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Información tecnológica

versión On-line ISSN 0718-0764

Inf. tecnol. v.16 n.5 La Serena  2005

http://dx.doi.org/10.4067/S0718-07642005000500006 

 

Información Tecnológica-Vol. 16 N°5-2005, págs.: 27-33

PROCESOS DE SEPARACION

Evaluación de los Procesos de Lixiviación por Agitación Convencional y Carbón en Pulpa en la Hidrometalurgia del Oro

Comparison of Conventional and Carbon In Pulp Leaching Processes in Gold Hydrometallurgy

M. A. Mas, F. L. Aguirre y G. Amaya
Universidad Nacional de San Luis, Facultad de Ciencias Físicas, Matemáticas y Naturales,
Chacabuco y Pedernera, (5700) San Luis-Argentina (e-mail: mamas@unsl.edu.ar)


Resumen

El presente trabajo tiene como objeto comparar el comportamiento del mineral oxidado a la lixiviación con cianuro, utilizando el método convencional, y el método carbón en pulpa (CIP, carbon in pulp). Se presentan algunos de los aspectos más relevantes relacionados con la hidrometalurgia del oro, la destrucción del cianuro residual en los desechos de la operación, analizando los consumos de los reactivos utilizados y la recuperación de oro obtenida. Mediante la aplicación del método carbón en pulpa se logró un incremento en la recuperación del oro respecto al convencional del 89.3 % al 91.7 %, para un tiempo de lixiviación de 70 horas. El mayor valor de recuperación obtenido, seguramente se debe, a la eliminación de parte de las pérdidas de oro en solución y a la presencia de lamas que afectan al proceso de lixiviación convencional.


Abstract

The present study compares the behavior of the oxidized mineral in leaching with cyanide by the conventional method with the carbon in pulp (CIP) method. Some of the more relevant aspects related to the hydrometallurgy of gold are presented, including the elimination of residual cyanide in the process waste, analyzing the amounts of reagents consumed and the recovery of gold extracted. Use of the CIP method increased the gold recovered to 91.7% compared with the conventional value of 89.3% in a leaching time of 70 hours. The higher yield obtained was probably due to the elimination of losses of gold in solution, and to the presence of slimes which affect the conventional leaching process.

Keywords: gold, hydrometallurgy, leaching, cyanidation, carbon pulp


INTRODUCCIÓN

Existen en Argentina y particularmente en la región del nuevo cuyo una serie de minas auríferas pertenecientes a distintas provincias geológicas como ser: Cordillera Frontal, Pre-cordillera de la Rioja y San Juan, Sistema del Famatina y Sierras Pampeanas y Transpampeanas, todas con emplazamientos tectónicos y procesos metalogenéticos particulares. Dentro de esta región es que sé a seleccionado para este estudio, el Grupo minero Hualilan el que presenta una paragenesis mineral a la que es posible aplicar el proceso de recuperación de oro, carbón in pulp, y compararlo con la aplicación del CCD (Olivieri et al., 1997).

El grupo minero Hualilan, presenta básicamente dos tipos de minerales portadores de oro, uno es el que se observa en el pique sur, (mina Sentazon) y en la mina Magnata, compuesto principalmente por sulfuros de hierro, zinc, plomo, cobre y otro, que esta totalmente oxidado y que contiene una cantidad excesiva de lamas, que se encuentra en la parte superior del yacimiento (extraído en casi su totalidad en la zona sur) y que representa un volumen importante (Rajo de Doña Justa) en la zona norte (Olivieri et al., 1997).

La presencia de elementos cianicidas tales como el cobre y el cinc  y la cantidad excesiva de lamas presentes en el mineral, nos condujeron a la necesidad de realizar este estudio y determinar la factibilidad técnica del uso del CIP en la recuperación del oro.

Se ejecutaron ensayos de lixiviación, en frascos agitados sobre cilindros, operando a 35 rpm, con el objeto de determinar el tiempo de lixiviación y las adiciones optimas de reactivos (cianuro de sodio, hidróxido de sodio). Para ello se utilizo un diseño factorial de 23. Con estos parámetros se programó una serie de ensayos CIP y CCD. Los resultados obtenidos, se presentan en forma de tablas y gráficos para finalmente concluir que es mas ventajosa la aplicación del CIP, obteniendo valores de recuperación (91,67 %), levemente superiores a las obtenidas con el método convencional (89,3 %).

En la evaluación del proceso a utilizar en la recuperación del oro contenido en este mineral, se deberá prestar atención al método CIP y realizar los ensayos necesarios en planta piloto a fin de corroborar los resultados obtenidos en este estudio.

MARCO TEÓRICO

El proceso hidrometalúrgico mas utilizado en la recuperación del oro de sus menas, es aquel en donde el oro es disuelto mediante soluciones alcalinas cianuradas, en presencia de oxigeno (Udupa et al 1990; Ellis y  Senanayake 2004).

El mineral de mina debe ser reducido de tamaño hasta alcanzar una granulometría que permita a la solución lixiviante alcanzar el metal valioso y llevarlo a solución. La granulometría de operación se consigue, mediante la aplicación de molienda  en molinos de bolas operando en húmedo. En esta etapa es donde comienza la lixiviación del oro, pues es practica común agregar al molino cianuro de sodio y cal; esto es para que en la medida que la partícula se quiebre y deje expuesta la superficie fresca del mineral de oro, la solución comience a actuar y a disolver a este ultimo (Chaves, 1985). Dependiendo de la refractariedad del mineral, en esta etapa, se puede alcanzar un porcentaje importante en la disolución  de este metal (Fivaz, 1988). El resto del oro no disuelto aun, es lixiviado en una serie de tanques agitadores, cuyo volumen es determinado en función del tiempo de residencia, obtenido previamente en ensayos de laboratorio. La agitación puede ser mecánica, mediante el insuflado de aire (Ellis y Senanayake, 2004), o mediante la aplicación de ambas (Marsden y House, 1992).

En el proceso convencional, también denominado CCD (counter current decantation) o decantación en contra corriente mas filtración, la solución con oro es separada del sólido por decantación y por sucesivos lavados de la pulpa en contracorriente y finalmente es filtrada. La torta que sale de los filtros, presenta  aproximadamente  un 10 %  de  humedad. Esta humedad, no es otra cosa mas que solución con algo de oro disuelto, que será enviado junto con los sólidos, previa destrucción del cianuro, al dique de colas. Por ultimo la solución rica es clarificada, desoxigenada, y el oro precipitado con polvo de zinc muy fino, de alta pureza y doblemente sublimado. El precipitado Zn-Au-Pb, es separado de la solución mediante filtros de presión, luego es secado y enviado a fundición, en donde se obtiene un bullion (Pb, Zn, Au), factible de enviar a refinación. La solución con oro disuelto regresa al circuito de lixiviación. El oro que por alguna razón (normalmente falta de molienda) quedo ocluido dentro de la partícula de mineral, mas algunas partículas que no tuvieron suficiente tiempo de contacto con la solución (partículas gruesa), mas el oro disuelto contenido en solución que acompaña a los sólidos hacia el dique de colas, constituyen las perdidas del proceso y estas estarán reflejadas en el valor de la recuperación final del oro (Chaves,1985; Marsden y House, 1992; Nicol et al, 1987).

El proceso CIP (carbon in pulp), que fuera desarrollado en Sud África en la década del 70, es considerado el avance tecnológico mas significativo de los últimos tiempos en cuanto a métodos aplicados a la recuperación de oro (Afenya, 1991; Hausen y Bucknam, 1985). No obstante esto en nuestro país aun no se ha implantado un sistema de recuperación de oro utilizando este proceso. En este, es utilizado el carbón activado para adsorber el oro directamente de la pulpa cianurada, a medida que se va disolviendo o pasando a solución. La pulpa se agita en tanques de gran tamaño y fluye en forma continua desde el principio al último de la serie, mientras que el carbón lo hace en la dirección opuesta (en contra-corriente), en forma discontinua y mediante la utilización de un air lifth. Una tela de abertura apropiada se ubica en la dirección del flujo de la pulpa entre los tanques a fin de limitar el paso del carbón de un tanque a otro, en el sentido de la corriente. El oro en solución es adsorbido por el carbón (Rees y Van Deventer, 2001), resultando finalmente la pulpa totalmente lixiviada, y la solución prácticamente con rastros de oro. En este caso no es necesario el espesado y filtrado de la pulpa como en el proceso CCD.  Por ultimo  el  carbón cargado es desadsorbido, mediante un lavado con una solución cianurada y fuertemente alcalina, y luego el oro es recuperado de la elusión por electrólisis (Pizarro y Antonio, 1981; Davinson y Schoeman, 1991; Deventer y Merwe, 1994).

Para minerales de baja ley o de alta ley pero con problemas de lixiviabilidad por la presencia de elementos cianicidas y que contienen una cantidad excesiva de lamas, la aplicación del proceso CIP provee una alternativa viable al proceso convencional de cianuración. Este sistema además puede ser implantado y operado con el 65% al 75 % del costo convencional CCD mas filtración.

El objeto de este trabajo es comparar el comportamiento del mineral oxidado del grupo minero Hualilan Zona Norte, a la lixiviación alcalina, utilizando el método convencional CCD más filtración, y el método CIP (Carbon in Pulp)

METODOLOGIA

La metodología se presenta en las siguientes seis subsecciones: Mineralización, Mineral, Mineralogía, Análisis de Minerales, Ensayos, Reactivos, Eh y pH, Reacciones

Mineralización

Se trata de un yacimiento de reemplazo meta somático,  sobre calizas de la Formación San Juan, formado por soluciones hidrotermales de mediana y alta temperatura. El cuerpo mineralizado de la zona Norte se presenta subconcordante con la estratificación y se encuentra fuertemente meteorizado y oxidado (Olivieri et al., 1997).

Mineral

El mineral utilizado en este trabajo, fue extraído  del yacimiento “Grupo Minero Hualilan”, ubicada a 120 Km. al N.W. de la ciudad de San Juan en el departamento de Ullum. Las coordenadas geográficas son: 68º 56’ y 68º 57’30” longitud oeste. 42º 30’ y 30º 46’ 30” latitud sur, con una cota en el campamento, de 1750 m.s.n.m.

El muestreo se realizó sobre veta de mineral oxidado de la zona Norte, en el corta veta del destape a 40 m. del “Rajo Doña Justa”.  El mineral fue reducido de tamaño, utilizando Trituradora de Mandíbula tipo Blake y Molino de Rolo, hasta obtener una  granulometría de - 10#. Luego mediante Molino a Martillo y tamizado. Se obtuvo una muestra con una granulometría de – 65 #. Mediante la utilización de un cuarteador tipo Jones, se obtuvieron tres muestras, una para estudios Mineralógicos, otra para realizar ensayos químicos y una tercera para los ensayos de lixiviación con CCD y CIP. Para los ensayos CIP se utilizó carbón activado marca Norit con tamaños de -10# a -18# y una dilución de pulpa (D = 2.5:1) igual a la utilizada en los ensayos de CCD.

Mineralogía

Se utilizo microscopio de luz polarizada y lupa binocular. El mineral se presenta como un agregado de color amarillento, pardo – rojizo, poroso en donde predominan las Limonitas y Goethita, presenta escasa Hematita y abundante Yeso. También se observa Pirolusita y Psilomelano, manchas de Malaquita y Azurita, derivadas de la Calcopirita. El oro no es visible a simple vista, y las partículas están por debajo de 30um y son de variedad Electrum asociado a la Goethita y la Plata (valores promedios de esta ultima 80 gr / Tn)

Análisis de Minerales

Los análisis fueron realizados con un  espectrofotómetro de absorción atómica P. Elnmer. Las muestras de cabeza acusaron una ley promedio 24 gr. de oro / toneladas de mineral.

Ensayos

Los ensayos se realizaron en frascos agitados sobre cilindros, operando a 35 rpm. Se   ejecutaron ensayos de lixiviación previos, con el objeto de determinar la lixiviabilidad del mineral y las adiciones optimas de reactivos. Para esto se utilizo un diseño factorial de 23 y  con estos parámetros se programó una serie de ensayos CIP y CCD.

Reactivos, Eh y pH

Durante el tiempo de lixiviación se mantuvo la concentración de Cianuro de Sodio (NaCN) en 0.05 % y la de hidróxido de sodio en 0.025 % (alcalinidad protectora). El control del pH y

Eh se realizo utilizando un aparato portátil marca Orión. Estas determinaciones fueron complementarias a las  realizadas, de Alcalinidad protectora y cianuro libre. El pH de la solución se mantuvo en  11.

Reacciones

Las reacciones químicas que tienen lugar en el proceso de Cianuración son las siguientes (Fleming, 1992; ; Marsden y House, 1992; Finkelstein, 1972; Brooy et al,1994) :

4 Au + 4 NaCN + O2 + 2 H2O →  4Na[Au(CN)2] + 4 Na OH        (Elsner’s)      (1)

2 Au + 4 Na(CN) + 2 H2O →  
2 Na [Au (CN)2] + 2 Na OH + H2   (Janin)         (2)

2Au + 4Na(CN) + O2 + 2H2O →  2Na [Au(CN)2] + 2 Na OH + H2O2                (3)

2 Au + 4Na(CN) + 2H2O2   →  2Na
[Au(CN)2] + 2 Na OH   (Bodlander)              (4)

4Au + 8NaCN + O2 +2 H2O →
4Na [Au (CN)2] + 4 NaOH                            (5)

Determinación de Parámetros

Durante el ensayo de lixiviación se realizaron extracciones de 100 cc. de líquido sobrenadante a intervalos predeterminado de tiempo. Se dividió en tres partes, dos para determinar consumo de NaCN y CaOH  y la otra para las determinaciones de oro.

Los consumos de NaCN y CaOH, se determinaron por titulación. El primero utilizando una solución saturada de AgNO3 0.1N y la segunda mediante solución valorada de ácido oxálico 0.1N. Estos controles así como los ensayos de lixiviación fueron realizados en el laboratorio de Tratamiento de Minerales del Departamento de Minas de  la Universidad Nacional de San Luis.

Control de polución de medio ambiente

En todos los ensayos en donde se utilice cianuro ya sea a escala de laboratorio, planta piloto, como así también en operaciones a escala Industrial, se debe prever un sistema de destrucción del cianuro residual en  soluciones y colas. Los reactivos más eficientes para realizar la destrucción del cianuro encuentran su base en los halógenos y su efecto es el  de la oxidación del cianuro y el de sus compuestos. Se puede tomar ventaja del pH positivo de la reacción de oxidación del cianuro y de esta forma reducir los costos haciendo una operación rápida y controlada. El mecanismo utilizado es el de pasar el CNa  CNO-  (Mathre y DeVries, 1981).

Na CN + 2 Na OH +X2  → Na CNO + 2NaX + H2O                                                 (6)

Donde X es el halogenuro (que puede ser el CL-),  luego el CNO- se hidroliza.

2 Na CN + 4 H2O → (NH4)2 CO3 + Na2CO                                                          (7)

y en presencia de un exceso de X :

3 X2 + 6 NaOH + (NH4)2 CO3 + Na2 CO3  → 2NaH CO3 + N2 + 6NaX + 6H2O       (8)

RESULTADOS

Lixiviación CCD: En estos ensayos se trató de reproducir las condiciones de un sistema de lixiviación tipo CCD.  En primer lugar se realizaron ensayos para ajustar los niveles de la variables de procesos, resultando las siguientes condiciones: Mineral: 200 gr.; Dilución: 2.5 : 1; Agitación: 35 rpm; Concentración de Cianuro: 0.05 %; Concentración de Na OH: 0.025 %. En estas experiencias se realizaron extracciones de muestras de control, en el siguiente rango de tiempo (horas) 1; 3; 6; 12; 24;  36; 48; y 70. En la Tabla 1 se observan los resultados obtenidos.

Tabla 1: Tiempos y consumo de reactivos en la lixiviación CCD

Tiempo (hr)

Consumos Acumulados

NaCN (gr./tn.)

NaOH (gr./tm.)

Recuperación  (%)

1

700

680

36.0

3

950

1300

53.5

6

1000

1600

65.3

12

1060

2000

72.0

24

1080

2600

78.3

36

1180

3100

81.8

48

1300

3200

86.3

70

1550

3250

89.3

En la figura 1 y 2 se ha representado los valores de recuperación del oro y el consumo de los reactivos utilizados respectivamente.

Lixiviación CIP: Se realizó con muestra de 200 gr. de mineral molido a – 65#. Se colocaron en los frascos, formando una pulpa con la solución, en las siguientes condiciones: dilución 2.5 :1 ; pH = 11 y concentraciones de 1,00Kg/tn. de NaCN y 2,00 Kg/tn de NaOH .

Los intervalos de muestreo fueron los mismos que los adoptados en los ensayos CCD, y en  cada uno de ellos se extrajo una muestra para control de CN- libre y alcalinidad protectora, se realizaron las correcciones y se repuso la solución para no alterar el  porcentaje de sólidos en peso de la pulpa. En la muestra final se toma una alícuota mayor  para realizar la determinación de oro de la solución.

Fig. 1: tiempo de agitación (lixiviación) vs. recuperación de oro


Fig. 2: Consumo (gr./tn). vs tiempo de agitación (hr).

Absorción (CIP): Después de las 60 hrs. se realizaron las correcciones correspondientes de pH y cianuro libre. El carbón activado fue adicionado en una cantidad de 1 Kg./tn. de mineral. La duración de la etapa de adsorción fue de 12 hs., con toma de muestra a intervalos variables para observar la cantidad de oro en la solución. Por lo que el tiempo final fue de 72 hs.

RESULTADOS

En la tabla 2, se puede observar el consumo de cianuro de sodio e hidróxido de sodio y la recuperación de oro obtenida. Se trabajó con un tiempo de  lixiviación  de 70 hr., aunque se observa que la curva se achata a las 48 hr. y la recuperación de oro aumenta muy lentamente en las siguientes horas hasta llegar al final.

Tabla 2  Lixiviación con agregado de Carbón Activado (CIP)

Tiempo Lixiv.

Consumos acumulados

Recup. de Oro

hr

NaCN (gr./tn.)

NaOH (gr./tn.)

p.p.m. de Oro en solución

1

1000

2000

---------

3

1000

2000

---------

6

1000

2000

---------

12

1000

2000

---------

24

1100

2300

--------

36

1200

2900

---------

48

1380

3100

---------

58

1420

3180

88,0

Agregado de carbón activado

60

--------

--------

--------

62

---------

---------

89,58

64

---------

--------

--------

70

1650

3220

91,67

En el proceso CIP, se agrego el carbón, de manera tal, de tener un mínimo de 12 hr de contacto con la pulpa (tiempo de absorción).

CONCLUSIONES

Se puede observar a la luz de los resultados obtenidos  que las 12 hr determinadas como óptimas en el proceso de absorción parecen  excesivas, pudiendo lograrse los mismos resultados en un tiempo menor, que habrá que determinar.

Los consumos de reactivos para el caso CCD mas filtración, fueron levemente inferiores, no acusando una diferencia que permita inclinarse netamente para uno u otro proceso desde este punto de vista.

El mayor valor de recuperación oro obtenido con el CIP, seguramente se debe, a la eliminación de parte de las perdidas de oro en solución en el CCD y a la presencia de  lamas.

En cuanto a los valores de recuperación obtenidos, se observa que mediante la aplicación del proceso CIP se obtuvo un valor de 91,67 % o sea el 2,37 % mayor que el obtenido mediante la aplicación del CCD. Este pequeño porcentaje llevado a gramos de oro recuperados por cada tonelada, para el mineral de cabeza utilizado (24 gr. de oro / ton de mineral), representa 0,57 gramos de oro, mas a recuperar, por tonelada o sea  7,76  dólares / ton ( cotización 423,30 U$S/Oz = 13,61 U$S/gr de oro, fuente  NY Time a las 10:15 hr. del 03/11/04). Este valor es mas que significativo y para visualizarlo en toda su magnitud habría que multiplicarlo por la escala operativa del proyecto a implantar.

Respecto al control del medio ambiente el proceso  CIP utiliza un sistema de deposición de efluentes y retomada de líquido muy especifico, con destrucción del cianuro libre al final del proceso y confinado final de los relaves o colas en ambiente seguro. Todo esto sumado a las ventajas económicas,  de inversión, en la implantación del proceso CIP, lo hace muy atractivo y conveniente de aplicar al caso en estudio.

REFERENCIAS

Afenya, P., Treatment of Carbonaceous Refractory Gold Ores. Mineral Engineering 4 (7-11), 1043-1055 (1991).        [ Links ]

Brooy, H., Linge, H., Wolker, G., Review of Gold Extraction from Ores, Minerals Engineering, 7 (10), 1213-1241 (1994).        [ Links ]

Chaves, A.P., Metodos de Concentracao e extracao de Ouro, Brasil Mineral 14, 26-36 (1985).        [ Links ]

Davidson, R. y N.  Schoeman, The Management of Carbon in a high tonnage CIP Operation, Journal of the African Institute of Mining and Metalurgy 91(6), 195-208 (1991).        [ Links ]

Deventer, J. y P. Van der Merwe, Factor Affecting the Elution of Gold Cianide from Activate Carbon, Mineral Engineering 7(1),  71-86 (1994).        [ Links ]

Ellis, S. y G. Senanayake, The effects of dissolved oxygen and cyanide dosage on gold extraction from a pyrrhotiterich ore.  Hydro-metallurgy 72, (1-2), 39-50, (2004).        [ Links ]

Finkelstein, N., “The Chemistry of the Extration of Gold from its Ores” In Gold Metallurgy in South Africa by  S. L. Chambers of Mines of South Africa, Adamson, R.J., ed. (1972).        [ Links ]

Fivaz, C., How the MacArthur-Forrest Cyanidation Process Ensured South Africa`s Golden Future. Journal of the South African Institute of Mining an Metallurgy 88 (9), 309-318 (1988).        [ Links ]

Fleming, C., Hidrometallurgy of Precious Metals Recovery, Hidrometallurgy 30, 127-162 (1992).         [ Links ]

Hausen, D y C. Bucknam, “Study of Preg Robbing in the Cyanidation of Carbonaceous Gold Ores from Carlin, Nevada”. International Conference of Applied Mineralogy (ICAM) 84. Proceedings TMS-AIME, 833-857, New York (1985).        [ Links ]

Marsden J. y I. House, The Chemistry of Gold  Extraction, Ellis Horwood, New York (1992).         [ Links ]

Mathre, O. Y  F. DeVries, “Destruction of Cyanide in Gold and Silver Mine Process Water”  In Gold and Silver Leaching, Recovery and Economics, by Larsom, W. y Hiskey, pp 77-82 ed. Schlitt. W, AIME (1981).        [ Links ]

Nicol, M., Fleming, C, Paul, R. The Chemistry of the extraction of Gold. The Extractive Metallurgy of gold in South Africa. The South African Institute of Mining and Metallurgy, 831-901 (1987).        [ Links ]

Olivieri, C, Mas, M.A., Canjialosi, R., Olivares, L., Recuperación en Planta Piloto de Minerales Auríferos Mediante el Proceso CIP- Carbon in Pulp. CONICET PID BID 194. Tomo I y II. UNSJ-UNLaR (1997).        [ Links ]

Pizarro, R. y F. Antonio, “The Carbon in Pulp Plant of the Masbate Gold Operations Philippines” in Gold and Silver, Leaching, Recovery and Economics AIME, pp 65-75  ed. Schlitt. W.; Larsom, W. and Hiskey (1981).        [ Links ]

Rees K. y J. Van Deventer, Gold process modelling. I. Batch modelling of the processes of leaching, preg-robbing and adsorption onto activated carbon. Mineral Engineering 14 (7), 753-773 (2001).        [ Links ]

Udupa, A., Kawatra, S., Prasad, M., Developments in gold Leaching: a literature survey. Mineral Processing and Extractive Metallurgy Review 7, 115-135 (1990).        [ Links ]

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