Es sabido que el oro obtenido por cualquiera de los procedimientos conocidos puede contener varios metales que lo impurifican. Entre estos figuran el cobre, arsénico, antimonio, bismuto, plomo, zinc, selenio, teluro, mercurio, etc., sin contar la plata que siempre está aleada con oro.

En realidad, hay que hacer dos operaciones para obtener el oro fino: la primera, llamada también “purificación del oro bruto” tiene por objeto la eliminación de todos los metales menos la plata, y la segunda, el refino propiamente dicho, que consiste en la separación de estos dos metales.

Todas esta impurezas se eliminan mediante una operación preliminar de fundición agregando fundentes tan conocidos como el bórax, el nitro, permanganato de potasio, o mediante la acción del aire o de los óxidos metálicos, los cuales tienen por objeto la oxidación de las impurezas.

Cuando se hace pasar una corriente de aire u oxígeno a través del bullón fundido por medio de tubos, de la misma manera como se procede en el proceso de cloruración, los metales comunes se oxidan en el siguiente orden: zinc, hierro, antimonio, arsénico, plomo, bismuto, níquel, teluro cobre. Los óxidos metálicos que se forman se escorifican con arena y bórax. Es un procedimiento muy económico, además de que las pérdidas de metales preciosos en la escoria son muy insignificantes.

Con el fin de eliminar el hierro algunas veces se emplea el azufre. El sulfuro de hierro que se forma se superpone al oro y se separa fácilmente después de la solidificación. Para eliminar el plomo algunos fundidores suelen agregar al oro bruto, cloruro de amonio.

— Una vez eliminados los otros metales mediante los procedimientos de purificación, queda una aleación oro-plata que debe someterse a uno de los procesos de refinación para obtener el oro en su máxima ley de pureza (99,9 % Au). Para ello hay varios procedimientos:

— Refinación por el ácido nítrico
— Refinación por el ácido sulfúrico
— Refinación por el cloro
— Refinación por electrólisis

REFINACION POR EL ACIDO NITRICO

Este método de refinación fue descrito primero por Albertus Magnus en el Siglo 13, pero no se tiene datos si fue o no usado en gran escala en ese entonces. En 1540 fue descrito en detalle por Biringuccio y en 1556 por Agricola. Se dice que prácticamente fue aplicado primero en París en 1514 y en Londres en 1594.

Como el ácido nítrico tiene la propiedad de disolver la plata y no ejerce acción alguna sobre el oro, basta atacar la aleación por este reactivo para conseguir el objeto deseado. Hay que hacer, sin embargo, una advertencia importante, pues precisa que la aleación no pase del 36,7 % de oro, para lo cual si contiene una cantidad mayor de oro se le diluye en plata hasta aquella proporción y se disuelve la totalidad de la plata aleada en ácido nítrico. Para la operación se usan vasos de porcelana.

Una vez disuelta la mayor parte de la plata, de acuerdo a la reacción química:

reaccion

al cabo de algunas horas se deja reposar la disolución, luego se decanta el nitrato de plata con un sifón y los residuos se someten nuevamente a la acción del ácido nítrico de igual o mayor concentración que el usado primeramente.

Todos los líquidos de nitrato de plata se juntan y se precipita la plata al estado de cloruro por medio del cloruro de sodio, según la reacción:

AgNO3 + NaCl = AgCl + NaNO3

Después de lavar el precipitado y reducirlo por el zinc en presencia del agua acidulada con ácido sulfúrico, se lava la plata, se exprime, se seca y se funde.

2AgCl + Zn = 2Ag + Zn Cl2

El oro que queda como residuo igualmente se lava, se exprime, se seca y se funde en lingotes.

REFINACION POR EL ACIDO SULFURICO

El primero en emplear este proceso en escala industrial fue d’Arcet en París en 1802.

Este reactivo no ataca al oro aunque esté concentrado y caliente, razón por la cual se usa también para la separación del oro y de la plata.

La disolución de la plata tiene lugar de acuerdo a la siguiente ecuación:

2Ag + 2H2SO4 = Ag2SO4 + SO2 + 2H2O

Se emplean vasos de porcelana y de platino cuando se trata de refinar pequeñas cantidades. Lo más corriente es el uso de calderas de hierro fundido con poco contenido de carbono, en razón de que es menos atacable por el ácido que la fundición gris que contiene más carbono.

La cantidad de metales comunes presente en la solución debe ser estrictamente controlada, pues sus sulfatos, especialmente el de cobre y el de plomo son poco solubles en el ácido Sulfúrico concentrado; en consecuencia, impregnarían la aleación, impidiendo su disolución.

La proporción del oro en la aleación no está sujeta a una limitación tan rigurosa como en el caso del ácido nítrido, pues fluctúa entre el 25 y el 40%. El contenido mínimo de oro con este reactivo es del 1 por 1 000, no siendo económicamente favorable por debajo de este límite, mientras que con el ácido sulfúrico la operación sigue siendo rentable con una ley de oro de 0,5 por 1000,

Una pequeña proporción de plomo que no exceda del 5% se dice que ayuda en la solución del cobre y no interfiere en la operación.

Para cargar en la caldera, la aleación debe someterse previamente a una operación de granulado a un tamaño bastante fino vaciándola en agua, para acelerar la disolución por el ácido sulfúrico. Algunas veces se suele fundir en planchas, sobre las cuales es menos violenta la acción del ácido.

Las calderas van provistas de tapaderas con un agujero al que se acomoda una tubería para la salida de los gases sulfurosos que se desprenden. Este anhídrido sulfuroso (SO2) es algunas veces recuperado como ácido sulfúrico en cámaras de plomo, especiales para este fin.

Para prevenir la rotura de una caldera, ésta se coloca sobre un calderillo de hierro fundido, que a su vez descarga en una cubeta de plomo.

La tapa de la caldera tiene también una abertura que sirve para cargar la aleación y los ácidos, y para vigilar la operación.

La carga varía de 100 a 500 Kg de aleación y la cantidad de ácido requerido fluctúa entre 2 y 2½ veces el peso de la aleación según su composición.

La operación dura varias horas, por tanto es imprescindible remover los granos valiéndose de una varilla de hierro, con objeto de que se desprendan los sulfatos que hayan podido formarse, dejando libre a la aleación para que pueda someterse a la acción del ácido sin dificultad.

La ebullición se calma lentamente y cesa su acción alrededor de 5 ó 6 horas después de iniciada la operación. Se traslada la carga a otra marmita, donde se le deja enfriar, agregándole al mismo tiempo un poco de ácido sulfúrico procedente de las cámaras de plomo. Con el enfriamiento y la dilución que se ha efectuado se precipita una pequeña cantidad de sulfato de plata.

Si la aleación contiene cobre, al enfriarse se precipita el sulfato de cobre. La reacción es la siguiente:

Cu + 2H2SO4 = CuSO4 + SO2 + 2H2O

El sulfato de cobre formado arrastra algunas partículas de oro y otras substancias en suspensión, clarificando la solución de sulfato de plata. La solución de plata, ya clarificada, se trasvasa a tinas de madera forradas con plomo usando cucharones de hierro. Las tinas, antes de la transferencia de la solución clara, ya están parcialmente cargadas con agua caliente en la cual se efectúa la precipitación.

Finalmente, se precipita la plata con cobre, de acuerdo a la reacción:

Ag2SO4 + Cu = 2Ag + CuSO4

El cobre, se añade generalmente en la forma de fragmentos mientras el líquido está siendo calentado por el vapor. El precipitado de plata es lavado con agua hirviendo, en filtros de madera forrados con plomo. El precipitado es prensado, secado y fundido, siendo la pureza de 998 a 999 milésimas. De la solución de sulfato de cobre se recupera el cobre por electrólisis o por evaporación y cristalización alternada en tanques de madera revestidos con plomo.

La plata puede ser también precipitada de la solución de sulfato con hierro o sulfato de hierro.

La precipitación por hierro tiene la ventaja de economizar el combustible y el vapor para calentar la solución, además de que el hierro es un precipitante muy barato.

Fe + Ag2SO4 = 2Ag + FeSO4

Cuando la plata es precipitada con sulfato ferroso (método GUTZKOW), el sulfato de plata se obtiene en forma de sólido cristalino por enfriamiento y dilución de la solución. Los cristales de sulfato así separados son colocados en un filtro y se pasa sobre ellos una solución caliente de sulfato ferroso. La plata metálica es reducida con formación de sulfato férrico que se va en la solución, así:

Ag2SO4 + 2FeSO4 = 2Ag + Fe2 ( SO4 )3

La solución de sulfato férrico se colecta en un tanque revestido de plomo que queda debajo del filtro, para luego convertirlo en sulfato ferroso añadiendo hierro metálico a la solución. La reacción es:

Fe2 (SO4)3 + Fe = 3FeSO4

El sulfato ferroso (FeSO4) obtenido se usa para precipitar cantidades frescas de sulfato de plata.

El residuo insoluble que queda en la caldera cuando la aleación se trató por el ácido sulfúrico, contiene oro y algún remanente de plata, motivo por el cual tiene que tratarse varias veces por este reactivo; separando los sulfatos que se forman por medio de lavados.

Para completar la refinación, pues siempre queda alguna plata, a pesar de repetirse estas operaciones, se calcina el oro calentándolo en un horno en una pequeña vasija de hierro con su mitad en peso de bisulfato de potasio, con lo cual parte de la plata adicional se convierte en sulfato. La masa fundida es hervida con ácido sulfúrico y lavada otra vez, y después se funde con salitre y cenizas de huesos. La ley de oro por este método de refinación alcanza 999 milésimas.

REFINACION POR EL CLORO

Este método fue propuesto por LEWIS THOMPSON en 1838, pero no tuvo aplicación práctica en esa época, hasta que en 1867 fue introducido en gran escala, con varias mejoras importantes, por Francis BOWYER MILLER, en la Casa de Moneda de Sidney para refinar y separar el oro de la plata. Por esta razón, el Proceso lleva el nombre de Miller.

Este proceso fue también empleado en la Casa de Moneda de Londres por Roberts-Austen para el refino del oro e igualmente en la Casa de Moneda de Pretoria.

Este procedimiento está fundado en la acción del cloro sobre la plata de la aleación Au-Ag, que se convierte en cloruro y puede separarse del oro en ese estado.

La operación se lleva a cabo en dos crisoles, uno exterior de grafito y otro de arcilla refractaria, que se coloca dentro de aquél. El grafito no puede emplearse por su acción reductora sobre el cloruro de plata, solamente se utiliza en este caso concreto para prevenir un desastre en caso de rotura del crisol de arcilla.

Ambos crisoles se calientan en un horno de tiro, revistiendo exteriormente con bórax para evitar la impregnación del crisol por el cloruro de plata. Una vez que la aleación está fundida, se hace llegar al fondo del crisol una corriente de cloro, mediante un tubo de arcilla refractaria que atraviesa la tapadera. El cloro se combina con todos los metales presentes, como el arsénico, antimonio, plomo, zinc, etc., excepto quizás con algunos que pertenecen al grupo del platino, formando los cloruros correspondientes, de los cuales, algunos se volatilizan y escapan del horno, por lo que en esta primera fase de la operación se realiza una purificación de la aleación. Seguidamente, se clorura la plata, el punto final de la operación es marcado por una mancha rojiza producida por el cloruro de oro sobre una varilla de arcilla que se sostiene en los vapores obscuros que se desprenden del crisol. Se deja enfriar el crisol hasta que el oro se solidifique, y se vierte el cloruro de plata, que por tener un punto de fusión de 480 °C todavía se mantiene en estado líquido, y el residuo constituido por el oro (punto de fusión 1045°C), se vacía en lingotes. El oro obtenido generalmente es de 996 milésimas.

Para refinar el oro de una manera completa, es imprescindible repetir la operación hasta eliminar casi toda la plata que queda aleada con el oro.

El cloruro de plata (escoria clorurada) retiene alrededor del 2 % del oro, principalmente en la forma de granitos y cristales diminutos, reducidos del cloruro de oro que entró a la escoria. Para recuperar este oro se funde varias veces con carbonato de sodio y bórax. El oro se recoge en el fondo del crisol con una parte de la plata.

La reacción del cloruro de plata con el carbonato de sodio, es como sigue:

4Ag Cl + 2Na2CO3 = 4Ag + 4NaCl + 2CO2 + O2

Para obtener la plata del cloruro puede emplearse la electrólisis, o bien precipitarla por el hierro:

3AgCl + Fe = 3Ag + FeCl3

Este procedimiento ha sido modificado y consiste esencialmente en añadir aire a la corriente de cloro gaseoso para que así una parte de los metales comunes se convierta en óxidos en vez de cloruros, reduciendo de este modo el tiempo de la refinación y las pérdidas de oro por arrastre. El crisol en este caso lleva dos aberturas en la tapa, una de ellas sirve para dar paso al tubo de material refractario que conduce el aire comprimido. En la práctica, al comienzo de la operación se inyecta mucho aire y poco cloro y de este modo se logra librar al baño de los metales oxidables, antes de que la plata se haya transformado en cloruro. Después se va reduciendo la cantidad de aire, y finalmente se suprime, permitiendo que actúe el cloro solamente.

Los resultados obtenidos con esta modificación son más satisfactorios que empleando el procedimiento Miller original.

Por ejemplo, en Melbourne, donde no se usaba aire junto con el cloro, se encontró que el oro era visible en la escoria después de 30 minutos de operación y que aumentaba rápidamente en las fases finales, alcanzando a 16 % o más, en la última extracción de la escoria.

REFINACION DEL ORO POR ELECTROLISIS

Este es un procedimiento que se emplea para la refinación del oro, cuando contiene platino, paladio, iridio, plata, cobre, plomo, etc., y está basado en los principios que siguen: “Si se electroliza una solución neutra de cloruro áurico, en la que el oro que se trata de refinar se dispone como ánodo, se observa que el cloro que se desprende en el ánodo no ataca al oro”. Por otra parte, “si la operación se efectúa en presencia del ácido clorhídrico de una determinada concentración, se comprueba que los vapores de cloro producidos disuelven el oro”.

Este proceso electrolítico de refinación del oro se debe a WOHLWILL. Fue empleado por primera vez en la “Norddeutsche Affinerie” de Hamburgo, en 1878 y después en Norte América en 1902. Actualmente se ha generalizado su uso.

El método WOHLWILL (Inventor: Dr. Emil Wohlwill), usado para refinar el oro, consiste esencialmente en la electrólisis de ánodos impuros de oro en una solución ácida, caliente, de cloruro áurico. El electrolito se mantiene aproximadamente a 70 °C, contiene de 7 a 8 % de oro y un 10 % de ácido clorhídrico, siendo su densidad de 1,3. Con el fin de reducir el costo, se emplean densidades de corriente de 11,8 A/dm² de superficie catódica. Los cátodos son delgados panes de oro de 0,254 mm (0,01 pulgadas) de espesor y tienen la misma forma que los ánodos. El depósito de oro que se adhiere firmemente al cátodo es casi puro y llega a las 999,75 milésimas. Después de un minucioso lavado, se funde en un crisol de grafito y se moldea en barras en formas normalizadas para su exportación y venta en mercados especializados como el mercado del Oro de Londres (London Gold Market), etc.

Según WOHLWILL las reacciones en el ánodo son:
1) HCl + Au + 3Cl- + 3+ = HAuCl4
2) HCl + Au + Cl- + + = HAuCl2

Las que se realizan en el cátodo son:
3) HAuCl4 + 3H+ + 3e- = Au + 4HCl
4) HAuCl2 + H+ + e- = Au + 2HCl

En las ecuaciones químicas 1 y 2, las notaciones + y 3+, representan 1 y 3 unidades de electricidad positiva, respectivamente.

Los tanques electrolíticos, que se fabrican de gres cerámico o de porcelana vidriada, se colocan al baño-maría, con el fin de mantener la temperatura del electrolito en 60° a 70 °C.

IMPUREZAS ANODICAS

En la electrólisis del oro, el platino y el paladio son totalmente solubles y se deja acumularse en el electrolito hasta una cantidad suficiente para poder ser recuperados. El oro, el cobre y el plomo también se disuelven anódicamente. La plata y otros metales afines al platino, corno son el rodio, el rutenio y el iridio, permanecen principalmente en el barro anódico, el primero de ellos en forma de cloruro de plata.

PURIFICACION DEL ELECTROLITO

El oro contenido en el electrolito puede recuperarse mediante el uso de SO2 ó FeSO4, y el platino-puede ser precipitado por cloruro de amonio (NH4Cl), en estado de cloro platinado de amonio (Cl6(N H4)2 Pt).

El paladio puede extraerse con amoniaco por evaporación a sequedad y el cobre mediante chatarra de hierro. El sulfato de plomo se elimina por tratamiento con una solución de carbonato de sodio, seguida de ácido nítrico.

El oro que se va a refinar no debe contener más del 15 % de plata y plomo, este último elemento no debe exceder del 5 %.

El ácido clorhídrico no debe estar en exceso, porque emitiría cloro sin disolver los ánodos.

DATOS OPERATORIOS TIPICOS DE DOS REFINERIAS DE ORO

caracteristicas

En 1908 Wohlwill marcó un claro avance en el proceso electrolítico con la introducción de la corriente pulsatoria, que se obtiene por la superposición de una corriente alterna sobre una corriente directa. Como la corriente alterna es de mayor fuerza, lógicamente el resultado es una corriente alternada. Las ventajas son: 1) puede usarse una corriente directa más fuerte sin que haya el peligro del desprendimiento del cloro en el ánodo; 2) la proporción de plata en el ánodo puede ser mucho mayor de 15 % sin necesidad de su continua limpieza; 3) en el barro del ánodo se acumula menos oro. Con un ánodo que contiene poca plata, se puede usar menos ácido clorhídrico, menor voltaje y temperatura más baja.

La relación de la corriente alterna a la continua, es generalmente de 110 a 100 cuando hay 10 % de plata en el ánodo, pero si hay mayor cantidad de plata se requiere una corriente alterna más elevada.

Cuando se usa la corriente pulsatoria, la cantidad de oro queda en el barro anódico es menor en razón de que solamente cae oro en el barro del ánodo, al comienzo de la operación, cuando el ánodo no está todavía cubierto con cloruro de plata. Al terminar la operación, cuando el ánodo se ha destruido, diminutas partículas de oro caen mecánicamente.

El empleo de la corriente pulsatoria, permite la reducción de la cantidad de ácido clorhídrico en el electrolito de 3% a 0,75%, si la solución es calentada a 65 °C, y la densidad de la corriente directa es alrededor de 100 amperios por pie cuadrado.

resumen

DESCRIPCION DEL PROCESO

Fundición y Refinación

Los lingotes impuros de oro son fundidos por hornadas en horno elétrico y luego refinados soplando gas cloro dentro del fundido. En esta operación se forma el cloruro de plata en la parte superior del fundido, el mismo que es separado para su tratamiento posterior. El oro crudo es fundido en ánodos.

Refinación del oro

Los ánodos son refinados electrolíticamente por el sistema WOHLWILL en celdas de porcelana vidriada que contienen electrolito de cloruro áurico. Los cátodos puros se funden y se moldean en barras de 999,9 milésimas.

PREPARACION DEL ELECTROLITO

El electrolito nuevo se prepara lixiviando algo de los ánodos de oro electrolíticamente en ácido clorhídrico (HCl).

TRATAMIENTO DEL CLORURO DE PLATA

El cloruro de plata formado en la fundición de los lingotes por la acción del gas cloro, es triturado y lixiviado con agua regia para disolver el oro que contiene.

El barro anódico removido de las celdas electrolíticas que contiene cloruro de plata y algo de oro es lixiviado en el mismo proceso. Cuando el oro está disuelto, el cloruro de plata es separado por filtración.

PRECIPITACION DEL ORO

El oro contenido en la solución formada en la etapa de tratamiento con agua regia, es precipitado con sulfito de sodio (Na2 SO3).

El electrolito de las celdas electrolíticas debe ser renovado para evitar una excesiva concentración del platino y otros metales. El electrolito agotado es igualmente usado en la etapa de precipitación del oro.

El oro precipitado es separado por filtración y retornado a la etapa de fundición ál comienzo del proceso.

RECUPERACION DEL PLATINO

El filtrado procedente de la precipitación del oro, contiene platino, el cual es precipitado con hierro. El precipitado es separado por filtración y el filtrado es descartado.

EQUIPO REQUERIDO

— Equipo para fundición del material crudo y de cátodos de oro.
— Equipo para electrólisis del oro.
— Equipo de lixiviación y precipitación para oro y platino.

REACTIVOS QUIMICOS

Gas cloro
Acido clorhídrico
Acido nítrico
Bórax (Na,B4O7)
Sulfito de sodio (Na2SO3.7H2O)
Agua potable

LABOR

Cinco días de trabajo por semana, con 2 operarios.

FLUJOGRAMA DEL PROCESO

El flujograma del proceso de refinación del oro puede verse en la Fig. 9.

EDIFICIO PARA LA INSTALACION DE LA PLANTA

La planta completa con todas las instalaciones de tipo técnico y servicios auxiliares, no requiere más de 350 m² construidos, esto es, 25 m. x 14 m.

lingotes-de-oro

PREPARACION DE LA MENA PARA LA CIANURACION

La preparación de la mena depende casi enteramente de la naturaleza de la misma y el estado de división del oro. En algunas menas el metal noble se presenta en partículas gruesas fácilmente recuperables después de una adecuada molienda para la liberación del oro de la ganga acompañante.

La mena, otras veces, es suficientemente porosa que permite a que la solución de cianuro se ponga fácilmente en contacto con las partículas de oro y las disuelva. Con esta clase de menas es posible obtener una excelente recuperación, mediante una molienda hasta un tamaño de grano de 35 o 48 mallas. Con otras menas, donde la ganga es densa e impermeable a la solución de cianuro, o donde el oro está presente en partículas muy finas, es necesario moler la mena hasta un tamaño de grano menor de 200 mallas, para lograr una liberación satisfactoria del oro de la mena.

En general, después de la molienda de la mena, se separan las arenas y las lamas, las primeras, para ser tratadas por percolación y las segundas por agitación.

SEPARACION DE ARENAS Y LAMAS

La clasificación de arenas y lamas se realiza por cualquiera de los diversos métodos conocidos en el curso de “Concentración Mecánica de Minerales”, tales como los llamados clasificadores mecánicos y clasificadores hidráulicos. Entre estos podemos citar el cono CALLOW y el CALDECOTT, el primero ampliamente usado en el pasado en los Estados Unidos y el segundo, en Sud Africa. Estos conos son de 60 grados y de 6 a 8 pies de diámetro y sirven para el asentamiento de lamas o espesamiento de pulpas, y para la separación de arenas y lamas. En los pasados 25 años, el hidrociclón ha reemplazado al clasificador mecánico en las plantas de molienda de minerales. Es un dispositivo que utilizando la fuerza centrífuga causa la separación de los sólidos suspendidos en la pulpa. Debido a su tremenda capacidad en toneladas por pie cuadrado de espacio ocupado comparado con el clasificador mecánico, así como también algunas ventajas resultantes de la mecánica de la separación, la aceptación y uso del hidrociclón es universal.

CIANURACION DE LAS ARENAS

La cianuración de las arenas se efectúa en tinas circulares de madera, de acero o cemento. Las tinas de acero generalmente son de 40 a 55 pies de diámetro, de 7 a 15 pies de profundidad y de 400 a 500 toneladas de capacidad. Las paredes laterales y el fondo son de planchas de acero de ¼ y 5/16 pulgadas, respectivamente. Para la filtración por simple gravedad, las tinas tienen un falso fondo constituido de listones de madera que cruzan unos con otros con perforaciones que permiten la libre circulación del líquido. El marco de madera se cubre con tela de cáñamo o lona que sirve de filtro. A objeto de proteger la tela de las palas de trabajo, se cubre con listones de madera. Las aberturas de descarga pueden ser colocadas en los lados o el fondo de las tinas. Se prefiere el fondo, porque la arena puede ser más fácilmente sacada afuera con una manguera, particularmente si el fondo tiene una ligera inclinación hacia la abertura de descarga. Las tinas de cianuración, pueden ser llenadas con pulpa, arena seca o aún con mena triturada; la principal consideración es asegurar una buena distribución y permeabilidad uniforme, a fin de evitar la formación de canales y la consiguiente lixiviación desigual.

Debajo del falso fondo puede obtenerse el vacío por la acción de una bomba a fin de que la lixiviación sea más rápida, esto es, se logra duplicar y algunas veces se ha conseguido pasar de uno a ocho, diez o más veces la altura del líquido filtrado.

TRATAMIENTO DE LAS LAMAS

Existen dos métodos principales para el tratamiento de las lamas (1), la “decantación” y 2) la agitación y filtración.

DECANTACION

En la simple decantación, el material es agitado en la tina con solución de cianuro y después de dejar en reposo para el asentamiento de la Tama, el líquido claro es decantado mediante un sifón o algún dispositivo apropiado para el efecto. Este líquido puede ser reemplazado por una solución agotada (estéril) o de baja ley para repetir luego la agitación, el asentamiento y la decantación. Después de varias operaciones como las indicadas, el material finalmente puede ser lavado con agua. Las lamas son alimentadas a través de un tubo vertical que descarga en la parte superior y al centro de la tina. Las lamas se asientan y el líquido claro rebosa por encima del borde de la tina, a medida que va entrando la pulpa por el tubo de alimentación.

Una modificación consiste en el tratamiento continuo en serie, en la cual la pulpa es transferida a través de una serie de 3 a 6 tinas, manteniendo en agitación; ahorrando de esta manera, el tiempo ocupado en el vaciado, llenado, asentamiento y agitación del material, así como también evitando las perdidas ocurridas entre tinas.

DECANTACION EN CONTRA-CORRIENTE

El método de decantación con contra-corriente usado en los Estados Unidos, es una variante del procedimiento de decantación empleado en principio en Sud Africa. En la actualidad ambos métodos son poco usados.

Se llama “decantación con contra-corriente”, en razón de que mientras la pulpa en cada paso va hacia la descarga final, la solución va en sentido contrario.

La lama después de una agitación en agitadores pasa a una serie de espesadores, siendo diluida después de cada espesado y transferido a otro espesador o a un filtro al vacío. Las diferentes modalidades de la lixiviación en contra-corriente se pueden ver en los Flowsheets tipos A., B., C. y D.

Como ejemplo, se describe el Flowsheet tipo A, en el cual se puede observar que al molino entran 500 toneladas de solución de cianuro que es una parte del derrame del espesador W. Las 400 toneladas de derrames de V van a la precipitación y la pulpa (descarga del espesador) al primer agitador A. La solución estéril de la precipitación (400 toneladas) diluye la pulpa del espesador X reuniéndose con ella en el espesador Y, junto con los derrames de Z (100 toneladas). Los derrames de Y (500 toneladas) se unen con la pulpa (100 toneladas) del espesador W para alimentar el espesador X, etc. La solución de cianuro que viene de izquierda a derecha encuentra una pulpa que tiene más oro disuelto que ella misma y se va enriqueciendo hasta llegar al espesador V (500 toneladas) cuyo derrame (400 toneladas) de solución rica va a la precipitación. La pulpa, en cambio, se va empobreciendo hasta su salida (100 toneladas) del espesador Z al desmonte.

Los Flowsheets A, B, C y D, fueron tomados de la publicación: ”Continuous Counter-Current Decantarion” de The Dorr Co. Inc., U.S.A., 1934.

El procedimiento en contra-corriente puede ser aplicado a minerales silicosos de baja ley que requieren soluciones de mediana concentración; en cambio, resulta inaplicable cuando el oro y la plata están contenidos en sulfuros, los cuales precisan una larga agitación con cianuro para la disolución de los metales.

TRATAMIENTO DE LAS LAMAS POR AGITACION Y FILTRACION

En este sistema Se consideran tres etapas, a saber: espesamiento, agitación y filtración.

– Espesamiento.- El espesador continuó DORR da excelentes resultados, razón por la cual tiene mucho uso en las plantas modernas para el espesamiento de las pulpas diluidas.

– Agitación.- Los agitadores que se emplean en la industria metalúrgica tienen por objeto remover una masa fluida y lograr la distribución uniforme de sus partículas sólidas y líquidas, o bien líquidas y gaseosas. La mezcla de sólidos y líquidos suele obtenerse valiéndose de aparatos mecánicos, o bien con aire comprimido.

El agitador BROWN o PACHUCA fue introducido por primera vez en Nueva Zelandia en 1902, para tratar lamas, solamente se emplea en la actualidad para remover productos mixtos de fangos y arenas. Consta de un cilindro de palastro de 13,70 a 16,50 m. de altura y de 3,96 a 9.90 m. de diámetro. El fondo es cónico. En el centro del aparato (Fig. 10), se encuentra una chimenea, abierta por ambos extremos, cuyo diámetro viene a ser una décima parte del que tiene el cilindro, por su interior pasa un tubo de pulgada y media que conduce aire comprimido al fondo del aparato, dejándole salir en cuanto su présión supera a la que representa la altura o carga de líquido. El aire, mezclándose con el líquido de la chimenea, reduce la densidad del mismo haciéndolo subir por ella y derramarse sobre la superficie del que llena el aparato; de este modo se establece una circulación que activa la mezcla.

Entre otros agitadores, que no es necesario describir, figuran el agitador PARRAL, el agitador TRENT, el super-agitador DENVER, el agitador DORR, etc. Este último es pocas veces empleado en el trabajo intermitente, pero lo es mucho en el sistema de trabajo continuo.

agitador

precipitacion

Este flujograma “A” es el más común y se usa para procesar menas que se asientan con mucha facilidad, en una pulpa de 50 % de sólidos o menos, donde no es necesario emplear una solución concentrada del lixiviante (Ej. solución de cianuro).

tipo-b

Este flujograma “B” puede usarse con ventaja cuando la disolución del mineral o metal valioso es lenta, y los experimentos metalúrgicos han demostrado que un cambio adicional déla solución durante la agitación es beneficioso.

tipo-c

El flujograma “D» es empleado para el procesamiento de minerales de asentamiento lento y cuando se requieren soluciones lixiviantes de altas concentraciones, y donde es necesario usar un filtro para descargar las colas con un mínimo de humedad posible. El agua se añade solamente al filtro para fines de lavado.

tipo-d

El flujograma “D” es empleado para el procesamiento de minerales de asentamiento lento y cuando se requieren soluciones lixiviantes de altas concentraciones y donde es necesario usar un filtro para descargar las colas con un mínimo de humedad posible. El agua se añade solamente al filtro para fines de lavado.

FILTRACION DE LAS LAMAS

Los filtros usados en la filtración de las lamas pueden ser clasificados como sigue:

Filtros AL VACIO o POR SUCCION

a) Filtros intermitentes, como los Moore y Butters.
b) Filtros continuos, como el OLIVER y el AMERICANO.

Filtros a PRESION

a) Filtros-prensa ordinarios, como los Johnson y Dehene.
b) Filtros-prensa con limpieza a presión, como el Merrill.

Desde que la filtración de lamas en gran escala adquirió la importancia que actualmente tiene, en el tratamiento de las menas auríferas empleando como disolventes los cianuros alcalinos, se realiza introduciendo, a presión, el líquido lamoso en un depósito que contiene cierto número de elementos filtrantes. En los filtros-prensa, la presión que corrientemente se emplea es de 45 a 100 libras por pulgada cuadrada. El promedio es de 8 a 10 cargas en 24 horas.

Los filtros-prensa, tales como el Kelly y el Merrill, son indudablemente los más costosos de operar que los del tipo de vacío como el oliver (de tambor) y el Americano (de discos).

Para instalaciones grandes manejando pulpas a temperaturas ordinarias y con no demasiado porcentaje de material fino, el filtro de vacío es muy económico y tiene una capacidad grande. Con pulpas conteniendo elevados porcentajes de arcilla o material coloidal, la torta (cake) que se obtiene es delgada, la capacidad es reducida y la humedad en el cake es considerablemente alto que aquel obtenido con filtros de presión.

Todos estos filtros son conocidos por los estudiantes de la carrera de Metalurgia, ya que algunos de los filtros han sido estudiados en la materia de Concentración Mecánica de Minerales y otros en Metalurgia General.

Entre los filtros de vacío más usados son: el filtro de tambor rotativo continuo OLIVER y el filtro rotativo AMERICANO continuo de discos (Figs. 11 y 12).

filtro-oliver

filtro-americano