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PROCESOS DE TOSTACIÓN - LIXIVIACIÓN DE MINERALES AURÍFEROS CON METALES CIANICIDAS. PARTE 1
PROCESOS DE TOSTACIÓN – LIXIVIACIÓN DE MINERALES
AURÍFEROS CON METALES CIANICIDAS*
Daniel Lovera, Janet Quiñones, Vidal Aramburú, Pedro Gagliuffi, Luis Puente,
Lía Concepción, Rosario Flores
RESUMEN
La presente investigación tiene por objetivo explorar posibles soluciones a los problemas que se presentan en los
minerales sulfurados auríferos, los cuales por tener metales cianicidas (acompañantes del Oro) no pueden ser
cianurados por el alto consumo de reactivo, lo que hace antieconómico el proceso.
Siendo además un problema que golpea a la pequeña minería nacional, que disponen de yacimientos de estas
características que no se pueden comercializar los concentrados por las altas penalidades que se les impone, creando
entonces un problema social que debe ser tomado en cuenta.
A nivel experimental mediante pruebas de lixiviación ácida y posterior cianuración buscamos encontrar un
proceso que permita la separación adecuada del oro del cobre y otras especies, además que tenga alta rentabilidad
técnica y económica. Las pruebas exploratorias que se muestran nos indican la factibilidad de encontrar el proceso
adecuado para el mineral investigado que tiene contenidos de Oro, calcopirita, malaquita, magnetita, hematita,
goethita, covelita, calcosita y marcasita.
Se busca encontrar condiciones óptimas del proceso, estudiando su fenomenología y planteando un modelo que
explique adecuadamente el proceso y permita hacer simulaciones para distintas condiciones, contrastándolo con
otros modelos que postulan otras investigaciones desarrolladas.
El Modelo para lixiviación del Cobre propuesto tiene la siguiente configuración:
Palabras clave: Metales preciosos, procesos metalúrgicos, hidrometalurgia, pirometalurgia.
ABSTRACT
The present research aims to look into possible solutions to the problems arising in auriferous sulphureted
minerals, the ones having cyanicide metals (together with gold) and that can not be cyanidated because of their high
reagent comsumption, what makes the process uneconomical.
It is furthermore a problem striking our national small-scale mining activity, whose deposits have such characteristics.
Concentrates can therefore not be traded due to the strong penalties set upon, thus causing a social problem that
needs to be dealt with.
We expect to find out, at experimental level, a process allowing a suitable separation of gold from copper and
other species, through acid leaching and following cyanidation tests, that could, as well, provide a highly economical
and technical yield. The trial tests shown point out a feasibility to find a suitable process for the researched mineral
having gold, chalcopyrite, malachite, magnetite, hematite, goethite, covellite, calcosite and marcasite contents.
We seek to find out the optimum conditions for the process, by studying its phenomena genesis and development,
and by proposing a model that could properly explain the process and allow simulations for different conditions to be
made, opposing it to other models presented by more developed researches.
The model proposed for copper leaching has the following structure:
Key words: Precious metals; Metallurgical processes; Hydrometallurgy; Pyrometallurgy.
t
T
EAc
fCuCl
d
kf
p
O
nm
O
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1
()( 22=α
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4 5
LOVERA, et al
I. INTRODUCCIÓN
La cianuración es una tecnología que se utiliza
desde hace 100 años en la recuperación de oro pri-
mario, sobre todo en la minería grande y mediana.
En la pequeña minería, su uso es bastante nuevo.
Debido a que algunos materiales auríferos (oro re-
fractario o fino) no pueden ser concentrados satis-
factoriamente por ningún método gravimétríco, en los
últimos años el empleo de la cianuración se ha difundi-
do bastante en la pequeña minería aurífera de los paí-
ses andinos como Perú, Chile, Ecuador, Colombia y Ve-
nezuela y también en varios países africanos [13].
Al margen de sus indudables ventajas de alta
recuperación, la cianuración, empleada rústicamente,
puede causar y está causando un grave impacto
ambiental. El cianuro es altamente tóxico. Sin em-
bargo, al contrario del mercurio, el cianuro es
biodegradable [13].
Con el uso de la cianuración se podría suprimir
completamente la amalgamación de concentrados
auríferos, recurriendo a la fundición directa de los
concentrados más ricos para recuperar oro grueso.
Las “segundas” (productos con un contenido signifi-
cativo de oro) se podrían cianurar después. Así se
trabaja en muchas minas medianas y grandes. La-
mentablemente, en casi todas las operaciones de la
pequeña minería, se siguen amalgamando los con-
centrados para después cianurar las colas de la
amalgamación, empleándose así dos procesos peli-
grosos para el medio ambiente y para la salud de
los trabajadores [13].
II. DISOLUCIÓN ÁCIDA DEL ORO
McDonald et al [9] indican que la disolución
oxidante del oro en una solución acuosa usando iones
cúpricos y a temperatura ambiente no se tienen con-
diciones favorables:
CuCl2
+ Auo
→ CuCl + AuCl ........∆Go
= 157.3 Kj/mol
(1)
3CuCl2
+ Auo
→ 3CuCl + AuCl .... .∆.Go
= 387.8 Kj mol
(2)
Si se consideran altas concentraciones de iones
cloruro en las soluciones acuosas ácidas, se logran
formar complejos estables de los iones cuproso,
cúprico y aúrico que permiten la disolución significa-
tiva del oro metálico, como se puede apreciar en las
siguientes reacciones de disolución del oro:
3CuCl2
+4 NaCl+Auo
→ 3CuCl+Na4
AuCl .. ∆Go
=
58.14 Kj/mol (3)
CuCl2
+2 NaCl+Auo
→ CuCl +Na2
AuCl .. ∆Go
=
22.90 Kj/mol (4)
El oro (III) es el más predominante en la forma
de complejo AuCl4
-
desde el punto de vista de esta-
bilidad termodinámica...
El ion cuproso predominante se tiene en las for-
mas de CuCl2
-
y CuCl3
2-
, en tanto que el ion cúprico
está presente como CuCl+
, CuCl2
,CuCl3
-
y CuCl4
2-
.
Jhaveri et al [10] encontraron que en presencia
de oxígeno, los iones cuprosos reoxidan al estado
cúprico, tal como se muestra en la reacción siguiente:
Cu+
+ H+
+1/4 O2
→ Cu2+
+ 1/2 H2
O ...
(5)
Mediante la reacción (5) se puede restablecer el
poder oxidante de la solución para solubilizar el oro
a través de la reacción de las especies cuprosas con
oxígeno dando lugar a la formación de iones cúpricos
y de esta manera conducir el equilibrio de las reac-
ciones de disolución del oro en sentido contrario
[1,4,9].
En presencia de oxígeno y ácido, los iones
cúpricos se comportan como catalizadores para la
oxidación del oro y las reacciones de disolución del
oro son:
2Auo
+1/2 O2
+2H+
+4Cl-
→ 2 AuCl4
-
+H2
O . ∆G298
=
-14.6 Kj/mol
(6)
2Auo
+1.5 O2
+6H+
+8Cl-
→ 2 AuCl4
-
+3H2
O. ∆G298
=
-132.3 Kj/mol
(7)
Como se pueden apreciar las reacciones (6) y
(7) tienen energías libres negativas, las cuales indi-
can que la disolución del oro es termodinámicamen-
te favorable.
La pirita presente también lixivia con el CuCl2
por
medio de la siguiente reacción:
FeS2
+ CuCl2
→ CuCl + FeCl2
(8)
Habashi, Kunda y otros investigadores plantean
que la oxidación de los iones ferrosos a férrico por
el oxígeno también es posible de acuerdo a:
2Fe2+
+ 2H+
+1/2 O2
→ 2 Fe3+
+ H2
O ... (9)
Los iones férrico formados por la reacción (9)
pueden también oxidar los iones cuprosos tal como
se muestra:
Cu+
+ Fe3+
→ Fe2+
+ Cu2+
... (10)
4 6
PROCESOS DE TOSTACIÓN - LIXIVIACIÓN DE MINERALES AURÍFEROS CON METALES CIANICIDAS. PARTE 1
Los iones cúprico formados por la reacción (10)
entonces seguirán disolviendo al oro con lo cual el
proceso se verá favorecido ampliamente.
2.1 Efecto de iones Cianicidas [14]
Después de haber desarrollado múltiples investi-
gaciones sobre la disolución del oro en medio
cianurado, éste está controlado por la difusión del
mismo. A nivel industrial los minerales, el cianuro y
sustancias consumidoras de oxígeno afectan la ve-
locidad de extracción del oro.
La pirrotita, cobre, zinc, arsénico y minerales
antimoniados consumen cianuro. Algunas reaccio-
nes de cianicidas son:
Los iones metálicos comunes Cu2+
, Fe2+
, Fe3+
,
Mn2+
, Ni2+
y Zn2+
forman con el cianuro complejos
estables, consumiéndolo, de esta manera la activi-
dad del cianuro es retardada.
En el estado monovalente el cobre Cu (I) forma
una serie de complejos solubles en el medio
cianurado:
la cinética de disolución del oro no es afectada
por la presencia de estos iones, siempre y cuando
se mantenga un exceso de cianuro en el medio
lixiviante, siendo la relación: CN total en lixiviante
/ Cu total en
medio
> 4, si en el mineral existen grandes cantidades
de cobre que no pueden ser eliminadas previo a la
cianuración, se debe agregar cianuro en exceso.
Cuando en el medio lixiviado existe más de 0,03%
de cobre, el Cu2
(CN)2
.2NaCN debe ser precipitado.
A nivel industrial, es permitido el contenido de cobre
en el medio lixiviado que no sobrepase de 0,03%,
impidiéndose que la disolución del oro sea óptima.
La recuperación de oro a partir de soluciones que
contiene cobre, se lleva a cabo por el proceso CIP,
debido a que la precipitación del oro con zinc es
deficiente en presencia de altos niveles de cobre.
Debido a la presencia de minerales sulfurados,
éstas reaccionan con el cianuro y el oxígeno para
formar tiocianatos:
2.2 Modelo Matemático
Prosser menciona que un período importante en el
desarrollo de un mecanismo para la reacción de la
lixiviación es la selección de una ecuación modelo para
el rango de datos. La incertidumbre en el éxito de
este periodo todos son especialmente significantes.
Consideremos una reacción sólido–líquido del siguien-
te tipo:
a A sólido
+ b B Solución
c C solución
+ d D Sólido
El proceso global de reacción puede involu-
crar las siguientes etapas individuales:
1. Transferencia de Masa (difusión) de reactivos
y productos entre el seno de la solución y la
superficie externa de la partícula sólida.
2. Difusión de reactivos y productos dentro de los
poros del sólido.
3. Reacción química entre los reactivos en la solu-
ción y en sólido.
La etapa controlante de la velocidad puede cam-
biar dependiendo de las condiciones en que se rea-
lice la reacción de modo que la información cinética
obtenida bajo un set de condiciones dado puede no
ser aplicable bajo otro set de condiciones.
Rango de evidencias consistentes para cada uno
de los tres mecanismos comunes en lixiviación:
( ) ( ) ( ) −−−
→→
3
4
2
32 CNCuCNCuCNCu
−−
+→+ 332 HCOHCNCOHCN
( )[ ]
( ) ( )233233
422
2
2
3
4
6
636
24
)(2272
)(6
AsOCaKCNSONaCNAsSCa
NaOHCNZnNaOHNaCNZnO
OHCNOCNCuOHCNCu
CNFeCNFe
+→++
+→++
++→++
→+
−−−−++
−−+++
−−−−
+→+++ OHCNSOHOCNS 2
2
1
22
2
4 7
LOVERA, et al
Durante el análisis microscópico de la muestra
Oro-1 se pudieron identificar los siguientes minera-
les: Oro, calcopirita, goethita, malaquita. El Oro en
partículas que se encuentra diseminado dentro de
la roca. En partículas en el contacto de carbonatos y
goetita. Dentro de minerales de alteración. Asocia-
do a malaquita. Dentro de la goethita. Las partículas
de oro tienen diferentes tamaños que varían de 20 a
50 micras en esta muestra.
La calcopirita como remanentes esqueléticos den-
tro de la ganga. La goethita como seudomorfo de
pirita, conservando la forma original del mineral pri-
mitivo después de la alteración. También se le en-
cuentra diseminado en la ganga. La malaquita en
los intersticios de la roca.
La mineralogía de la muestra Oro 2 está consti-
tuida por los siguientes minerales:
Calcopirita, magnetita, oro, hematita, goethita,
covelita, calcosita y marcasita.
La calcopirita como remanentes esqueléticos des-
pués de haberse alterado a goethita a partir de sus
bordes y microfracturas. Sus tamaños son menores
de 0.050 mm.Como remanentes dentro de la
microvenilla de calcita y malaquita. La magnetita
como remanentes esqueléticos estan dispersos al
azahar, en este caso dentro de los silicatos. Sus ta-
maños son menores de 0,030 mm. El oro dentro de
la porosidad del cuarzo, en partículas con tamaños
de 10 a 2,5 micras. En cuanto a la hematita se
encuentra intersticial entre los cristales de cuarzo
de tamaños menores de 0,095 mm ó 95 micras.
La goethita como playas irregulares y con hábito
coloforme, como producto de alteración de los
sulfuros. La covelita como remanentes dentro de la
Cristal de Goethita como seudomorfo de pirita. Rodeado
de las gangas (GGs).
Cristal de oro dentro de las Gangas (GGs) Partícula de oro en la roca. Hacia la parte central Venilla
de Goethita
Calcopirita dentro de las gangas.
Hacia la izquierda venilla de goethita.
MUESTRA ORO-1
4 8
PROCESOS DE TOSTACIÓN - LIXIVIACIÓN DE MINERALES AURÍFEROS CON METALES CIANICIDAS. PARTE 1
goethita, esta covelita es producto de la alteración de
la calcopirita; la calcosita como remanentes dentro
de la goethita, esta calcosita es producto de la altera-
ción de la calcopirita. Finalmente la marcasita como
remanentes dentro de los remanentes esqueléticos
de calcopirita, de tamaños menores de 45 micras.
El mayor porcentaje de la muestra es goethita
derivada de la pirita y calcopirita, asimismo un gran
porcentaje de malaquita (carbonato de cobre).
III. RESULTADO DE LAS PRUEBAS METALÚRGICAS
Los resultados de caracterización mineralógica
nos precisan que tenemos un mineral parcialmente
sulfurado de cobre y oro, en el marco de Proyecto
de Investigación 2002 Procesos de Tostación –
Lixiviación de Minerales Auríferos con Metales
Cianicidas.
Las Etapas del proyecto y del conjunto de activi-
MUESTRA ORO-2
Cristal de oro en Gangas, rodeado por goethitas. Calcopirita, con fracturas rellenadas con marcasita,
rodeado de gangas.
Calcopirita, con fracturas rellenadas con gangas. Oro dentro de la Goethita, rodeado por playas de
malaquitas.
Pruebas
Exploratorias
FENOMENOLOGIA DEL
PROCESO
PRUEBAS CONFIRMACION
MODELAMIENTO DEL PROCESO
PRUEBAS DE VALIDACION
TRATAMIENTO DE DATOS EXPERIMENTALES
CONTRASTACION DE MODELOS
MODELO METALURGICO
´
´
´
´
´
4 9
LOVERA, et al
Productos Au % Recup. Ratio % - 200 m
Cabeza cal. (gr/TM)
Conc. Grav. (gr/TM)
Medio Grav.(gr/TM)
Relave Grav(gr/TM)
6.29
21.30
11.00
2.80
37.13
31.42
9.03
5.71 55
dades y tareas previstas se presentan en el siguien-
te esquema:
3.1 Prueba exploratoria de concentración
gravimétrica
Se corrió una prueba de concentración
gravimétrica en la mesa vibratoria con las siguien-
tes condiciones:
Peso muestra inicial (gr) : 500
Tamaño de la partícula : 55%-200
malla
Cantidad Conc. Gravimétrico (gr) : 55,4
Cantidad Medios Gravimétrico (gr): 87,6
Cantidad de Relave (gr) : 357,0
Análisis químico de la muestra
Concentrado Gravimétrico : 21,3 Au (gr/TM)
Medidas de Conc. Gravimétrico : 11,0 Au (gr/TM)
Relave Gravimétrico : 2.8 Au(gr/TM)
3.2 Prueba de cianuración
En esta etapa de exploración la muestra previo
chancado, molienda, se procedió a la lixiviación del
oro y cobre por agitación en botella en el Gabinete
de Ingeniería Metalúrgica, bajo las siguientes condi-
ciones operativas:
Condiciones de la prueba
– Peso mineral (gr) 300
– Dilución (L/s) 2/1
– PH Cianuración 10.5 –11.0
– Tiempo de lixiviación (h) 12 y 24
– Tamaño de partícula 51%-200m
Muestra Mineral Au(gr/TM) %Cu
Cabeza 5.50 3.64
Cianuración 12 Hrs de Lixiviación
Au(gr/TM) %Cu
Relave de Cianuración 4.17 3.17
Au(gr/m
3
) Cu(g/l)
Solución Rica
1.19 2.14
Cianuración 24 Hrs de Lixiviación
Au(gr/TM) %Cu
Relave de Cianuración
3.98 3.13
Au(gr/m
3
) Cu(g/l)
Solución Rica
1.43 3.15
Resultados de la prueba gravimétrica
Análisis químico de la muestra mineral
5 0
PROCESOS DE TOSTACIÓN - LIXIVIACIÓN DE MINERALES AURÍFEROS CON METALES CIANICIDAS. PARTE 1
Resultados de la Prueba de 12 horas de Lixiviación
Cabeza calculada 6.84
Cabeza calculada 7.09
3.3 Prueba de Lixiviación Ácida
En este caso el mineral lixiviado es producto del
chancado primario y secundario, obteniéndose una
granulometría de 54 %-10 malla. El agente lixiviante
utilizado es ácido sulfúrico y se realizó por agitación en
botella. Bajo las condiciones operativas siguientes:
– Peso muestra (gr) 200
– Dilución (L/s) 3/1
– PH Lixiviación 1-3
– Tiempo de lixiviación 5
– Tamaño de partícula 54%-10m
Resultados de la Prueba de 5 horas de Lixiviación Ácida
Cabeza calculada 3.26
Análisis Químico
Consumos
Producto Au %Recup.
Tiempo
Cian. (h) % -200m
NaCN
Kg/TM
CaO
Kg/TM
Cabeza (gr/TM)
S.Rica (gr/m
3
)
Relave gr/TM)
5.50
1.19
4.71
33.57 12 51.0 20.87 11.50
Consumos
Producto Au %Recup.
Tiempo
Cian. (h) % -200m
NaCN
Kg/TM
CaO
Kg/TM
Cabeza (gr/TM)
S.Rica (gr/m
3
)
Relave (gr/TM)
5.50
1.43
3.98
41.81 24 51.0 24.05 11.52
Muestra mineral %Cu
Cabeza
3.64
Lixiviación Ácida 5 Horas.
Au(gr/TM) %Cu
Relave de Cianuración
8.32 0.99
Cu(g/l)
Solución Rica
7.55
Producto Cu %Recup.
Tiempo
Lixivi. (h) % -10m
Cantidad de Ácido
H2SO4 utilizado(ml)
Cabeza (%)
S.Rica (g/l)
Relave (%)
3.64
7.55
0.99
69.59 5 54 20
5 1
LOVERA, et al
IV. CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES
- El mayor porcentaje de la muestra es goethita de-
rivada de la pirita y calcopirita, asimismo un gran
porcentaje de malaquita (carbonato de cobre).
- Durante la observación al microscopio electróni-
co de barrido se encontró partículas de oro me-
nores de 2 micras, dentro de cristales de cuarzo
y diseminado en la roca.
- El proceso de cianuración, para este mineral se
complica por la presencia de cobre, obteniéndose
altos consumos de cianuro de sodio y bajas re-
cuperaciones de oro, tanto para 12 y 24 horas de
lixiviación.
- Las pruebas indican que la lixiviación para cobre
con ácido sulfúrico da buenos resultados, porque
para una granulometría de 54%-10 malla y un
tiempo de 5 horas, se obtiene aproximadamente
70% de recuperación.
- La prueba de concentración gravimétrica en la
mesa vibratoria, no es satisfactoria; debido a que
el mineral tiene poca cantidad de oro libre y fino,
siendo la calidad del concentrado baja.
- En base a las pruebas metalúrgicas realizadas,
se recomienda primero realizar la lixiviación áci-
da, para recuperar el cobre, del relave, previa
neutralización y molienda efectuar el Proceso de
Cianuración, para recuperar el oro.
AGRADECIMIENTO
Al Consejo Superior de Investigaciones de la Uni-
versidad Nacional Mayor de San Marcos por el
financiamiento al Proyecto N.° 02160104-2002 y a
la Escuela de Ingeniería Metalúrgica por el apoyo
brindado en el uso de los gabinetes de Metalurgia
Extractiva.
V. BIBLIOGRAFÍA
[1] Aramayo O., Jacinto N. “Lixiviación de oro en medio
clorurante-oxidante”. Primera Conferencia Nacional so-
bre Metalurgia del Oro y la Plata.Oruro (Bolivia) 1993.
[2] P. Wilson y W.W. Fisher. “Cupric Chloride
Leaching of Chalcopyrite”, J.Met 2(1981), 52-57.
[3] Bonan, J.M. Demarthe, H. Renon y F. Baratin.
“Chalcopyrite Leaching by CuCl in Strong NaCl
Solutions”, Met.Trans.B 12b(1981), 269-274.
[4] W. McDonald. T.J. Udovic, J.A.Dumesic y S. H.
Langer, “Equilibria Associated with Cupric Choride
Leaching of Chalcopyrite Concentrates”,
Hydrometallurgy 13(1984),125-135.
[5] Hirato, H. Majima and Y. Awakura, “The Leaching
of Chalcopyrite Cupric Chloride, Met.Trans.B
18B(1987), 31-39.
[6] T. K. Mukherjee, R.C. Hubli and C.K. Gupta,
“Cupric Chloride Oxigen Leach Process of a Nickel-
Copper Sulfide Concentrate”, Hydrometallurgy
15(1985), 25-32.
[7] K. Cathro, “Recovery of copper from Chalcopyrite
Concentrate by Means of Sulfur Activation, Cupric Chloride
Leach, and electrolysis”,Australas. Inst.Min.Metall,
252(1974), 1-11.
[8] Padilla, R.; Ruiz M.C. y Lovera, D. Lixiviación de
la Chalcopirita en el Sistema CuCl2
-O2
a presión at-
mosférica. Orlando (USA) 1997.
[9] McDonald, G. W. et al . “The afte of gold in cupric
cloride hydrometallurgy”, Hidrometallurgy, 18 (1987),
321-335.
[10] Jhaveri, A.S. y Sharma, M.M., Chem. Eng. Sci.,
22(1967), 1.
[11] Dutrizac, J.E., “The Leaching of sulfide in chloride”
Hydrometallurgy, 29(1992), 1-45
[12] Winand, R. “Chloride hydrometallurgy”,
Hydrometallurgy 27(1991), 285-316.
[13] Hruschka, F. “Manejo Ambiental en la Pequeña
Minería”. Agencia Suiza para el Desarrollo y la Coope-
ración, Bolivia, 1998.
[14] Palacios,Gallegos, Bernedo “Workshop Prácti-
co del Oro”, INEA, 2002.
[15] Migachev, I.F. et al “Iodine and Bromide Solvents
of Gold from Mineral Raw Material”. International
Mining and Environment Congress, 1999, 33,43.
[15] Quiñones, J. Informe Mineralógico de muestras
conteniendo oro y otras especies. UNMSM, 2002.
[16] Vidal S. Informe Metalúrgico de Muestras de
Oro con Cianicidas. UNMSM, 2002.

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  • 1. 4 4 PROCESOS DE TOSTACIÓN - LIXIVIACIÓN DE MINERALES AURÍFEROS CON METALES CIANICIDAS. PARTE 1 PROCESOS DE TOSTACIÓN – LIXIVIACIÓN DE MINERALES AURÍFEROS CON METALES CIANICIDAS* Daniel Lovera, Janet Quiñones, Vidal Aramburú, Pedro Gagliuffi, Luis Puente, Lía Concepción, Rosario Flores RESUMEN La presente investigación tiene por objetivo explorar posibles soluciones a los problemas que se presentan en los minerales sulfurados auríferos, los cuales por tener metales cianicidas (acompañantes del Oro) no pueden ser cianurados por el alto consumo de reactivo, lo que hace antieconómico el proceso. Siendo además un problema que golpea a la pequeña minería nacional, que disponen de yacimientos de estas características que no se pueden comercializar los concentrados por las altas penalidades que se les impone, creando entonces un problema social que debe ser tomado en cuenta. A nivel experimental mediante pruebas de lixiviación ácida y posterior cianuración buscamos encontrar un proceso que permita la separación adecuada del oro del cobre y otras especies, además que tenga alta rentabilidad técnica y económica. Las pruebas exploratorias que se muestran nos indican la factibilidad de encontrar el proceso adecuado para el mineral investigado que tiene contenidos de Oro, calcopirita, malaquita, magnetita, hematita, goethita, covelita, calcosita y marcasita. Se busca encontrar condiciones óptimas del proceso, estudiando su fenomenología y planteando un modelo que explique adecuadamente el proceso y permita hacer simulaciones para distintas condiciones, contrastándolo con otros modelos que postulan otras investigaciones desarrolladas. El Modelo para lixiviación del Cobre propuesto tiene la siguiente configuración: Palabras clave: Metales preciosos, procesos metalúrgicos, hidrometalurgia, pirometalurgia. ABSTRACT The present research aims to look into possible solutions to the problems arising in auriferous sulphureted minerals, the ones having cyanicide metals (together with gold) and that can not be cyanidated because of their high reagent comsumption, what makes the process uneconomical. It is furthermore a problem striking our national small-scale mining activity, whose deposits have such characteristics. Concentrates can therefore not be traded due to the strong penalties set upon, thus causing a social problem that needs to be dealt with. We expect to find out, at experimental level, a process allowing a suitable separation of gold from copper and other species, through acid leaching and following cyanidation tests, that could, as well, provide a highly economical and technical yield. The trial tests shown point out a feasibility to find a suitable process for the researched mineral having gold, chalcopyrite, malachite, magnetite, hematite, goethite, covellite, calcosite and marcasite contents. We seek to find out the optimum conditions for the process, by studying its phenomena genesis and development, and by proposing a model that could properly explain the process and allow simulations for different conditions to be made, opposing it to other models presented by more developed researches. The model proposed for copper leaching has the following structure: Key words: Precious metals; Metallurgical processes; Hydrometallurgy; Pyrometallurgy. t T EAc fCuCl d kf p O nm O O )exp(][) 1 ()( 22=α t T EAc fCuCl d kf p O nm O O )exp(][) 1 ()( 22=α
  • 2. 4 5 LOVERA, et al I. INTRODUCCIÓN La cianuración es una tecnología que se utiliza desde hace 100 años en la recuperación de oro pri- mario, sobre todo en la minería grande y mediana. En la pequeña minería, su uso es bastante nuevo. Debido a que algunos materiales auríferos (oro re- fractario o fino) no pueden ser concentrados satis- factoriamente por ningún método gravimétríco, en los últimos años el empleo de la cianuración se ha difundi- do bastante en la pequeña minería aurífera de los paí- ses andinos como Perú, Chile, Ecuador, Colombia y Ve- nezuela y también en varios países africanos [13]. Al margen de sus indudables ventajas de alta recuperación, la cianuración, empleada rústicamente, puede causar y está causando un grave impacto ambiental. El cianuro es altamente tóxico. Sin em- bargo, al contrario del mercurio, el cianuro es biodegradable [13]. Con el uso de la cianuración se podría suprimir completamente la amalgamación de concentrados auríferos, recurriendo a la fundición directa de los concentrados más ricos para recuperar oro grueso. Las “segundas” (productos con un contenido signifi- cativo de oro) se podrían cianurar después. Así se trabaja en muchas minas medianas y grandes. La- mentablemente, en casi todas las operaciones de la pequeña minería, se siguen amalgamando los con- centrados para después cianurar las colas de la amalgamación, empleándose así dos procesos peli- grosos para el medio ambiente y para la salud de los trabajadores [13]. II. DISOLUCIÓN ÁCIDA DEL ORO McDonald et al [9] indican que la disolución oxidante del oro en una solución acuosa usando iones cúpricos y a temperatura ambiente no se tienen con- diciones favorables: CuCl2 + Auo → CuCl + AuCl ........∆Go = 157.3 Kj/mol (1) 3CuCl2 + Auo → 3CuCl + AuCl .... .∆.Go = 387.8 Kj mol (2) Si se consideran altas concentraciones de iones cloruro en las soluciones acuosas ácidas, se logran formar complejos estables de los iones cuproso, cúprico y aúrico que permiten la disolución significa- tiva del oro metálico, como se puede apreciar en las siguientes reacciones de disolución del oro: 3CuCl2 +4 NaCl+Auo → 3CuCl+Na4 AuCl .. ∆Go = 58.14 Kj/mol (3) CuCl2 +2 NaCl+Auo → CuCl +Na2 AuCl .. ∆Go = 22.90 Kj/mol (4) El oro (III) es el más predominante en la forma de complejo AuCl4 - desde el punto de vista de esta- bilidad termodinámica... El ion cuproso predominante se tiene en las for- mas de CuCl2 - y CuCl3 2- , en tanto que el ion cúprico está presente como CuCl+ , CuCl2 ,CuCl3 - y CuCl4 2- . Jhaveri et al [10] encontraron que en presencia de oxígeno, los iones cuprosos reoxidan al estado cúprico, tal como se muestra en la reacción siguiente: Cu+ + H+ +1/4 O2 → Cu2+ + 1/2 H2 O ... (5) Mediante la reacción (5) se puede restablecer el poder oxidante de la solución para solubilizar el oro a través de la reacción de las especies cuprosas con oxígeno dando lugar a la formación de iones cúpricos y de esta manera conducir el equilibrio de las reac- ciones de disolución del oro en sentido contrario [1,4,9]. En presencia de oxígeno y ácido, los iones cúpricos se comportan como catalizadores para la oxidación del oro y las reacciones de disolución del oro son: 2Auo +1/2 O2 +2H+ +4Cl- → 2 AuCl4 - +H2 O . ∆G298 = -14.6 Kj/mol (6) 2Auo +1.5 O2 +6H+ +8Cl- → 2 AuCl4 - +3H2 O. ∆G298 = -132.3 Kj/mol (7) Como se pueden apreciar las reacciones (6) y (7) tienen energías libres negativas, las cuales indi- can que la disolución del oro es termodinámicamen- te favorable. La pirita presente también lixivia con el CuCl2 por medio de la siguiente reacción: FeS2 + CuCl2 → CuCl + FeCl2 (8) Habashi, Kunda y otros investigadores plantean que la oxidación de los iones ferrosos a férrico por el oxígeno también es posible de acuerdo a: 2Fe2+ + 2H+ +1/2 O2 → 2 Fe3+ + H2 O ... (9) Los iones férrico formados por la reacción (9) pueden también oxidar los iones cuprosos tal como se muestra: Cu+ + Fe3+ → Fe2+ + Cu2+ ... (10)
  • 3. 4 6 PROCESOS DE TOSTACIÓN - LIXIVIACIÓN DE MINERALES AURÍFEROS CON METALES CIANICIDAS. PARTE 1 Los iones cúprico formados por la reacción (10) entonces seguirán disolviendo al oro con lo cual el proceso se verá favorecido ampliamente. 2.1 Efecto de iones Cianicidas [14] Después de haber desarrollado múltiples investi- gaciones sobre la disolución del oro en medio cianurado, éste está controlado por la difusión del mismo. A nivel industrial los minerales, el cianuro y sustancias consumidoras de oxígeno afectan la ve- locidad de extracción del oro. La pirrotita, cobre, zinc, arsénico y minerales antimoniados consumen cianuro. Algunas reaccio- nes de cianicidas son: Los iones metálicos comunes Cu2+ , Fe2+ , Fe3+ , Mn2+ , Ni2+ y Zn2+ forman con el cianuro complejos estables, consumiéndolo, de esta manera la activi- dad del cianuro es retardada. En el estado monovalente el cobre Cu (I) forma una serie de complejos solubles en el medio cianurado: la cinética de disolución del oro no es afectada por la presencia de estos iones, siempre y cuando se mantenga un exceso de cianuro en el medio lixiviante, siendo la relación: CN total en lixiviante / Cu total en medio > 4, si en el mineral existen grandes cantidades de cobre que no pueden ser eliminadas previo a la cianuración, se debe agregar cianuro en exceso. Cuando en el medio lixiviado existe más de 0,03% de cobre, el Cu2 (CN)2 .2NaCN debe ser precipitado. A nivel industrial, es permitido el contenido de cobre en el medio lixiviado que no sobrepase de 0,03%, impidiéndose que la disolución del oro sea óptima. La recuperación de oro a partir de soluciones que contiene cobre, se lleva a cabo por el proceso CIP, debido a que la precipitación del oro con zinc es deficiente en presencia de altos niveles de cobre. Debido a la presencia de minerales sulfurados, éstas reaccionan con el cianuro y el oxígeno para formar tiocianatos: 2.2 Modelo Matemático Prosser menciona que un período importante en el desarrollo de un mecanismo para la reacción de la lixiviación es la selección de una ecuación modelo para el rango de datos. La incertidumbre en el éxito de este periodo todos son especialmente significantes. Consideremos una reacción sólido–líquido del siguien- te tipo: a A sólido + b B Solución c C solución + d D Sólido El proceso global de reacción puede involu- crar las siguientes etapas individuales: 1. Transferencia de Masa (difusión) de reactivos y productos entre el seno de la solución y la superficie externa de la partícula sólida. 2. Difusión de reactivos y productos dentro de los poros del sólido. 3. Reacción química entre los reactivos en la solu- ción y en sólido. La etapa controlante de la velocidad puede cam- biar dependiendo de las condiciones en que se rea- lice la reacción de modo que la información cinética obtenida bajo un set de condiciones dado puede no ser aplicable bajo otro set de condiciones. Rango de evidencias consistentes para cada uno de los tres mecanismos comunes en lixiviación: ( ) ( ) ( ) −−− →→ 3 4 2 32 CNCuCNCuCNCu −− +→+ 332 HCOHCNCOHCN ( )[ ] ( ) ( )233233 422 2 2 3 4 6 636 24 )(2272 )(6 AsOCaKCNSONaCNAsSCa NaOHCNZnNaOHNaCNZnO OHCNOCNCuOHCNCu CNFeCNFe +→++ +→++ ++→++ →+ −−−−++ −−+++ −−−− +→+++ OHCNSOHOCNS 2 2 1 22 2
  • 4. 4 7 LOVERA, et al Durante el análisis microscópico de la muestra Oro-1 se pudieron identificar los siguientes minera- les: Oro, calcopirita, goethita, malaquita. El Oro en partículas que se encuentra diseminado dentro de la roca. En partículas en el contacto de carbonatos y goetita. Dentro de minerales de alteración. Asocia- do a malaquita. Dentro de la goethita. Las partículas de oro tienen diferentes tamaños que varían de 20 a 50 micras en esta muestra. La calcopirita como remanentes esqueléticos den- tro de la ganga. La goethita como seudomorfo de pirita, conservando la forma original del mineral pri- mitivo después de la alteración. También se le en- cuentra diseminado en la ganga. La malaquita en los intersticios de la roca. La mineralogía de la muestra Oro 2 está consti- tuida por los siguientes minerales: Calcopirita, magnetita, oro, hematita, goethita, covelita, calcosita y marcasita. La calcopirita como remanentes esqueléticos des- pués de haberse alterado a goethita a partir de sus bordes y microfracturas. Sus tamaños son menores de 0.050 mm.Como remanentes dentro de la microvenilla de calcita y malaquita. La magnetita como remanentes esqueléticos estan dispersos al azahar, en este caso dentro de los silicatos. Sus ta- maños son menores de 0,030 mm. El oro dentro de la porosidad del cuarzo, en partículas con tamaños de 10 a 2,5 micras. En cuanto a la hematita se encuentra intersticial entre los cristales de cuarzo de tamaños menores de 0,095 mm ó 95 micras. La goethita como playas irregulares y con hábito coloforme, como producto de alteración de los sulfuros. La covelita como remanentes dentro de la Cristal de Goethita como seudomorfo de pirita. Rodeado de las gangas (GGs). Cristal de oro dentro de las Gangas (GGs) Partícula de oro en la roca. Hacia la parte central Venilla de Goethita Calcopirita dentro de las gangas. Hacia la izquierda venilla de goethita. MUESTRA ORO-1
  • 5. 4 8 PROCESOS DE TOSTACIÓN - LIXIVIACIÓN DE MINERALES AURÍFEROS CON METALES CIANICIDAS. PARTE 1 goethita, esta covelita es producto de la alteración de la calcopirita; la calcosita como remanentes dentro de la goethita, esta calcosita es producto de la altera- ción de la calcopirita. Finalmente la marcasita como remanentes dentro de los remanentes esqueléticos de calcopirita, de tamaños menores de 45 micras. El mayor porcentaje de la muestra es goethita derivada de la pirita y calcopirita, asimismo un gran porcentaje de malaquita (carbonato de cobre). III. RESULTADO DE LAS PRUEBAS METALÚRGICAS Los resultados de caracterización mineralógica nos precisan que tenemos un mineral parcialmente sulfurado de cobre y oro, en el marco de Proyecto de Investigación 2002 Procesos de Tostación – Lixiviación de Minerales Auríferos con Metales Cianicidas. Las Etapas del proyecto y del conjunto de activi- MUESTRA ORO-2 Cristal de oro en Gangas, rodeado por goethitas. Calcopirita, con fracturas rellenadas con marcasita, rodeado de gangas. Calcopirita, con fracturas rellenadas con gangas. Oro dentro de la Goethita, rodeado por playas de malaquitas. Pruebas Exploratorias FENOMENOLOGIA DEL PROCESO PRUEBAS CONFIRMACION MODELAMIENTO DEL PROCESO PRUEBAS DE VALIDACION TRATAMIENTO DE DATOS EXPERIMENTALES CONTRASTACION DE MODELOS MODELO METALURGICO ´ ´ ´ ´ ´
  • 6. 4 9 LOVERA, et al Productos Au % Recup. Ratio % - 200 m Cabeza cal. (gr/TM) Conc. Grav. (gr/TM) Medio Grav.(gr/TM) Relave Grav(gr/TM) 6.29 21.30 11.00 2.80 37.13 31.42 9.03 5.71 55 dades y tareas previstas se presentan en el siguien- te esquema: 3.1 Prueba exploratoria de concentración gravimétrica Se corrió una prueba de concentración gravimétrica en la mesa vibratoria con las siguien- tes condiciones: Peso muestra inicial (gr) : 500 Tamaño de la partícula : 55%-200 malla Cantidad Conc. Gravimétrico (gr) : 55,4 Cantidad Medios Gravimétrico (gr): 87,6 Cantidad de Relave (gr) : 357,0 Análisis químico de la muestra Concentrado Gravimétrico : 21,3 Au (gr/TM) Medidas de Conc. Gravimétrico : 11,0 Au (gr/TM) Relave Gravimétrico : 2.8 Au(gr/TM) 3.2 Prueba de cianuración En esta etapa de exploración la muestra previo chancado, molienda, se procedió a la lixiviación del oro y cobre por agitación en botella en el Gabinete de Ingeniería Metalúrgica, bajo las siguientes condi- ciones operativas: Condiciones de la prueba – Peso mineral (gr) 300 – Dilución (L/s) 2/1 – PH Cianuración 10.5 –11.0 – Tiempo de lixiviación (h) 12 y 24 – Tamaño de partícula 51%-200m Muestra Mineral Au(gr/TM) %Cu Cabeza 5.50 3.64 Cianuración 12 Hrs de Lixiviación Au(gr/TM) %Cu Relave de Cianuración 4.17 3.17 Au(gr/m 3 ) Cu(g/l) Solución Rica 1.19 2.14 Cianuración 24 Hrs de Lixiviación Au(gr/TM) %Cu Relave de Cianuración 3.98 3.13 Au(gr/m 3 ) Cu(g/l) Solución Rica 1.43 3.15 Resultados de la prueba gravimétrica Análisis químico de la muestra mineral
  • 7. 5 0 PROCESOS DE TOSTACIÓN - LIXIVIACIÓN DE MINERALES AURÍFEROS CON METALES CIANICIDAS. PARTE 1 Resultados de la Prueba de 12 horas de Lixiviación Cabeza calculada 6.84 Cabeza calculada 7.09 3.3 Prueba de Lixiviación Ácida En este caso el mineral lixiviado es producto del chancado primario y secundario, obteniéndose una granulometría de 54 %-10 malla. El agente lixiviante utilizado es ácido sulfúrico y se realizó por agitación en botella. Bajo las condiciones operativas siguientes: – Peso muestra (gr) 200 – Dilución (L/s) 3/1 – PH Lixiviación 1-3 – Tiempo de lixiviación 5 – Tamaño de partícula 54%-10m Resultados de la Prueba de 5 horas de Lixiviación Ácida Cabeza calculada 3.26 Análisis Químico Consumos Producto Au %Recup. Tiempo Cian. (h) % -200m NaCN Kg/TM CaO Kg/TM Cabeza (gr/TM) S.Rica (gr/m 3 ) Relave gr/TM) 5.50 1.19 4.71 33.57 12 51.0 20.87 11.50 Consumos Producto Au %Recup. Tiempo Cian. (h) % -200m NaCN Kg/TM CaO Kg/TM Cabeza (gr/TM) S.Rica (gr/m 3 ) Relave (gr/TM) 5.50 1.43 3.98 41.81 24 51.0 24.05 11.52 Muestra mineral %Cu Cabeza 3.64 Lixiviación Ácida 5 Horas. Au(gr/TM) %Cu Relave de Cianuración 8.32 0.99 Cu(g/l) Solución Rica 7.55 Producto Cu %Recup. Tiempo Lixivi. (h) % -10m Cantidad de Ácido H2SO4 utilizado(ml) Cabeza (%) S.Rica (g/l) Relave (%) 3.64 7.55 0.99 69.59 5 54 20
  • 8. 5 1 LOVERA, et al IV. CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES - El mayor porcentaje de la muestra es goethita de- rivada de la pirita y calcopirita, asimismo un gran porcentaje de malaquita (carbonato de cobre). - Durante la observación al microscopio electróni- co de barrido se encontró partículas de oro me- nores de 2 micras, dentro de cristales de cuarzo y diseminado en la roca. - El proceso de cianuración, para este mineral se complica por la presencia de cobre, obteniéndose altos consumos de cianuro de sodio y bajas re- cuperaciones de oro, tanto para 12 y 24 horas de lixiviación. - Las pruebas indican que la lixiviación para cobre con ácido sulfúrico da buenos resultados, porque para una granulometría de 54%-10 malla y un tiempo de 5 horas, se obtiene aproximadamente 70% de recuperación. - La prueba de concentración gravimétrica en la mesa vibratoria, no es satisfactoria; debido a que el mineral tiene poca cantidad de oro libre y fino, siendo la calidad del concentrado baja. - En base a las pruebas metalúrgicas realizadas, se recomienda primero realizar la lixiviación áci- da, para recuperar el cobre, del relave, previa neutralización y molienda efectuar el Proceso de Cianuración, para recuperar el oro. AGRADECIMIENTO Al Consejo Superior de Investigaciones de la Uni- versidad Nacional Mayor de San Marcos por el financiamiento al Proyecto N.° 02160104-2002 y a la Escuela de Ingeniería Metalúrgica por el apoyo brindado en el uso de los gabinetes de Metalurgia Extractiva. V. BIBLIOGRAFÍA [1] Aramayo O., Jacinto N. “Lixiviación de oro en medio clorurante-oxidante”. Primera Conferencia Nacional so- bre Metalurgia del Oro y la Plata.Oruro (Bolivia) 1993. [2] P. Wilson y W.W. Fisher. “Cupric Chloride Leaching of Chalcopyrite”, J.Met 2(1981), 52-57. [3] Bonan, J.M. Demarthe, H. Renon y F. Baratin. “Chalcopyrite Leaching by CuCl in Strong NaCl Solutions”, Met.Trans.B 12b(1981), 269-274. [4] W. McDonald. T.J. Udovic, J.A.Dumesic y S. H. Langer, “Equilibria Associated with Cupric Choride Leaching of Chalcopyrite Concentrates”, Hydrometallurgy 13(1984),125-135. [5] Hirato, H. Majima and Y. Awakura, “The Leaching of Chalcopyrite Cupric Chloride, Met.Trans.B 18B(1987), 31-39. [6] T. K. Mukherjee, R.C. Hubli and C.K. Gupta, “Cupric Chloride Oxigen Leach Process of a Nickel- Copper Sulfide Concentrate”, Hydrometallurgy 15(1985), 25-32. [7] K. Cathro, “Recovery of copper from Chalcopyrite Concentrate by Means of Sulfur Activation, Cupric Chloride Leach, and electrolysis”,Australas. Inst.Min.Metall, 252(1974), 1-11. [8] Padilla, R.; Ruiz M.C. y Lovera, D. Lixiviación de la Chalcopirita en el Sistema CuCl2 -O2 a presión at- mosférica. Orlando (USA) 1997. [9] McDonald, G. W. et al . “The afte of gold in cupric cloride hydrometallurgy”, Hidrometallurgy, 18 (1987), 321-335. [10] Jhaveri, A.S. y Sharma, M.M., Chem. Eng. Sci., 22(1967), 1. [11] Dutrizac, J.E., “The Leaching of sulfide in chloride” Hydrometallurgy, 29(1992), 1-45 [12] Winand, R. “Chloride hydrometallurgy”, Hydrometallurgy 27(1991), 285-316. [13] Hruschka, F. “Manejo Ambiental en la Pequeña Minería”. Agencia Suiza para el Desarrollo y la Coope- ración, Bolivia, 1998. [14] Palacios,Gallegos, Bernedo “Workshop Prácti- co del Oro”, INEA, 2002. [15] Migachev, I.F. et al “Iodine and Bromide Solvents of Gold from Mineral Raw Material”. International Mining and Environment Congress, 1999, 33,43. [15] Quiñones, J. Informe Mineralógico de muestras conteniendo oro y otras especies. UNMSM, 2002. [16] Vidal S. Informe Metalúrgico de Muestras de Oro con Cianicidas. UNMSM, 2002.