la solución.
5.3.2. Concentración de cianuro: El efecto general de la concentración del cianuro libre, en la práctica, afecta de manera leve a la precipitación, pero esto solamente hasta un valor determinado que depende de la concentración de oro y pH.
5.3.3. Concentración de zinc: La reacción e disolución del zinc disminuye con el aumento de la concentración del ion zinc, sin embargo, esto es relativo. Altas concentraciones de zinc, pueden generar la formación de hidróxido de zinc insoluble, el cual puede pasivar la superficie del metal y reducir severamente la razón de precipitación.
5.3.4. Tamaño de partícula de zinc: Un incremento en la superficie disponible de zinc aumenta La velocidad de la reacción Temperatura: La aceleración de la precipitación es evidente con el incremento de temperatura. Ejemplo el oro precipita en 2 horas a 35 C y precipita en 24 horas a 20 C.
5.3.5. Oxígeno disuelto: La presencia de oxígeno disuelto disminuye la cinética de la precipitación. Púes la reducción del oxígeno compite con la reducción de oro, pero esto dependerá de La temperatura y de la concentración del metal precioso.
5.3.6. pH: Se indica que el pH óptimo para la precipitación de oro es de 11.5 a 11.9Este proceso involucra cuatro operaciones principales que son e la secuencia de ejecución: las clarificaciones de la solución rica; la desoxigenación; la adición de sales de plomo y polvo de zinc y la recuperación del precipitado. En filtros para el cemento.
5.4.Interferencias en la cementación Algunos factores pueden presentar problemas para que la cementación se realice de forma adecuada bajando su rendimiento, como:- La presencia de oxígeno (O2) ya que su potencial de reducción es +1.2 V, superior al de la Mayoría de metales y debe ser eliminado en lo posible de la solución .La cementación es un proceso electroquímico con reacción heterogénea. El Zinc se disuelve en los sitios anódicos y, los electrones cedidos sirven para reducir los aniones complejos en los sitios catódicos.
