En Bolivia, muchas empresas mineras y cooperativas tienen concentrados de antimonio con cantidades substanciales de oro, obtenidos por métodos gravimétricos o por flotación. La separación del oro y la antimonita de estos concentrados, no ha tenido éxito por falta de una tecnología adecuada que permita una separación económicamente aceptable. A continuación se describen dos métodos sumamente interesantes para este objeto.

1. EXTRACCION DEL ORO DE LAS ESCORIAS RICAS DE ANTIMONIO POR EL PROCEDIMIENTO DE LIXIVIACION CON CLORO Y ACIDO CLORHIDRICO

Para la recuperación de oro de las escorias de antimonio altamente refractarias, se desarrolló un interesante procedimiento en Sudáfrica.

Un concentrado de flotación fue lixiviado con ácido clorhídrico y gas cloro; el antimonio fue separado por hidrólisis y,el oro adsorbido sobre carbón activado.

El siguiente flujograma ilustra el procedimiento de cloruración.

concentrado

flujos

La secuencia de las operaciones unitarias en la planta de lixiviación con cloro es como sigue: un concentrado de flotación preparado de la escoria rica en antimonio fue lixiviado con Cl2 y HCl. Después de la separación del antimonio por hidrólisis como pentaóxido hidratado, el oro era adsorbido sobre carbón activado.

La elección de los materiales de construcción en un medio que contiene Cl2 y HCl es extremadamente limitada. Los reactores “Pfaudler” son de acero vidriado y los impellers están forrados con “Nucerita” para evitar la abrasión. Para la hidrólisis de Sb se emplean tanques de fibra de vidrio.

Para hidrolisar el SbCl5 a penta-óxido hidratado, fue necesario diluir la solución de 4 a 5 veces con agua. Después de la filtración de la solución hidrolisada quedó en la solución filtrada menos de 0,5 gr. Sb/litro. La reacción posiblemente es la siguiente:

2SbCl5 +9H2O → (H3O)2 Sb2O5 (OH)2 +10HCl

Si el Sb estaría en su estado trivalente, la reacción sería:

4SbCl3 + 5H2O → Sb4O5Cl2 +10HCl

2. SEPARACION DEL ORO DE CONCENTRADOS DE ANTIMONIO MUY REFRACTARIOS, EMPLEANDO TECNICAS DE LIXIVIACION A PRESION

Se sabe que normalmente presenta dificultades la aplicación de la cianuración convencional a la disolución del oro de menas o concentrados que están asociados con minerales sulfurosos de antimonio y arsénico. La presencia de pirrotina igualmente causa serios problemas en estas operaciones.

Julián & Smart establecieron en 1904 que como resultado del ataque con álcali, los minerales de arsénico y antimonio presentes en la mena eran convertidos en arsenitos, tioarsenitos, antimonitos y tioantimonitos. Los autores pensaron que estos compuestos actuaban como agentes reductores que consumían oxígeno, elemento que de otro modo habría sido disponible para tomar parte en la disolución del oro, de conformidad con la ecuación generalmente aceptaba de Elsner:

4Au + 8NaCN + O2 + H2O → 4NaAu(CN)2 +4NaOH

En 1958, Hedley y Tabachnick dieron detalles sobre la cianuración en baja alcalinidad, cuando el ataque del álcali a los minerales sulfurosos se redujo considerablemente con el resultado de que es factible lograr una buena disolución del oro. Estos autores afirmaron que la teoría de la deficiencia de oxígeno es incorrecta e insinuaron que los productos de descomposición de los sulfuras de arsénico y antimonio, están unidos a la superficie del oro, impidiendo desfavorablemente la libre interacción del oxígeno y los iones de cianuro y eloro.

Plaksin and Zefirov, investigaron el efecto de la cianuración bajo presión en la cianuración convencional y reportaron que a una presión del aire de 7 atmósferas, hay un aumento de 36 veces en la velocidad de disolución del oro.

Tronev y Bondin, estudiaron el efecto de la temperatura a diferentes presiones parciales de oxígeno, habiendo encontrado que a 18°C la presión óptima era de 50 bars (725,15 lbs/pulgada) y que por encima de esta presión podría ser que no haya ningún aumento en la velocidad de disolución del oro.

En 1970 Winkhals patentó un procedimiento que se refiere a la tecnología del reactor tubular (pipe reactor) para la lixiviación a presión de todos los metales con excepción del aluminio.

El reactor tubular, en el cual se introduce oxígeno dentro de una columna de pulpa, la cual podría ser tan larga como 5 km. asegura un excelente grado de turbulencia y mezclado del gas, aumentando de esta manera la eficiencia de la lixiviación a presión.

Pietsch en un trabajo publicado en 1983 con el título de “Contribution to the Pressure Leaching of Precious Metal Containing Ores”, describe las pruebas de cianuración realizadas en un reactor tubular. Se investigaron los efectos de variación de la temperatura de 20 hasta 120°C bajo una sobre presión de oxígeno de 725,15 lbs/pulgada². En sus conclusiones indica que con la descomposición del cianuro a temperaturas muy altas se ha notado un ligero aumento en la velocidad de disolución, lo cual constituye una pequeña ventaja. Se observó que es referible realizar la operación con largos tiempos de retención a temperatura ambiente. No se encontró ningún mejoramiento en la rapidez de disolución por encima de la lixiviación a la presión atmosférica ordinaria.

Una pequeña planta de producción fue instalada en Sud Africa empleando para el efecto, un reactor de tubo de vapor de 50 mm. de diámetro y 1,5 km. de largo para procesar los concentrados de antimonio con alto contenido de oro. La presión en el tubo reactor era de 1160,24 libras/pulgada² (80 bars), la cual fue generada por 3 bombas “Hydracell” en paralelo. Con un tiempo de retención de sólo 15 minutos, en una sola pasada por el reactor tubular, fue posible disolver con cianuro hasta un 85% del oro contenido en el concentrado de antimonio; mientras que con un tiempo similar de retención en un autoclave con agitación, solamente se disolvió el 64.5% del oro.

La lixiviación en el “reactor tubular” constituye un circuito muy simple en la operación de la planta; no requiere materiales exóticos de construcción y el costo de varios kilómetros de tubo de acero es relativamente bajo.

La cianuración convencional en niveles de pH normalmente aceptables en el rango de 12-12,5 unidades y bajo condiciones ordinarias así como bajo presión, dieron insignificantes recuperaciones de oro de los concentrados de antimonio que fueron sometidos a las pruebas. Sin embargo, recuperaciones significantes se lograron en las pruebas donde los valores finales del pH eran menores de 10 unidades. La lixiviación a presión y baja alcalinidad es menos adecuada para los concentrados arsenicales, aunque se pudo notar algo de mejoría.

El material que fue tratado en el “reactor tubular” tiene el siguiente análisis químico:

analisis

Parámetros controlados en la cianuración directa a presión del material arriba mencionado, en el “reactor tubular”:

Prueba No X
Tiempo de retención 40 minutos
Presión de entrada 48 bars (696,14 lbs/pulg.²)
Presión de salida 32 bars (464 lbs/pulg.²)
Peso específico de la pulpa 1,3
Temperatura ambiente
Alimentación 47 m³/hora
Adición de NaCN 10Kg./ton.
Valor final del tubo reactor 4 Km.
Diámetro del tubo 100 mm.
Au extraído después de 1,5 pasadas 80,6%
Au extraído después de 3 pasadas por el reactor 90%

Como se puede observar, los resultados de la cianuración en el “reactor tubular” son satisfactorios. La pulpa cianurada es espesada y filtrada. El rebalse del espesador y el líquido filtrado y la solución proveniente de los lavados del filtro, son pasados a través de columnas que contienen carbón activado para adsorber el oro.

Finalmente, la solución agotada (pobre) que sale de las columnas de carbón se pone en contacto con hierro metálico y azufre a temperatura mayor de 60°C. Por tratarse de un problema ecológico importante, se da mayores datos sobre este método.

En el novel método de tratamiento de las soluciones que contienen concentraciones extremadamente altas de cianuro de metales comunes, así como compuestos de arsénico y antimonio, se pone en contacto la solución agotada con hierro y azufre, a una temperatura mayor de 60°C. La reacción química que ocurre, se cree que es la siguiente:

S° + Fe° → FeS

Esta reacción no puede realizarse en presencia de ácido, ya que el sulfuro ferroso sería descompuesto para formar ácido sulfhídrico (sulfuro de hidrógeno).

El sulfuro ferroso que se forma es entonces capaz de reaccionar con otros cationes de metales comunes tal como el Ni++, en razón de que la concentración del producto de solubilidad de FeS es considerablemente más baja que aquellas otras especies de metales comunes.

Ni++ +FeS → NiS + Fe++

Los cianuros, complejo y libre, presumiblemente se descomponen para formar amoniaco.

En operaciones de gran escala, sería práctico el uso de chatarra de hierro en reemplazo de hierro en polvo. El costo de energía para mantener la temperatura encima de 60°C puede reducirse usando una cantidad suficiente de intercambiadores de calor sobre la entrada y salida del flujo de solución.

El nuevo método desarrollado en Sud Africa hace que la cianuración sea un proceso ecológicamente aceptable.

SISTEMA “ECONOLEACH” PARA LA RECUPERACION DEL ORO Y LA PLATA DE MENAS Y CONCENTRADOS

El proceso “ECONOLEACH” desarrollado por “Precious Metals Recovery Systems Inc. de Riverside, California” es considerado superior al método de extracción por cianuro, no solamente debido a su naturaleza no tóxica, sino también porque el oro y la plata pueden ser fácilmente recuperados de la solución rica, ya sea por “cambio iónico” o mediante la unidad de “electro-recuperación” especialmente diseñado por dicha empresa. Los productos finales que se obtienen son los metales oro y la plata.

La mayor parte de las menas que pueden ser procesados con cianuración pueden ser también extraídos con éxito con los reactivos no tóxicos. En efecto, algunas menas que no se prestan a la cianuración pueden a veces ser procesados con más éxito con un lixiviante diferente al cianuro. Las menas que se incluyen en esta categoría son las carbonáceas no oxidadas, sulfuros, las que contienen cobre o arsénico y aún algunas arcillas. Sin embargo, no todas las menas se prestan al proceso, razón por la cual es necesario realizar pruebas en laboratorio antes de tomar cualquier decisión final sobre la instalación de una planta de procesamiento de este tipo.

VENTAJAS DEL SISTEMA “ECONOLEACH”

1. Durante la operación normal de la lixiviación en pilas, la mena apilonada es rociada con los extractantes químicos. Este hecho hace que los finos y las lamas que salen con la solución rica sean eliminados por filtración. El sistema “Econoleach” de lixiviación permite la obtención de una solución rica clara que no requiere filtros de arena, filtros a presión o vacío, centrifugadores, estanques de asentamiento o cosa parecida.

2. La inadvetida presencia de bolsillos de aire en la pila de una operación de lixiviación en pila, produce canalizaciones del extractante, dando como resultado una recuperación incompleta del oro y la plata. En cambio, en el proceso “Econoleach” no se produce ninguna cañalización; consecuentemente, se obtienen recuperaciones más altas de las menas procesadas.

3. El tamaño ideal de la partícula para el tratamiento por el proceso Econoleach es de 40 a 80 mallas. Sin embargo, algunas menas pueden ser procesadas tal como son, sin ninguna preparación. De estas menas, el oro y la plata pueden ser recuperados a un costo de 2,0 -2,08 $us/ton. de mena procesada. Este costo incluye el refino del oro y la plata recuperados, en la misma planta, como metales de alta pureza.

4. El personal requerido es reducido. Por ejemplo, en una instalación para procesar hasta 10.000 toneladas de mena por hornada, es posible operar durante las 24 horas del día, solamente con 3 personas. Naturalmente, este número no incluye a los que cargan y descargan la mena.

5. Pueden ser usados toda clase de reactivos lixiviantes, tales como el cianuro, tioúrea, cloro, bromo, etc.

6. El consumo de agua es menor de 50 galones/ton. de mena procesada, comparado con más de 800 galones que requieren algunos procesos.

7. El área requerida para la instalación es pequeña. Por ejemplo, un sistema diseñado para procesar más de 300.000 tons. de mena por mes, puede ubicarse perfectamente en menos de 2 acres de terreno.

8. Este sistema no es aplicable sólo a menas pobres sino también a menas de depósitos filonianos y concentrados. En contraste con la concentración gravimétrica, el producto final que se obtiene no es un concentrado sino oro y plata.

PROCESO “ECONOLEACH” DE RECUPERACION DE ORO SIN EMPLEO DE CIANURO

Para la recuperación económica del oro de menas ha sido desarrollado últimante un proceso no tóxico, sin el uso del cianuro. Este proceso sin lugar a dudas revolucionará la recuperación del oro de las menas tanto aluvionales así como las provenientes de vetas.

En este proceso, primeramente se sustituye el cianuro altamente tóxico con un halógeno. Este lixiviante cuando se usa en su formulación más fuerte, no sólo recuperará el oro sino el platino y el paladio si es que están presentes. La ausencia del cianuro, asegura por supuesto, buenas relaciones con EPA (Agencia de Protección del Medio Ambiente de los Estados Unidos).

Enseguida, se reemplaza la columna de carbón activado con la resina de «cambio iónico» específico para el oro. El carbón activado es completamente no específico y consecuentemente, adsorbe todo lo que es disuelto por el cianuro, como ser cobre, plomo, hierro, materias orgánicas y otros semejantes. Entonces, el carbón debe ser separado de las sustancias adsorbidas con una solución fuerte de cianuro, hidróxido de sodio u otro reactivo.

La solución separada contiene no sólo el oro, sino todos los otros contaminantes lixiviados por el cianuro. Esos elementos deben ser separados del oro como paso previo a la obtención de un producto puro.

Al contrario, cuando se emplea un resina específica para el oro, solamente son adsorbidos pequeñas cantidades de contaminantes, los cuales pueden ser fácilmente eliminados empleando un pequeño volumen de una solución de enjuague. El oro así purificado en el proceso puede entonces removerse con sólo 2 columnas de volumen de líquido eluyente a la temperatura normal.

La adición de un agente reductor al líquido obtenido en la elución, precipita el oro purificado, el cual finalmente puede ser fundido en lingotes. La resina puede ser usada una y otra vez.

No es necesario convertir la resina en cenizas.

Finalmente, este proceso puede ser fácilmente adaptado ya sea a la lixiviación en pilas o en tinas (tanques), reemplazando simplemente la columna de carbón con una resina de “cambio iónico” específico para el oro.

La Fig. 41, ilustra el uso del proceso en ambos casos, vale decir, el sistema “Econoleach” y la lixiviación en pilas.

La Firma “Precious Metals Recovery Systems Inc.”, ofrece equipos a precios reducidos a aquellas personas o empresas que quieran convertir su propio sistema “Econoleach”. En vez de convertir un piso impermeable para la lixiviación en pilas, simplemente se alza un moderno sistema “Econoleach” de un tamaño adecuado a las necesidades de cada interesado. Hay disponibles diseños desde 10 hasta más de
5.0 toneladas por hornada.

En el cuadro siguiente, se pueden ver los modelos que tienen distintas capacidades por hornadas y lógicamente los precios están establecidos en función de dichas capacidades, cuantificadas en toneladas.

modelomodel

Estos precios son vigentes al mes de Mayo de 1989

econoleach

Fig. 41.- Sistema “ECONOLEACH” de recuperación de metales preciosos.

Referencias: 1. Lixiviación en pila.- 1a. Solución rica.- 2. Estanque No. 1.- 3. Estanque No2.- 4. Filtro.- 5. Bomba.- 6. Para enjuague de la resina de Au-7. Elución del oro de la resina.- 8. Para enjuague de la resina de Pt.- 9. Elución del platino de la resina.- 10. Resina específica para oro.-11. Resina específicamente para el grupo del platino.-12. Bomba.-13. Precipitación del oro.-14. Precipitación del grupo del platino.-15. Filtro (después de la filtración queda en el filtro esponja de oro).-16. Filtro (después de la filtración queda sobre el filtro el precipitado del grupo del platino.- 17. Enjuague de la resina al desecho.- 18. Al desecho.- 19. Al desecho.