CIANURACION INTENSIVA DE UN CONCENTRADO
AURÍFERO
Ing. Angel Azañero Ortiz, Ing. Pablo A.
Nuñez Jara, Ing. Aquiles Figueroa Loli,
Ing. Elard Leon Delgado, Ing. Manuel Caballero Rios, Ing. Victor Vega Guillén,
Ing. Manuel Cabrera Sandoval, Ing. Marco Morales Valencia
RESUMEN :
Se plantea la necesidad de aprovechar la
mejor forma de aumentar el valor agregado de nuestros productos mineros, específicamente
de concentrados que contienen metales preciosos, para obtener un máximo beneficio
económico.
Se formula un método que permite determinar condiciones óptimas para lixiviar
concentrados.
Este método se basa fundamentalmente en cianurar concentrados auríferos que respondan
eficientemente a este proceso, luego desarrollar alternativas de recuperación de Au y Ag
de las soluciones pregnant, mediante los métodos conocidos de carbón en pulpa y merril
crowe u otro que consiste en precipitar selectivamente la plata con sulfuro de sodio y de
la solución remanente recuperar el oro con carbón activado, obteniendo eficientemente
productos separados de alta calidad.
Palabras clave : Cianuración, Hidrometalurgia
ABSTRACT:
The need of taking advantage of the best
way of increasing the added value of our mining products is established, specifically of
those concentrates containing precious metals, in order to obtain a maximum economic
benefit.
A method is formulated which allows to determine the best conditions to leach
concentrates.
This method is fundamentally based in the cyanidation of auriferous concentrates that
respond efficiently to this process. After this, the development of alternatives of gold
and silver recovery from the pregnant solutions, through the well-known carbon in pulp and
merril crowe methods, or another one consisting in the selective precipitation of silver
with sodium sulfide and the recovering of gold through activated carbon from the rest of
the solution, thus obtaining separated high-quality products efficiently.
Key words: Cyanidation, hydrometallurgy.
INTRODUCCION
Uno de los problemas más importantes en
nuestro país es que actualmente todavía se vende concentrados con metales preciosos, los
cuales sufren una serie de pagos por transporte, maquila, castigos por mermas, impurezas
etc. Que al final de la venta el propietario solo recibe alrededor del 60% del valor real.
Por otro lado en algunas minas auríferas
se están procesando las partes superficiales y oxidadas, una vez que el mineral de estas
zonas se agote, las empresas mineras que quieran seguir operando tendrán que explotar las
zonas sulfuradas y en muchos casos el oro se concentra en los sulfuros de fierro: pirita y
arsenopirita y en algunas ocasiones en chalcopirita, galena, estibina etc. Como se sabe el
oro que esta en estos sulfuros requiere una etapa de concentración por flotación previa
a lixiviar.
La mejor manera de aprovechar nuestros
concentrados es darle mayor valor agregado con el objeto de obtener un óptimo beneficio
económico, este estudio desarrolla un modelo técnico económico que permite mejorar el
valor d nuestros productos mineros, especialmente de concentración
auríferos-argentíferos, mediante métodfos de lixiaviación, estudio de los parámentros
de operación y recuperación de valores de las soluciones ricas de cianuración.
ANTECEDENTES
El estudio que desarrollamos consiste en
aplicar cianuración intensiva a concentrados de flotación y/o gravimetría ricos en
metales preciosos, así como la recuperación de valores de las soluciones pregnant, para
lo cual se evaluarán varias alternativas que estarán en función del contenido de Au y
Ag.
Las razones que fundamentan esta
investigación son:
1- Alto contenido de contaminantes en los concentrados
principalmente As y Sb, lo que dificulta o imposibilita su comercialización.
CUADRO N°1
ANALISIS QUIMICO DEL MINERAL
| Leyes
% Au y Ag en OZ/TC |
| Pb |
PbO |
Cu |
CuOx |
Au |
Ag |
As |
Sb |
Fe |
S |
| 2.4 |
1.6 |
0.20 |
0.10 |
0.65 |
9.20 |
0.90 |
0.30 |
28.0 |
2.4 |
CUADRO N°2
RESULTADO DE FLOTACION
| Producto |
Peso |
Leyes OZ/TC |
Recuperación% |
R.C |
| - |
% |
Au |
Ag |
As |
Au |
Ag |
- |
| Concetrado |
14.0 |
4.54 |
54.9 |
1.56 |
91.40 |
80.25 |
7.14 |
| Relave |
86.0 |
0.07 |
2.2 |
|
8.60 |
19.75 |
|
| Cab. Calc. |
100.0 |
0.70 |
9.60 |
|
100.00 |
100.00 |
|
CUADRO N°3
RESULTADOS DE ANALISIS GRANULOMETRICO Y QUIMICO DEL COCENTRADO
| Producto |
Peso |
Leyes: OZ/TC |
Recuperación % |
| - |
% |
Au |
Ag |
Au |
Ag |
| + 200m |
11.54 |
8.10 |
98.40 |
20.10 |
19.38 |
| - 200m |
88.46 |
4.20 |
53.40 |
79.90 |
80.62 |
| Cab. Calc. |
100.00 |
4.65 |
58.60 |
100.00 |
100.00 |
2- Evitar pagos por maquila, transporte,
castigos por impurezas, mermas etc. Cuando se comercializa concentrados.
3- Agotamiento de reservas minerales
ricas, lo que obliga a explotar minerales de leyes marginales, que requieren una etapa de
concentración previa, cianurándose solo una fracción pequeña del mineral original.
4- Muchas Cías. Mineras están
explotando las zonas superficiales y oxidadas de la mina, una vez que se agote estas
reservas, continuarán sus labores en las zonas profundas y sulfuradas, como el oro se
asocia a estos sulfuros, hay que flotarlo y solo cianurar los concentrados, entre los
objetivos que se persiguen son:
- Dar mayor valor agregado a productos
primarios
- Diseñar diagramas de flujo de cianuración de concentrados y métodos de recuperación
de Au y/o Ag de las soluciones ricas.
METODOLOGIA
El mineral en estudio tiene una ley de
0.65 OZ/TC de Au y 9.2 OZ/TC Ag, al procesarlo por flotación se obtiene un concentrado
con 4.54 OZ/TC de Au y 54.9 OZ/TC de Ag, el Análisis Químico y Granulométrico del
concentrado nos indica que el 88% del material está a menos de 75 micrones y alrededor de
80% de Au y Ag se encuentra distribuido en estos tamaños.
El concentrado de flotación es la
materia prima, al cual se aplicó cianuración intensiva, lixiviándose con fuerte
concentración de cianuro y oxigeno, el O2 se obtuvo con fuerte inyección de aire al
sistema.
Se reporta las condiciones de trabajo, consumo de reactivos y extracción de oro y plata,
con esta información se ha procedido a evaluar la recuperación de oro y plata de la
solución rica; evaludándose tres alternativas. Que mencionamos a continuación:
a) Adsorción en carbón activado (CIP)
b) Precipitación con polvo de zinc.
c) Precipitación selectiva de Ag con Na2S y posterior recuperación de oro en carbón
activado.
RESULTADOS DE CIANURACION DEL
CONCENTRADO
Se reporta los resultados finales de
tres pruebas de cianuración realizadas con el concentrado. La prueba N° 1 se realizó
con el concentrado tal como se obtiene de flotación, la prueba N°2 y 3, con simulación
de remolienda al 100% -200 m y –400 m respectivamente, las otras condiciones se
mantuvieron constantes:
A continuación se detalla las
condiciones de operación y los resultados obtenidos en la segunda prueba:
PRUEBA N°2
Condiciones de trabajo :
Prueba N° 2
Concentrado :
553.4 gr
Agua :
1292 cc
Dilusión L/S :
2.33/1
Sólidos :
30%
Pulpa :
1500
cc
NaCN :
0.30 %
PH :
11.1 – 10.4
Equipo :
Agitador de velocidad variable con fuerte burbujeo de
aire para inyectar O2 al sistema.
CUADRO N° 4
RESUMEN DE PRUEBAS DE CIANURACION
Prueba
N° |
Granulometría
Concentrado |
Leyes Residuo *
Au Ag |
Recuperación %
Au Ag |
1
2
3 |
88.46 -200m
100.00 -200m
100.00 -400m |
0.39
0.27
0.11 |
12.7
9.0
8.0 |
92.60
94.17
97.93 |
80.03
83.75
86.28 |
CUADRO N°5
CONTROL DEL POCESO: PRUEBA N°2
CONSUMO DE REACTIVOS: Kg/tms
Tiempo
Horas |
% |
CIANURO |
NaOH |
| Libre |
Agregado |
Parcial |
Acumulado |
Acumulado |
0
2
4
6
12
24 |
0.30
0.06
0.10
0.10
0.18
0.18 |
3.88
0.78
1.29
1.29
2.33
2.33 |
3.88
3.10
2.59
2.59
1.55
1.55 |
--
5.60
4.52
4.52
2.80
2.80 |
--
5.60
10.12
14.64
17.44
20.24 |
4.50
4.80
4.90
5.10
5.20
5.30 |
| Total |
|
2.33 |
15.26 |
-- |
22.24 |
5.30 |
CUADRO N° 6
CONTROL DE REDUPERACION DE Au Y Ag: PRUEBA N° 2
| Tiempo |
Leyes
Residuo: OZ/TC |
Extracción |
| Hrs. |
Au |
Ag |
Au |
Ag |
0
2
4
6
12
24 |
4.62
3.00
2.36
1.63
0.36
0.27 |
55.4
32.1
25.5
18.3
13.3
9.0 |
00.00
35.00
49.00
64.79
93.14
94.17 |
00.00
42.00
54.00
67.00
76.16
83.75 |
CUADRO N°7
BALANCE METALURGICO: PRUEBA M
| Producto |
Vol. O |
Leyes ** |
Distribución |
| -- |
Peso |
Au |
Ag |
Au |
Ag |
Sol. Rica
Residuo
Cab. Calc. |
258 cc
110.7 gr
110.7 gr |
63.9
0.27
4.62 |
682.5
9.0
55.4 |
94.17
5.83
100.00 |
83.75
16.25
100.00 |
** mg/l en soluciones y OZ/TC en residuo y cabeza
calcuda.
Nota : La otra parte de la pulpa fue utilizada para realizar pruebas de adsorción
ABSORCION DE ORO Y PLATA EN CARBON
ACTIVADO POR EL METODO DE CARBON EN PULPA
Con la finalidad de recuperar oro y
plata de las soluciones ricas, se empleó carbón activado para lo cual realizamos 6
pruebas de precipitación simulando el método de carbón en pulpa (CIP), con los
resultados obtenidos se ha graficado las Isotermas de Extracción, mediante las cuales
calculamos el N° de etapas de extracción leyes en carbón y en soluciones barren en cada
etapa (gráficos N° 1 y 2), los resultados están en los cuadros N° 8 y 9.
CONDICIONES COMUNES DE ADSORCION
Carbón : -10 + 20 mallas
Tiempo : 24 horas
Cianuro libre : 0.18%
Sólidos en pulpa: 30%
Dilución; L/S : 2.33/1
Leyes en solución rica
Ag : 682.5 mg/l; 21.94 OZ/TM solución,
Au : 63.9 mg/l ; 2.05 OZ/TM solución,
La carga de oro y plata en carbón se calcula mediante la
formula:
Qj = (Coj – Cj) (W/M) j y
Coj = Co (ro/rj), donde
Cj = OZ/TM Au, solución
Qj = OZ/TM Au, en carbón en solución de concentración Cj.
Co = Concentración inicial de solución
r = Relación en peso de solución a sólidos
W/M = Relación en peso de solución a carbón
CUADRO N° 8
RESULTADOS DE ADSORCION
| Prueba |
Pulpa |
Solución Barren:
OZ/TN |
Carbón: OZ/TN |
W/M Extracción % |
| N° |
cc |
Cc. |
Ag |
Au |
Gr |
Ag |
Au |
-- |
Ag |
Au |
1
2
3
4
5
6 |
400
300
200
100
100
100 |
344
258
172
86
86
86 |
20.29
19.93
18.87
13.18
6.43
2.81 |
1.83
1.67
1.47
0.51
0.22
0.10 |
0.3
0.5
0.8
2.0
5.0
10.0 |
300.0
295.2
258.0
243.6
187.1
109.4 |
145.71
124.09
117.10
58.11
28.21
14.19 |
1146.7
516.0
215.0
43.0
17.2
8.6 |
7.52
9.16
13.99
39.93
70.69
87.19 |
10.73
18.54
28.29
75.12
89.27
95.12 |
Donde: W/M = Peso de solución a carbón.
CUADRO N° 9
RESULTADOS DE ISOTERMAS DE ADSORCION
| Etapa |
Carbón: OZ/TC |
Sol. Barren:
OZ/TON |
Extracción % |
| N° |
Au |
Ag |
Au |
Ag |
Au |
Ag |
| -- |
-- |
-- |
-- |
-- |
Parc. |
Acum |
Parc. |
Acum |
1
2
3
4
5
6
7 |
100
66
37
29
9
4
1 |
250
212
176
148
128
116
100 |
1.20
0.68
0.36
0.18
0.08
0.03
0.02 |
15.20
10.40
6.50
3.80
2.10
1.20
0.70 |
41.46
25.36
15.61
8.78
4.88
2.44
0.49 |
41.46
66.82
82.43
91.21
96.09
98.53
99.02 |
30.72
21.88
17.77
12.31
7.75
4.10
2.28 |
30.72
52.60
70.37
82.68
90.43
94.53
96.87 |
 |
Gráfico 1.
Isoterma de extracción de Oro |
 |
Gráfico 2.
Isoterma de extración plata |
DISCUSION
* El concentrado de flotación es dócil
al proceso de cianuración con 85% y 95% de extracción para
la plata y el oro respectivamente en 24 horas de tratamiento.
* La inyección de oxigeno al proceso en forma de aire u oxigeno puro tiene algunas
ventajas; así
por ejemplo: disminuye la concentración de cianuro, consumo de reactivos;
tiempo de
tratamiento y aumenta la recuperación.
* El consumo de reactivos es alto pero tratándose de concentrados ricos en oro y plata,
donde la
recuperación es buena, no influye significativamente en la parte económica
del proceso.
* El método de carbón en pulpa dá buenos resultados en cuanto a recuperación, pero
requiere una
fuerte cantidad de carbón; la relación: solución /carbón es 12.76 y son
necesarias 7 etapas de
adsorción (gráficos N° 1 y 2), el exceso de carbón requerido es
principalmente por la alta ley en
plata que tiene la solución rica así como por la baja capacidad de
adsorción que tiene el carbón
sobre la plata.
Recupuración de Oro y Plata de
Soluciones Ricas en Plata
Los métodos que mencionamos a
continuación son muy eficaces la recuperación de ambos casos es alrededor de 99%.
I. Precipitación con polvo de zinc.
El método conocido como merril-crowe
requiere de soluciones de oxigenadas y excenta de solidos lo que implica que el proceso
requiere un control estricto de estas variables.
II. Precipitación Selectiva de Plata con
Sulfuro de sodio y posterior recuperación de oro en
carbón activado:
La clave de este procedimiento radica en
la formación de flóculos de Ag2S fácilmente filtrables mediante adición de cal en
dosis de 250 ppm; 0.06 lb en Na2S por onza de plata y 1 hora de agitación:
la reacción:
Na2S + 2NaAg(CN)2 Ag2S + 4 NaCN.
Con este método se pueden tratar soluciones provenientes de cianuración o soluciones
concentradas de re-extracción de oro - plata de carbón activado. La Figura N°1
nos muestra el Diagrama de Flujo.
 |
Figura 1.
Diagrama de flujo para efluentes de cianuración con alto contenido de plata. |
CONCLUSIONES
* Es posible alcanzar altas
recuperaciones al cianurar concentrados de flotación y/o gravimetría
ricos en oro y plata.
* El oro y plata de soluciones
cianurados se puede recuperar por medio de uno de los tres
métodos descritos a continuación.
1.-Precipitación en carbón activado.
2.-Precipitación con polvo de zinc.
3.-Precipitación selectiva de Ag con Na2S y posterior recuperación de oro con carbón
activado Fig. N°1.
* Debido al alto contenido de plata en la
solución rica obtenida los métodos de recuperación de
metales preciosos más apropiados son los dos
últimos, siendo más ventajoso el tercero porque
produce plata con bajo contenido de oro y oro
con bajo contenido de plata.
* Esta investigación puede servir como
marco referencial para aplicarlo a otros minerales, para
lo cual se debe determinar las variables más
apropiadas e importantes para cada caso
especifico.
AGRADECIMIENTO
Quiero expresar mi agradecimiento al
Consejo Superior de Investigaciones, al Decano de nuestra Facultad, al Coordinador y
Director de Metalurgia y a todos los que colaboraron con el Proyecto de Investigación
N°01601031.
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