Oro Minerarologia
113
CARACTERIZACIÓN MINERALÓGICA DE LA MENA Y CONCENTRADO AURÍFERO PROVENIENTE DE LA ZONA ALTA DEL DISTRITO MINERO DE MARMATO Y SU IMPLICACIÓN EN LAS ALTERNATIVAS METALÚRGICAS EXTRACTIVAS SAMITH MAURICIO BOTERO BOTERO, IMM Trabajo de investigación para optar al título de Magíster en Ingeniería Área Materiales y Procesos DIRECTORA: ANA C. GAVIRIA C. MSc. en Metalurgia Extractiva CO-DIRECTOR: MARCO A. MARQUEZ G. Ph D. en Geología UNIVERSIDAD NACIONAL DE COLOMBIA FACULTAD DE MINAS ESCUELA DE MATERIALES MEDELLIN 2006
-
Upload
maquitavera -
Category
Documents
-
view
70 -
download
11
Transcript of Oro Minerarologia
CARACTERIZACIÓN MINERALÓGICA DE LA MENA Y CONCENTRADO
AURÍFERO PROVENIENTE DE LA ZONA ALTA DEL DISTRITO MINERO
DE MARMATO Y SU IMPLICACIÓN EN LAS ALTERNATIVAS
METALÚRGICAS EXTRACTIVAS
SAMITH MAURICIO BOTERO BOTERO, IMM
Trabajo de investigación para optar al título de Magíster en Ingeniería Área Materiales y Procesos
DIRECTORA: ANA C. GAVIRIA C. MSc. en Metalurgia Extractiva
CO-DIRECTOR: MARCO A. MARQUEZ G. Ph D. en Geología
UNIVERSIDAD NACIONAL DE COLOMBIA FACULTAD DE MINAS
ESCUELA DE MATERIALES MEDELLIN
2006
2
AGRADECIMIENTOS El autor expresa sus sinceros agradecimientos a: Profesora ANA CECILIA GAVIRIA CARTAGENA, por su amistad e incondicional
apoyo para lograr llevar a cabo esta investigación.
Profesor MARCO ANTONIO MARQUEZ, por su amistad, apoyo y asesoría en el
área de caracterización mineral.
Dr. JULIAN VILLARUELL TORO, por su respaldo en el último momento cuando
todo se veía perdido.
A los profesores del Instituto de Minerales-CIMEX, que me sirvieron de apoyo e
hicieron del CIMEX mi segunda casa.
A la Escuela de Minas de Minas de Marmato, por su respaldo económico.
A la comunidad de Marmato, la que siempre llevare en mi corazón.
A todas las personas que de una u otra forma me ayudaron a dar este gran paso
en mi vida.
3
DEDICATORIA
A las jurasicas, incluida mi madre; a mis hermanos.
A mis grandes amigos julian, checho y la gallada galleta.
A mis amigos y compañeros Sergio y Carlos, la maestría nos dio la oportunidad de
conocernos y reunir tres generaciones de Ingenieros en un mismo punto del
espacio.
A Ana C, la considero como mi segunda madre.
A Gloria y Martica del M1
A Juan Camilo, Miguel y Juan Manuel compañeros queridos.
A la Universidad Nacional por haber hecho de mí una persona útil para la sociedad
4
Nota de Aceptación __________________________________________ __________________________________________ __________________________________________ __________________________________________ Calificador __________________________________________ Calificador
v
TABLA DE CONTENIDO
1. INTRODUCCIÓN....................................................................................................... 12
2. REVISIÓN BIBIOGRÁFICA..................................................................................... 14
2.1. CARACTERIZACIÓN DE MINERALES............................................................ 14
2.1.1 Determinación cuantitativa de la composición química elemental.... 16
2.1.2. Determinación cuantitativa de especies minerales .............................. 18
2.2. APORTES DE LA CARATERIZACION MINERALÓGICA ............................. 21
2.2.1. Grupo I: Datos composicionales y mineralógicos................................... 22
2.2.2. Grupo II: Datos geométricos ...................................................................... 23
2.2.3. Grupo III: Datos cuantitativos ..................................................................... 25
2.3. CARACTERISTICAS DEL SISTEMA FILONIANO DE MARMATO.......... 27
2.4. EXTRACCION METALURGICA...................................................................... 29
2.4.1. Lixiviación con cianuro .............................................................................. 29
2.4.2. Variables del proceso extractivo ............................................................. 33
2.4.3. Química del cianuro en medio acuoso................................................... 35
2.4.4. Mecanismos de disolución del oro en soluciones de cianuro ............ 38
2.4.5. Cinética de cianuración ............................................................................ 51
2.4.6. El problema de la refractariedad ............................................................. 55
3. PROCEDIMIENTO EXPERIMENTAL .................................................................... 58
3.1. ETAPAS Y ACTIVADES DEL PROYECTO .................................................. 58
3.2. EQUIPOS, MATERIALES Y REACTIVOS .................................................... 59
3.2.1. Equipos para análisis físico-químicos .................................................... 59
3.2.2. Equipos para análisis mineralógico........................................................ 60
3.2.3. Equipos para pruebas en planta ............................................................. 60
3.2.4. Elementos de laboratorio ......................................................................... 61
3.2.5. Reactivos químicos ................................................................................... 61
4. DESARROLLO DE LAS ETAPAS Y ACTIVIDADES DEL PROYECTO.......... 63
4.1. Revisión y recopilación bibliográfica. ............................................................. 63
vi
4.2. Visita de Campo. ............................................................................................... 63
4.3. Desarrollo Experimental. .................................................................................. 64
4.3.1. Actividad C1. .............................................................................................. 64
Muestra 1. (Sector Alcaldía): .................................................................................. 64
Muestra 2. (Sector El Colombiano): ...................................................................... 66
Muestra 3. (Sector Santa Inés): ............................................................................. 67
Muestra 4. (Mina Sector Cien Pesos): ..................................................................68
Microanálisis químico muestra M1 ......................................................................... 80
Mapas de distribución elemental Muestra M1 ...................................................... 81
Microanálisis químico muestra M2 ......................................................................... 83
4.3.2. Actividad C2 ............................................................................................... 87
4.3.3. Actividad C3 ............................................................................................... 91
5. DISCUSIÓN Y CONCLUSIONES.........................................................................104
6. REFERENCIAS BIBLIOGRAFICAS.....................................................................108
7. ANEXOS ...................................................................................................................113
vii
LISTA DE TABLAS
Tabla 1. Resumen sistema filoniano del Distrito Minero de Marmato............27
Tabla 2. Promedio de concentración de iones de cianuro y oxígeno a la
velocidad limitante de disolución del oro, de la plata y del cobre (Habashi,
1967)...........................................................................................................................49
Tabla 3. Valores estimados de los coeficientes de difusión (Habashi, 1967)
.....................................................................................................................................50
Tabla 4. Análisis químico elemental del concentrado mineral.........................90
Tabla 5. Ensayes al fuego y tenor de oro ponderado del concentrado
gravimétrico. ..............................................................................................................92
viii
LISTA DE FIGURAS Figura 1. Tipos morfológicos de texturas y su influencia en el procesamiento
de minerales. .............................................................................................................25
Figura 2. Diferentes tipos de asociaciones de oro con sulfuros minerales....26
Figura 3. Diagrama Eh/pH para el sistema CN-H2O, a 25ºC, considerando
una concentración total de cianuro de 10-3 molar (Mihovilovic, 2001). ............32
Figura 4. Disociación entre el HCN y el CN- libre, en función del pH, en
condiciones del ambiente (a 26º C), mostrando la conveniencia de operar
sobre pH 10 (Mihovilovic, 2001). ...........................................................................36
Figura 5. Diagrama Eh/pH para el sistema CN-H2O, a 25ºC, considerando
una concentración total de cianuro de 10-3 molar (Mihovilovic, 2001). ...........37
Figura 6. Curva típica de disolución del oro, a 25ºC, mostrando el efecto de
la presión de oxígeno y su concentración en la solución, versus la
concentración de cianuro (Mihovilovic, 2001)......................................................39
Figura 7. Diagrama esquemático del proceso de disolución del oro mostrado
como una corrosión electroquímica (Mihovilovic, 2001). ...................................43
Figura 8. Elementos participantes en una reacción sólido-líquido
(Mihovilovic, 2001). ..................................................................................................51
Figura 9. Clasificación de la refractariedad en las menas de oro. Fuente:
Yannopoulos 1990, p81. .........................................................................................57
Figura 10. Muestra de mano Sector Alcaldía. ....................................................65
Figura 11. Muestra de mano sector de El colombiano......................................67
Figura 12. Muestra de mano sector Santa Inés.................................................67
Figura 13. Muestra de mano Sector de Cien Pesos..........................................68
Figura 14. Difractógrama de cabeza mineral sector de Cien Pesos. .............69
Figura 15. Difractógrama de concentrado mineral sector de Cien Pesos. ....70
Figura 16. Difractograma colas de mesa vibratoria...........................................71
ix
Figura 17. Relación de pirita en tres flujos (cabeza (a), concetrado (b) y colas
(c)) para un mineral del sector de Cien Pesos. ...................................................72
Figura 18. Muestra 1. Partículas de oro libre, tamaño 84 x 66 µm y 29 x 19
µm...............................................................................................................................74
Figura 19. Muestra 1. Oro asociado a pirita y galena parcialmente liberado,
las partículas de oro tienen tamaños de 92 x 99 µm y 61 x 55 µm..................74
Figura 20. Muestra 2. Partícula de oro (176 x 191 µm) asociado a pirita.....75
Figura 21. Muestra 2. Partícula de oro (76 x 59 µm) incluido dentro de pirita
.....................................................................................................................................75
Figura 22. Muestra 3. Partículas de oro dentro de pirita (57 x 43 µm, 31 x 14
µm, 13 x 13 µm, 29 x 16 µm, 16 x 44 µm, 15 x 32 µm, 15 x 51 µm, 26 x 45
µm, 27 x 30 µm, 18 x 94 µm)..................................................................................76
Figura 23. Muestra 4. Partículas de oro asociadas a la esfalerita y la calcita
(76 x 63 µm) ..............................................................................................................77
Figura 24. Imágenes SEM-SE (a) y SEM-BSE (b) de la muestra M1 ............79
Figura 25. a) Espectro EDS tomado en forma puntual a partícula de galena .
b) Imagen SEM-BSE, la marca indica el punto del microanálisis. .................80
Figura 26. a) Espectro EDS tomado en forma puntual a partícula de oro. b)
Imagen SEM-BSE, la marca indica el punto del microanálisis.........................80
Figura 27. a) Imagen SEM-BSE . b) Mapa de distribución de Au. c) Mapa de
distribución de Pb .....................................................................................................81
Figura 28. a) Cálculo de porcentaje ocupado por todas las partículas. b)
Medida de área de partícula de oro.......................................................................83
Figura 29. a) Espectro EDS tomado en forma puntual a partícula de oro. b)
Imagen SEM-BSE, la marca indica el punto del microanálisis .........................83
Figura 30. a) Espectro EDS tomado en forma puntual a partícula de oro. b)
Imagen SEM-BSE, la marca indica el punto del microanálisis .........................84
Figura 31. a) Imagen SEM-BSE . b) Mapa de distribución de oro. c) Mapa
de distribución de Plomo .........................................................................................85
x
Figura 32. a) Calculo de porcentaje ocupado por todas las partículas. b)
Medida de área de partícula de oro.......................................................................86
Figura 33. Esquema de tratamiento de las muestras que fueron sometidas a
lixiviación....................................................................................................................89
Figura 34. Preparación muestras para lixiviación de diagnóstico. ..................91
Figura 35. Tenor de oro retenido por malla........................................................93
Figura 36. Sistema de agitación para las pruebas de cianuración. Instituto
de Minerales-CIMEX................................................................................................94
Figura 37. Diagrama de Eh vs pH para la solubilidad del oro en solución de
cianuro, mostrando la zona donde se desarrollaron las cianuraciones
diagnóstico del mineral de Marmato. Fuente: Yannopoulos 1990, p115......96
Figura 38. Isotermas de extracción de oro, en una solución de cianuro para
mineral proveniente de la parte alta de Marmato................................................97
Figura 39. Isotermas de extracción de plata, en una solución de cianuro para
mineral proveniente de la parte alta de Marmato................................................99
Figura 40. Consumo de cianuro para mineral proveniente de la parte alta de
Marmato.................................................................................................................. 100
Figura 41. Consumo de cal en el proceso de cianuración para mineral
proveniente de la parte alta de Marmato. .......................................................... 101
Figura 42. Diagrama de flujo para el procesamiento del mineral de la parte
alta del Municipio de Marmato. ........................................................................... 103
Figura 43. Diagrama de flujo másico para mineral de la parta alte del
Municipio de Marmato. ......................................................................................... 107
11
RESUMEN
El presente trabajo de investigación surge a partir del proyecto “Aplicación de
tecnologías limpias para el beneficio de metales preciosos en el municipio de
Marmato”, auspiciado por la empresa nacional minera Minercol Ltda. y por el
Fondo Nacional de Regalías, y desarrollado en la etapa de investigación y diseño
mediante convenio entre el Municipio de Marmato y la Escuela de Minas de
Marmato. Durante este trabajo se determinó que en el procesamiento del mineral
había pérdidas significativas de preciosos.
Con los conocimientos adquiridos durante la Maestría en Ingeniería, usando las
herramientas que aporta la caracterización de minerales, se determinó que el
mineral portador del oro debería reaccionar satisfactoriamente al proceso
hidrometalúrgico de lixiviación con cianuro.
Descartando entonces la naturaleza refractaria del mineral se procedió a realizar
estudios extractivos con grados de molienda diferente, lográndose recuperar hasta
el 95% del oro y 35% de la plata en tiempos de cinco horas, con tamaños de
partículas entre 74 µm y 53 µm.
El diagrama para el procesamiento del mineral que se propone, aporta información
de gran importancia dado los sistemas tradicionales que presentan los pequeños
mineros del municipio de Marmato
12
1. INTRODUCCIÓN A nivel internacional el procesamiento de los minerales de oro se ve cada vez más
abocado a trabajar grandes cantidades de material con bajos tenores, esto debido
al agotamiento continuo de los depósitos y a que el tenor de corte ha disminuido,
haciendo así que se trabajen zonas que habían sido explotadas anteriormente.
En el entendimiento de la mineralogía de los depósitos de oro y más importante
aún en la influencia de esta en los procesos extractivos que conducen a la
obtención del oro metálico, se han desarrollado grandes avances. Como resultado
de las investigaciones se han generado procesamientos paralelos o
pretratamientos que aumentan el porcentaje de extracción o mejorando la cinética
de la metalurgia extractiva del oro.
En nuestro país la mayoría de los recursos minerales se explotan sin tener un
conocimiento preciso del depósito (mineralogía, asociaciones de minerales al oro,
grado de liberación etc), lo que genera bajas recuperaciones y pérdida productiva
del depósito.
Para contribuir a la solución del problema anteriormente planteado, el objetivo
general de esta investigación fue realizar una caracterización mineral de la zona
alta del distrito minero de Marmato, para identificar la presencia del oro y su
asociación a las fases minerales presentes y generar así un procesamiento
mineral acorde, con miras a establecer un diagrama de flujo metalúrgico que
permita optimizar la extracción de valiosos del recurso natural no renovable.
Como objetivos específicos se desarrollaron los siguientes:
13
? Definir las relaciones y proporciones entre los minerales presentes en la mena
y concentrados, provenientes de la zona alta del distrito minero de Marmato.
? Determinar el efecto que las especies reportadas en la caracterización mineral
puedan tener sobre la velocidad de reacción en la disolución del oro y buscar
alternativas que permitan determinar de acuerdo a la caracterización un
diagrama de flujo viable con índices tecnológico adecuados.
? Definir el nuevo diagrama de flujo.
Esta investigación hizo parte del proyecto “Aplicación de Tecnologías Limpias para
el Beneficio de Metales Preciosos en el Municipio de Marmato”, auspiciado por la
Empresa Nacional Minera Minercol Ltda. y por el Fondo Nacional de Regalías, y
desarrollado en la etapa de investigación y diseño mediante convenio entre el
Municipio de Marmato y la Escuela de Minas de Marmato.
14
2. REVISIÓN BIBIOGRÁFICA.
2.1. CARACTERIZACIÓN DE MINERALES Las condiciones particulares geoquímicas que han existido en la formación
de un determinado yacimiento implican que cada depósito mineral es único.
Aunque muchos yacimientos se han formado en condiciones similares
siempre existirán diferencias de composición y microestructura que pueden
afectar la respuesta durante los procesos extractivos. En la actualidad la
eficiencia y control en los procesos exige un conocimiento detallado de las
menas que van a ser tratadas (Cabri, 1995).
La información básica que debe recoger la caracterización de una mena
incluye:
Propiedades mecánicas: Tales como resistencia, abrasividad, fluidez, etc.
Propiedades químicas: Determinación de la composición química elemental.
Propiedades físicas: Densidad real, aparente, masa, área superficial,
distribución granulométrica, forma y tamaño de las partículas, grados de
liberación de las especies minerales y del oro, color y dureza entre otras.
Propiedades mineralógicas: Composición de los minerales, incluyendo los
elementos traza, y su interrelación entre especies, forma y ocurrencia,
15
asociaciones, presencia de películas o recubrimiento superficial de las
partículas de oro.
En la actualidad no existe una técnica general que ofrezca toda esa
información, por lo tanto, se deben combinar las diferentes técnicas y así
poder obtener toda la información necesaria para el estudio.
Los factores mineralógicos hay que determinarlos desde el inicio de la
investigación, su determinación cuantitativa es difícil porque hay más de un
factor que cambia debido a la no uniformidad del depósito mineral.
Teniendo en cuenta la importancia de la definición de estos factores
mineralógicos la toma de muestras del depósito adquiere el nivel de prioridad
mayor.
En este trabajo se profundizó en la caracterización mineralógica analizando
el efecto que los minerales identificados y sus asociaciones al oro , pudieran
representar en los procesos hidrometalúrgicos posteriores. Es de fácil
reconocimiento que la velocidad de reacción es controlada bien sea por los
procesos difusionales y/o por la reacción química en la capa límite
(Mihovilovic, 2001).
Según Prosser (1970) cuando la reacción es controlada por la difusión en la
fase fluida, los factores mineralógicos tienen poco efecto sobre ella; claro que
esto puede modificarse con la porosidad de las partículas. Si la velocidad
está determinada por la reacción química en la capa límite o por la difusión
de reactivos y productos a través de la fase sólida, los factores mineralógicos
adquieren gran importancia dado que este es un principio fundamental de la
hidrometalurgia.
16
Las metodologías usadas para tratar de identificar los factores mineralógicos
descritos anteriormente se presentan a continuación.
2.1.1 Determinación cuantitativa de la composición química
elemental
Para determinar la composición química cuantitativa de las muestras de
mena se utiliza el procedimiento establecido por el Instituto de Minerales-
CIMEX (I.M.CIMEX), perteneciente a la Universidad Nacional de Colombia,
Sede Medellin. La muestra debidamente homogenizada es cuarteada en
etapas sucesivas con el fin de obtener una muestra representativa la cual es
pulverizada en el mortero de ágata, pesada y atacada consecutivamente con
agua desmineralizada, HCL, HNO3. Después de haber realizado la digestión
de la muestra en los ácidos, al licor, se le determinan mediante
espectrofotometría elementos metálicos tales como: hierro, cobre, zinc,
plomo, sodio, potasio. El residuo sólido de la muestra es atacado con HF y
se identifica así el contenido de silicatos y de sílice (Gaviria, 2000).
? Espectrofotometría
La espectroscopia, o estudio de las interacciones de la radiación
electromagnética con la materia, es el mayor y más exacto grupo de métodos
instrumentales utilizados en los análisis químicos. Las interacciones
electromagnéticas con la materia provocan la absorción o emisión de energía
del espectro electromagnético a través de la transición de los electrones
entre niveles cuánticos o discretos de energía, vibraciones de enlaces
rotaciones moleculares y transición de electrones entre orbitales de átomos y
moléculas. Todas estas interacciones tienen lugar en instrumentos
denominados espectrómetros, espectrofotómetros o espectroscopios. Los
17
espectros generados en esos equipos se graban gráficamente en
espectrogramas que permiten el estudio de la longitud de onda y la
intensidad de la radiación absorbida o emitida por la muestra analizada
(Gaviria, 2000).
La absorción espectrofotométrica es una técnica con al que se mide la
transparencia relativa de una disolución, antes y después de hacerla
reaccionar con un reactivo colorante. La disminución que se produce en la
transparencia de la disolución es proporcional a la concentración del
compuesto analizado (Ibidem).
La solución acuosa que contiene el metal a determinar se introduce en la
flama en forma de aerosol o neblina de gotas minúsculas. Conforme las
gotas llegan a la flama, se desolvatan y producen pequeñas partículas,
después el sólido se disocia en forma parcial para producir los átomos del
metal. Todas estas etapas suceden en una distancia de unos cuantos
centímetros, al tiempo que las partículas de la muestra son impulsadas sobre
la base de la flama. El sistema óptico, sólo ve una región que está situada a
cierta distancia arriba de la punta del quemador. La mezcla gaseosa que
emplea, está conformado por acetileno como gas combustible y aire filtrado
como gas soporte. Su rango de aplicación está entre 200 a 700 nm y se
encuentra dotado con los sistemas de seguridad para evitar accidentes
ocasionados por un desbalance de las corrientes (Ibidem).
? Definición de los tenores de oro y plata
Con el fin de identificar los contenidos de metales preciosos en las muestras
minerales se aplicó la técnica de ensaye al fuego no convencional del
procedimiento establecido por el I.M.CIMEX (Gaviria 2000).
18
2.1.2. Determinación cuantitativa de especies minerales
? Identificación macroscópica de minerales
Esta técnica busca identificar propiedades físicas útiles a la mineralogía
como son la forma, el color, el brillo, la textura para la identificación de los
minerales que se encuentran en las muestras de mano, esta técnica es una
primera aproximación al comportamiento mineralógico de la mena debido a
que se da sobre las especies mas representativas.
? Difracción de rayos X
Ballester y Sancho (2000) definen que la base del método es que cada
sustancia cristalina tiene su propio espectro de difracción ya que las
posiciones de las líneas dependen de las dimensiones de la celda elemental,
de las intensidades del tipo de átomos presentes y de su distribución en el
cristal.
La identificación de fases se realiza determinando los espaciados, dhkl,
correspondientes a los distintos planos cristalinos, a partir de los ángulos ? ,
en que se registra difracción y determinando el número de ondas que ocurren
en una distancia de reflexión. Teniendo en cuenta que las reflexiones son
generalmente mas débiles cuando mayor numero de ondas están presentes,
la ley de Bragg se estableció según la ecuación
?? Sendn hkl2? (2.1)
Aunque existen diferentes equipos para producir espectro de difracción, el
más adecuado para la identificación y cuantificación de minerales es el
difractómetro de polvo. El procedimiento seguido se describe a continuación:
19
La muestra objeto de estudio se pulveriza en mortero de ágata hasta
alcanzar el grado de impalpable o menor que la malla 200.
La muestra pulverizada se compacta en el portamuestras.
El portamuestras es adaptado al dispositivo giratorio del Difractómetro de
rayos X. El haz de rayos X, procedente de un ánodo, incide sobre la
muestra y cuando se satisface la Ley de Bragg para un determinado
espaciado, el haz difractado llega al detector de posición 2?. Para el análisis
cualitativo se utiliza un circuito integrado para barridos I-2? que se registran
gráficamente en forma de picos situados a diferentes ángulos.
La identificación de los diferentes minerales se da por comparación con
difractógramas patrón de muestras estándar.
? Microscopía óptica de luz reflejada.
La mayoría de los minerales metálicos son opacos y por ello deben ser
estudiados mediante microscopia óptica de luz reflejada. Es el método más
efectivo para la localización y descripción de los minerales de una mena. Es
empleada principalmente en la etapa de exploración detallada, buscando
evaluar la composición mineralógica y forma de ocurrencia, asociaciones y
granulometría del oro y sus acompañantes. Es también herramienta usual en
el estudio de productos de proceso y de ensayos de separaciones minerales.
La técnica permite la identificación total o parcial de los constituyentes
mineralógicos, sus tamaños de grano y sus texturas, factores que determina n
en gran parte las decisiones sobre el tratamiento extractivo. Confirmada la
identificación, la microscopia óptica de luz reflejada es el método más
cómodo para el seguimiento de la eficacia de los procesos de separación y
concentración. (Ballester y Sancho 2000)
20
Para poder estudiar las muestras, estas deben tener una superficie plana y
pulida, y generalmente se encuentran embebidas en una resina epóxica.
Para el examen de la muestra se utiliza un microscopio de luz polarizada con
una resolución hasta unos 1000X, lo que permite la observación de granos
de hasta 1 ? m o menores (Ibidem).
La identificación de un mineral por microscopía de luz reflejada se basa en
sus propiedades cristalográficas (forma y textura), ópticas (reflectividad,
color, birre flectancia/pleocroismo, isotropía/anisotropía, colores de
polarización, reflexiones internas) y mecánicas (microdureza), (Craig y
Vaugham, 1981 ).
? Microscopía electrónica de barrido-SEM
La microscopía electrónica combina la posibilidad de obtener imágenes de
gran resolución con el análisis químico de pequeñas áreas de material,
permite investigar niveles de magnificación mayores de 20000X, muy
superiores a los de microscopia óptica. Además, la profundidad de campo es
excelente, lo que la convierte en una técnica fundamental para la
caracterización de la morfología y superficie de las partículas (Ballester y
Sancho 2000).
Por otra parte, los dispositivos de microanálisis de rayos X (EDS) acoplados
permiten investigar la composición de las fases objeto de la observación. Es
posible el análisis de granos hasta 1 ? m3.
Las características básicas de los equipos SEM-EDS pueden distinguirse en
dos partes, una columna cuya función es generar un fino haz electrónico que
barre la superficie de la muestra y un conjunto de detectores y equipos
asociados cuya función es registrar y medir toda una serie de señales que se
21
producen al incidir el haz electrónico sobre la superficie de la muestra
(Goldstein, 1984).
La interacción del haz de electrones sobre la muestra no es estrictamente
superficial, existe un volumen de aproximadamente 1 ? m3 donde el haz
interactúa con la muestra. Durante la incidencia y subsiguiente penetración
se producen colisiones o interacciones de tipo elástico e inelástico. Las
primeras corresponden a las colisiones de los electrones del haz con los
núcleos atómicos de los elementos en las muestras. Las segundas
corresponden a interacciones de los electrones primarios con los electrones
de los orbitales de la muestra (Ibidem):
Elásticas: Electrones retroproyectados
Inelásticas: Electrones secundarios
Rayos X
Electrones Auger
Catodoluminiscencia
Fotones
Actualmente, los equipos SEM utilizan casi exclusivamente los electrones
secundarios y los electrones retroproyectados para formar imágenes y los
rayos X para el microanálisis.
2.2. APORTES DE LA CARATERIZACION MINERALÓGICA Las pruebas de caracterización permiten encontrar un camino para el
procesamiento experimental puesto que los análisis practicados aportan
información útil que permite evitar errores experimentales y ensayos inútiles
que generarían incrementos en los costos.
22
Lopez M (1999) citando a Del Valle (1997) clasifica la información obtenida
de la caracterización mineralógica en varios grupos así:
2.2.1. Grupo I: Datos composicionales y mineralógicos
Minerales de mena: Dan información sobre flotabilidad, solubilidad,
reductibilidad, clivajes y fisuras para el acceso a soluciones, deslustre y
recubrimiento, propiedades magnéticas, gravedad específica, minerales
complejos.
Minerales metálicos sin valor.
Minerales oxidados y grado de oxidación.
Minerales de ganga.
Minerales inconvenientes y perjudiciales: En los casos de las menas
auroargentífe ras hay minerales nocivos para el procesamiento. Entre los
minerales que inhiben la cianuración tenemos:
Minerales consumidores de oxígeno: pirrotina, marcasita y ocasionalmente
pirita.
Minerales cianicidas: Sulfuros de cobre y minerales oxidados de As, Sb y
Cu.
Minerales consumidores de oxígeno y cianuro.
Perdida en las colas.
23
2.2.2. Grupo II: Datos geométricos
Se trata de definir la forma del mineral de interés económico, el tamaño del
grano y las relaciones de intercrecimiento de los minerales de mena y ganga,
aspectos necesarios para diseñar una planta de procesamiento mineral.
En el aspecto geométrico existen tres factores que trabajan estrechamente
unidos:
El modelo de intercrecimiento mineral.
El tamaño de las partículas intercrecidas: Da el tamaño de liberación, es
decir el tamaño al cual se debe moler.
La naturaleza del límite entre partículas intercrecidas: Lo cual indica si
los granos se romperán o no en los limites y de no ocurrir la ruptura se puede
establecer si es necesario realizar una molienda mas fina para alcanzar el
grado de liberación.
La Figura 1 se presenta los tipos morfológicos de textura y su influencia en el
procesamiento de minerales según Craig y Vaugham (1981).
24
TEXTURA Y NATURALEZA DE
INTERCRECIMIENTO
DIAGRAMA
PROPIEDADES DE LIBERACIÓN EN PARTÍCULAS RELATIVAMENTE GRANDES.
EJEMPLO DE MENAS
Equigranular, límites lisos y rectos. Intercrecimiento simple.
Liberación muy fácil. Común en menas magmáticas, metamórficas de alto grado y recristalización
Límites mutuos curvados, con poca interpenetración. Intercrecimiento simple.
De muy fácil liberación, común en menas que cristalizan simultáneamente.
Moteada, en caries con penetración parcial de unos granos en otros. Relativamente es un Intercrecimiento simple.
De fácil liberación. Es propia de menas en las cuales se ha presentado reemplazamientos mutuos entre minerales.
Gráfica mirmequitica. Profunda micropenetración.
Liberación muy difícil, casi imposible. Por lo general no es una textura principal en menas. Se origina por exsolución o reemplazamiento.
Diseminado como emulsiones o gotas. Intercrecimiento Eutectoide. Minerales finamente dispersos.
La liberación completa es difícil o imposible. A menudo es necesario un tratamiento químico. Se origina por exsolución (izq) Au/arsenopirita/calcopirita o por reemplazamiento(der). Pirita/escalerita
Bordes intergranulares. Intercrecimiento en atolón, encerrado y como película.
La liberación puede ser difícil, si los granos libres están cubiertos de una película continua. No es rara, por lo general es producto de reemplazamientos. Ej. Película de hematina en oro, calcosina o covelina en pirita, galena o escalerita
25
Concéntrica, esferulítica, Intercrecimiento coloforme bandeado.
Liberación muy difícil o difícil. Es común en menas de Fe, Mn, Al, U. usualmente esta relacionada con precipitación coloidal.
Planar, laminar. Intercrecimiento en multicapas. Las láminas varían de tamaño.
Liberación fácil o variable. Es producida por exsolución ej. cubanita/calcopirita, ilmenita/magnetita o reemplazamiento ej. Magnetita/hematina.
Reticular, enmallado. Intercrecimiento de fina interpretación.
Liberación variable o difícil. Ocurre por reemplazamiento Ej. Bornita/calcopirita, Anglés/covelina/galena o por exsolución, ej. Hematina/magnetita.
Figura 1. Tipos morfológicos de texturas y su influencia en el procesamiento
de minerales.
2.2.3. Grupo III: Datos cuantitativos
El cálculo cuantitativo de los tamaños de las partículas de las especies
minerales contenidas en la mena permite establecer los parámetros
adecuados para el procesamiento mineral así como para la extracción del
mineral y/o la especie de interés. Es por lo tanto necesario que los
constituyentes mineralógicos cuantificados sean presentados de manera
cuantitativa o semi cuantitativa con el fin de darle la máxima utilización a la
caracterización.
Los minerales auríferos complejos son causa de perdidas de oro debido a
que algunas características mineralógicas afectan la recuperación. La
textura, los intercrecimientos, la localización y distribución de los metales de
interés, son tema fundamental a definir por la caracterización puesto que
pueden ocasionar problemas en el procesamiento.
26
Como ya se explicó la necesidad de procesos de oxidación como
pretratamiento para minerales y concentrados de sulfuros, carbonáceos y
teluros son obligatorios para incrementar la extracción hidrometalúrgica. Las
asociaciones mineralógicas más importantes en las menas de sulfuros
auríferos que exigen pretratamiento oxidante previo a la lixiviación
convencional se ilustran en la figura 2.
Oro Liberado
Cristales de oro en los límites de grano
Grano de oro encapsulado en sulfuro
Oro presente en los límites de las partículas de
sulfuro
Oro en pirita concrecionaria
Oro en partículas coloidales o en solución sólida
en sulfuro.
Figura 2. Diferentes tipos de asociaciones de oro con sulfuros
minerales.
Sulfuros
Oro
Otros minerales
Sulfuros
27
2.3. CARACTERISTICAS DEL SISTEMA FILONIANO DE MARMATO Los filones de Marmato se dividen en tres grupos: Norte, central y sur,
(Álvarez y Arias, 1970), presentan buzamientos variables y rumbos entre
N45ºW y N65ºW. Algunos de los trabajos de explotación que actualmente
adelantan en Marmato, se agrupan de la siguiente forma respecto de los
filones.
Tabla 1. Resumen sistema filoniano del Distrito Minero de Marmato.
FILÓN ASOCIACIÓN CARACTERÍSTICAS DIRECCIÓN
Aguaceral
Pirita-blenda-galena -calcopirita-pirargirita-arsenopirita-pirrotina -covelina-tetraedrita-oro
Tipo ramificado, localmente estructuras en estoverca. Brechado y fracturado. Espesor 1 m.
N60ºW
Santa Inés Pirita-blenda-pirargirita-galena-calcopirita-oro.
Fallamiento e intensa fracturación. Espesor 50 cms.
N75ºW
Porvenir
Pirita-blenda-galena -calcopirita-arsenopirita-pirargirita-oro.
Ramificado, filones paralelos. N45ºW
N55ºW
Hogador Pirita-galena-oro
Echandía Pirita-blenda-galena -calcopirita-pirargirita-cinabrio-estibina-oro.
Filones paralelos y ramificados. Espesor 80 cms
N45ºW N48ºW
El stock de Marmato es portador de filones mineralizados, las vetas
principales son seis en (Aguaceral, Mellizos, Porvenir, Santa Inés, Santa
Cruz y Hogador) y dos en Echandia, son paralelas a subparalelas y
presentan ramificaciones en las más variadas direcciones; aunque las
características de estas vetas no son uniformes, en general el interior de los
filones es brechado, presentando bloques de la roca de caja impregnados
y/o reemplazados por sulfuros metálicos. Pirita, esfalerita, galena,
arsenopirita, pirrotina, pirargirita, tetraedrita y calcopirita, aparecen como
minerales metálicos. El oro se encuentra como elemento nativo y
subordinado principalmente a pirita, la plata también se encuentra asociada a
28
galena. Cuarzo y calcita constituyen la ganga. (Botero, J. And Zuluaga, C.
1980).
El mineral más abundante es la pirita, ampliamente distribuido en la zona
mineralizada. Ocurre en cristales subedrales y anedrales como
diseminaciones en la roca huésped o como relleno de fracturas o cavidades.
La blenda, es el segundo mineral en abundancia reemplazando a los
minerales de ganga y pirita. Es del tipo Marmatita, es decir blenda ferrifera.
La galena, es el tercer mineral en importancia y se encuentra reemplazando
a la pirita y a la blenda. (Gómez, L And Rodríguez, L. 1988)
En menor porcentaje se observa calcopirita como inclusiones dentro de la
blenda como productos de exolución o como diseminaciones rellenando
diminutas fracturas (ibidem).
Como minerales accesorios se encuentran dióxidos de hierro.
Las principales mineralizaciones se concentran en filones paralelos a
subparalelos, cuya dirección varía entre N 65º W y N 45º W. La continuidad
vertical de los filones es considerable y para algunos se conoce en más de
200 metros. Las vetas poseen características variables entre sí y aún
individualmente, según el nivel.
Los minerales metálicos al interior de las vetas principales se presentan en
venas e hilillos (pirita y esfalerita) o diseminados en la roca brechada (pirita,
galena, arsenopirita, pirargirita, tetraedrita, calcopirita, blenda, covelina). En
ocasiones la concentración de sulfuros metálicos hacia los respaldos es tan
alta que es difícil establecer los límites del filón. La concentración de
especies a través del filón tampoco es siempre uniforme.
29
El oro se encuentra como oro libre, subordinado a sulfuros, principalmente a
pirita; la plata se presenta en pirargirita y asociada a galena y blenda.
2.4. EXTRACCION METALURGICA
2.4.1. Lixiviación con cianuro
La acción disolvente de las soluciones de cianuro alcalino sobre el oro
metálico fue conocida desde 1783 por el científico sueco Carl Wilhelm
Scheele y mencionada en sus publicaciones. Otros científicos estudiaron las
reacciones involucradas, entre ellos: P. Bagration, en Rusia con
publicaciones sobre este tema en 1844, L. Elsner, en Alemania desde 1846
publicó algunas investigaciones relacionadas con el poder disolvente de las
soluciones de los cianuros alcalinos sobre los metales preciosos y M.
Faraday, en Inglaterra con publicaciones desde 1857.
Justamente, Elsner fue quien primero estableció la necesidad de la presencia
de oxígeno para que el cianuro disuelva el oro, planteando la ecuación
global.
4Au0+8KCN+O2+2H2O ? 4KAu(CN)2+4KOH (2..2)
Sin embargo, su aplicación al tratamiento de minerales no fue puesta sino
hasta mucho después cuando el químico metalurgista John Stewart
MacArthur solicita una patente de invención por el ”Proceso de obtención de
oro y plata desde sus minerales”, que fue concedida el 19 de octubre de
1887, como British Patent Nro. 14.174.
La parte química del procedimiento de la cianuración ha progresado
relativamente poco, todavía se emplean las soluciones débiles de cianuro
30
alcalino; se precipita con zinc en forma de polvo o de virutas, se alcalinizan
los minerales casi universalmente con cal, etc. Para la lixiviación, el cianuro
se utiliza en alguna de sus formas mas solubles, es decir, indistintamente,
como cianuro de potasio (KCN), como cianuro de sodio (NaCN) o como
cianuro de calcio (Ca(CN)2). A su vez, el ion aurocianuro, [Au(CN)2]-, es
extremadamente estable, mostrando así la fuerte afinidad de
acomplejamiento del oro por el ion cianuro (Mihovilovic, 2001).
Sin embargo, la cianuración ha progresado considerablemente desde los
tiempos en los cuales se inició el procedimiento, dando como resultado que
este tratamiento metalúrgico se pueda aplicar a minerales muy pobres y aun
complicados.
El proceso de cianuración puede llevarse a cabo atendiendo variables tales
como:
Tipo de contacto
Dilución de pulpa (relación sólido liquido)
Tiempo de contacto
Concentración de reactivos
Calidad del agua y de los reactivos del proceso
Características mineralógicas de la muestra a tratar
El proceso como tal involucra dos etapas fundamentales, en la primera de
ellas definida como lixiviación, el agente lixiviante disuelve la especie o
31
elemento de interés; mientras que, en la segunda etapa se logra la
recuperación de esta especie o elemento disuelto por métodos que van
desde la precipitación o cementación hasta la electrometalurgia. Es usual en
las plantas encontrar una etapa intermedia entre las dos donde se obtiene la
separación de la fracción sólida de la fase liquida.
La termodinámica de ambas etapas, la lixiviación y la precipitación
(empleando zinc), se puede entender mejor observando la figura 3 que
corresponde al diagrama Eh/pH; diagrama de Pourbaix, para el oro y el
cianuro (ibidem).
32
Figura 3. Diagrama Eh/pH para el sistema CN-H2O, a 25ºC, considerando
una concentración total de cianuro de 10-3 molar (Mihovilovic, 2001).
En la figura, también se pueden apreciar los intervalos de las condiciones de
estabilidad para la ocurrencia de otras disoluciones de oro: (1) con ácido
clorhídrico en presencia de ácido nítrico como oxidante (acción del agua
regia), (2) de la disolución con tiourea, y (3) del rango de operación de los
métodos indirectos de lixiviación de oro por oxidación de los sulfuros
encapsulantes (oro refractario a la lixiviación directa por oclusión), sea por
bio-oxidación o por oxidación a presión.
33
Del análisis de este diagrama Eh/pH resulta claro que: ? Todo el proceso de cianuración en la práctica se realiza entre pH 10 y
11.5.
? Para la cianuración se requieren condiciones de operación más bien
oxidantes.
? Para la precipitación con zinc las condiciones de operación, conservando
el pH alcalino, deben ser totalmente reductoras.
2.4.2. Variables del proceso extractivo
Como se explicó antes existen factores determinantes que afectan la
disolución del oro así (Meza, 1990):
Concentración de oxígeno : En el proceso de disolución descrito por la
ecuación de Elsner o por Habashi, la presencia de oxígeno es esencial para
oxidar el oro a la valencia +1 o +3 y poder hacer que reaccione ionizando el
agua para permitir la formación de peróxidos o hidróxidos de sodio. En
general se puede decir que la velocidad de disolución del oro por el cianuro
es proporcional a la cantidad de oxígeno disuelto, es decir a su presión
parcial en solución.
Concentración de reactivos: El agente lixiviante está representado por el
cianuro el cual generalmente es de sodio o de potasio, aunque puede
emplearse también el cianuro de calcio. A pesar de que se conocen las
características termodinámicas y físico-químicas que rigen el proceso
extractivo del oro, las características mineralógicas de las muestras a tratar
aportan especies que interactúan con el agente lixiviante; por tanto, es difícil
predecir exactamente la concentración adecuada, pero la experiencia ha
34
indicado que en las pulpas minerales si se desea extraer oro, la
concentración de NaCN deberá estar entre 300 a 900 mg de NaCN por litro
de solución (Gaviria, 2000). Experimentalmente se ha apreciado que con
concentraciones mayores a ésta, la disolución de la plata presenta una
mayor viabilidad que la del oro. Además del agente lixiviante y del oxígeno
es posible encontrar en el proceso extractivo otro tipo de reactivos que
tienden a modificar efectos negativos al proceso; un ejemplo clásico lo
constituye la cal que se aplica no sólo para entrar en la zona termodinámica
de viabilidad sino también para evitar la perdida del agente lixiviante por la
hidrólisis natural del cianuro cuando el pH es inferior a 9.
Tipo de contacto: El contacto entre el sólido (mineral) y la solución portadora
de reactivos es importante porque en esa interfase es donde ocurren las
reacciones. Entre las formas clásicas de realizar pruebas de lixiviación se
tienen, lixiviación “In situ”, lixiviación en botaderos, lixiviación en pilas o
canchas, lixiviación por percolación y lixiviación por agitación.
Calidad del agua : La composición del agua es un factor importante puesto
que si esta viene cargada con sales se puede generar una perturbación
negativa en el proceso extractivo. Aguas con contenidos de materias
orgánicas consumen oxígeno perturbando también la disolución del oro por el
cianuro. Materiales sólidos que crean turbiedad en el agua pueden generar
retrasos al proceso puesto que pueden incrementar el tiempo de difusión del
reactivo hacia la zona útil del mineral, además de que se convierte en un
problema si existe una etapa de separación sólido-liquido.
Características mineralógicas de la muestra a tratar: Para entender el
comportamiento de las especies minerales que contienen el oro en
soluciones de cianuro , se requiere que se determinen los siguientes
parámetros:
35
1. Tenor del depósito
2. Composición de la mena (elemental y mineralógica)
3. Concentración de otros minerales valiosos
4. Minerales que afectan el proceso
5. Distribución de los tamaños de granos de oro
6. Tipo del mineral de oro y características de liberación de todos los
minerales valiosos.
La determinación de las características composicionales de (1-4) requiere
muestras de tamaño estadístico y de lugares representativos en el depósito.
Las características (5 -7) requiere métodos instrumentales más sofisticados
para poder analizar los aspectos texturales de las muestras (Marsden y
House, 1992).
2.4.3. Química del cianuro en medio acuoso
La figura 4 muestra el equilibrio de disociación del acido cianhídrico en
función del pH. La importancia de esta figura radica en reconocer la alta
presión de vapor del HCN a condiciones ambiente lo que hace que se
volatilice con facilidad; esto obliga a controlar cuidadosamente el pH por
encima de 10 para entrar en la zona de estabilidad de los productos de la
reacción 2.3 (Mihovilovic, 2001).
10
a 102,6K CNHHCN ??? ???? (2.3)
36
Figura 4. Disociación entre el HCN y el CN- libre, en func ión del pH, en
condiciones del ambiente (a 26º C), mostrando la conveniencia de operar
sobre pH 10 (Mihovilovic, 2001).
A su vez, tanto el ácido cianhídrico como el ión cianuro libre, en presencia de
oxígeno y bajo condiciones adecuadamente oxidantes, se oxidan a cianato
(CNO)- de acuerdo a las ecuaciones que siguen:
OHCNO2O1HCN2 2221 ??? ? (2.4)
-
22- HO2CNO3OHO2CN3 ???? ? (2.5)
Estas reacciones son indeseadas durante el proceso de lixiviación, ya que
reducen el cianuro libre disponible y las especies de cianato no disuelven
oro. Según se observa en el diagrama Eh/pH del sistema cianuro/agua
(Figura 5), estas reacciones de oxidación deberían ser termodinámicamente
espontáneas. Sin embargo, en la práctica eso no ocurre y se requieren
37
oxidantes muy poderosos, tales como el ozono (O3), el agua oxigenada
(H2O2) o el ácido hipocloroso (HCIO), para lograr que la reacción para la
destrucción de cianuro se produzca a una velocidad significativa (Mihovilovic,
2001).
Figura 5. Diagrama Eh/pH para el sistema CN-H2O, a 25ºC, considerando
una concentración total de cianuro de 10-3 molar (Mihovilovic, 2001).
En condiciones simplemente aireadas, esas reacciones son extremadamente
lentas, pero pueden acelerarse con la acción de la luz ultraviole ta, de calor,
de bacterias y catalizadores, lo que es de gran importancia medio-ambiental
para la destrucción del cianuro en efluentes.
La constante estabilidad para el ión complejo Au(CN)2- en solución ha sido
estimada en 1039, asumiendo la siguiente reacción (Mihovilovic, 2001):
? ? ??? ?? 2NCAuCN2Au (2.6)
38
2.4.4. Mecanismos de disolución del oro en soluciones de cianuro
Conocer el mecanismo exacto de la disolución de oro, en una solución
cianurada, es de considerable importancia, debido a las numerosas
reacciones que tienen lugar en la disolución del metal precioso en soluciones
agitadas de cianuro, las cuales algunas veces causan un consumo no
deseado de cianuro y cal, y a la complejidad de los procesos químicos
envueltos en dichas reacciones (Mihovilovic, 2001).
Como se mencionó anteriormente, Elsner (1846) fue el primero en reconocer
que el oxígeno era esencial para la disolución de oro en una solución
cianurada.
Sin embargo, dado que MacArthur y Forrest (1887), los inventores del
proceso de cianuración, no tuvieron inicialmente conciencia, ni de la
importancia, ni de la participación del oxígeno en la reacción.
La polémica con respecto a la participación en la disolución del oro del
cianógeno (C2N2), no es puramente académica, ya que para influir en las
velocidades de disolución o controlar a eventuales agentes retardantes o
inhibidores, es indispensable entender los mecanismos envueltos en el
proceso.
En 1934, G. Barsky, S. J. Swainson y N. Hedley pudieron establecer los
cambios de energía libre de reacción. (?G) de las distintas reacciones
propuestas por Elsner, Bodländer y Janin. Basándose en estos datos, es
posible concluir que el oro y la plata son solubles en una solución oxigenada
que a la vez contiene iones de cianuro, pero son insolubles en una solución
cianurada que no contiene oxígeno. Es decir, se llego a la conclusión que
solamente eran termodinámicamente posibles las reacciones que tenían
presencia de cianuro y oxígeno en la solución.
39
El trabajo realizado por G. A. Deitz y J. M. Halpern, en 1953 en Canadá,
resolvió por que el oro se disolvía de modo prácticamente igual en una
solución concentrada o diluida de NaCN, o de KCN. En efecto, se estudio la
disolución usando varias presiones parciales de oxígeno, resultado una serie
de curvas del tipo de las que se ilustran en la figura 6.
Figura 6. Curva típica de disolución del oro, a 25ºC, mostrando el efecto de
la presión de oxígeno y su concentración en la solución, versus la
concentración de cianuro (Mihovilovic, 2001).
Los resultados fueron concluyentes: a concentraciones bajas de cianuro, una
mayor presión de oxígeno no tiene efecto sobre la velocidad de disolución,
sea del oro o de la plata, mientras que, a concentraciones de cianuro
mayores, la disolución pasa a ser dependiente de la presión parcial de
oxígeno. En otras palabras, existe una relación entre las concentraciones de
40
cianuro y el oxígeno disponible, que controla combinadamente la velocidad
de reacción optima (Mihovilovic, 2001).
Esta relación se demostró como correcta para explicar la disolución de oro en
soluciones diluidas, sin embargo, no explicaba otros efectos del proceso,
particularmente a otras concentraciones de los reactantes. Recién en 1947,
P. F. Thompson, en Australia, demostró el comportamiento anódico del oro,
para oxidarse, y el catódico, en el que se reducía el oxígeno.
Mas tarde, en 1966-67, F. Habashi estudio íntegramente la termodinámica y
la cinética de la disolución de oro con cianuro. En primer lugar, comprobó
experimentalmente que de acuerdo a la estequiometría de la reacción
inicialmente propuesta por Elsner y después, ratificada por Bodländer , se
tenia que:
2Au+4KCN+O2+2H2O 2KAu(CN)2+2KOH+H2O2 (2.7)
4 moles de cianuro se necesitan por cada mol de oxígeno presente en la
solución.
2 moles de cianuro disuelven un mol de oro.
1 mol de oxígeno se requiere para disolver 2 moles de oro, y
1 mol de agua oxigenada se forma por cada 2 moles de oro disuelto.
Además, Habashi demostró experimentalmente que la velocidad de reacción
puede ser influida así:
41
el H2O2 favorece la velocidad de disolución del oro, pero solo hasta cierto
punto, ya que luego pasa a formarse el ión cianato que consume cianuro y no
disuelve ni oro ni plata (recuérdese el diagrama Eh/pH del sistema cianuro-
agua.
OHCNOOHCN 222- ??? ? (2.8)
La concentración CN- es beneficiosa en bajas dosis, ya que a
concentraciones mas altas de cianuro se promueve la producción del ácido
cianhídrico, que no disuelve ni oro ni plata, y es ambientalmente en extremo
peligroso por ser un gas venenoso muy activo (cámara de gases)
???? OHHCNOHCN 2
- (2.9a)
y como además:
OHOHH 2?? ?? (2.9b)
Sumando da:
HCNHCN ?? ?? (2.10)
Cuya constante de equilibrio es: K = 109.24
O sea:
? ? ? ?? ? pH24.9CNHCNlog - ?? (2.11)
Es decir, a pH < 9.24 se empiezan a producir perdidas de cianuro libre por
formación de HCN gaseoso. Aquí corresponde referirse, primero, a la grafica
42
de disociación del HCN en función del pH, y, segundo, al diagrama Eh/pH del
sistema cianuro-agua.
La norma de seguridad para trabajar industrialmente con cianuro en la que se
dispone que en todo momento debe operarse sobre pH 9.24. en la practica
operacional se trabaja siempre sobre pH 10, que es denominado pH de
“alcalinidad protectora”.
El oxígeno afecta positivamente la velocidad de disolución apenas se
incrementa la cantidad de cianuro disponible. En este aspecto, los
resultados experimentales coincidieron con el resultado obtenido por Deitz y
Halpern. Sin embargo, para condiciones atmosféricas, es decir, con PO2 de
0.21 atmósferas, las soluciones diluidas de CN- tienen el mismo efecto
práctico que una solución mas concentrada.
La temperatura tiene un efecto favorable hasta los 85ºC, mas allá empieza a
disminuir la solubilidad del oxígeno y la velocidad de disolución decrece.
Este mecanismo de disolución, basado en la influencia mutua de las
concentraciones del cianuro y el oxígeno, resulta típico de un proceso de
corrosión electroquímica. Así, el área del oro se puede dividir, para mostrar
esquemáticamente el comportamiento anódico y catódico, respectivamente,
tal como se muestra en la Figura 7.
43
Figura 7. Diagrama esquemático del proceso de disolución del oro mostrado
como una corrosión electroquímica (Mihovilovic, 2001).
F. Habashi (1987) combino sus descubrimientos experimentales con las
demostraciones de Thompson - acerca del carácter electroquímico de la
reacción de disolución del oro- y tomando como cierto que la velocidad de
disolución esta controlada por la difusión del oxígeno disuelto y de los iones
cianuro a través de la capa limite de Nernst, le fue posible formular
matemáticamente el proceso en la forma de una ecuación de velocidad de
disolución.
Las suposiciones básicas de esta teoría de transferencia de masa son las
siguientes (Mihovilovic, 2001):
Existe una capa límite difusional de líquido, que se mueve con la partícula, a
través de la cual ocurre la transferencia de masa solo por difusión.
44
El gradiente de concentración a través de la capa limite es aproximadamente
lineal; y
El cuerpo del líquido, excluyendo la capa límite, tiene una composición
uniforme.
Para el desarrollo de esta ecuación se parte de la aplicación de la ley de Fick
para la difusión del oxígeno y del cianuro hacia la superficie del oro –
interfase- bajo condiciones de estado estacionario, lo que nos da
(Mihovilovic, 2001):
? ? ? ? ? ?? ?lOiOOO PPA
DdtPd
22122 ??
? (2.12)
? ? ? ? ? ?? ?liCN CNCNA
D
dtCNd ??
?
???
2? (2.13)
Donde:
DO2 y DCN- son los coeficientes de difusión en la solución del O2 y CN-,
respectivamente.
D(PO2)/dt y d(CN-)/dt son las velocidades de difusión de los iones de O2 y CN-
, respectivamente.
(PO2)l y (PO2)i son las presiones parciales de O2 en el seno de la solución, y la
interfase con el sólido, respectivamente;
CN-l y CN-
i son las concentraciones del ión CN- en el seno de la solución y la
interfase, respectivamente;
45
A1 y A2 son las áreas superficiales en las cuales ocurren las reaccione
catódicas y anódicas, respectivamente;
d es el espesor e la capa limite y
t es el tiempo.
Para el caso de control difusional (en que el trasporte es el mecanismo
limitante o el proceso más lento), es posible asumir que las reacciones
químicas en la superficie del oro son muy rápidas comparadas con las
velocidades a las cuales los iones de oxígeno y cianuro se difunden a través
de la capa límite. De esta forma, las concentraciones en la interfase del
sólido pueden ser consideradas como cero. Mas aun, inspeccionando las
reacciones catódicas y anódicas en la Figura 7 y la consecuente reacción
global, se puede ver que se requieren 4 moles del ion cianuro y un mol de
oxígeno para disolver 2 moles de oro. Entonces la velocidad de disolución
del oro estará dada por:
? ?
? ?lOO
O
PAD
dtPd
AuDisolVeloc
212
2
2
2..
??
?? (2.14)
? ?
? ??
?
?
?
??
CNAD
dtCND
AuDisolVeloc
CN22
121
..
?
(2.15)
Además, en condiciones de estado estacionario la velocidad de la reacción
catódica debe ser igual a la velocidad de la reacción anódica por lo tanto:
46
? ? ? ?lCN
lOO CNA
DPA
D ??
? 2212
21
2??
(2.16)
La ecuación 2.16 puede ser reescrita si consideramos que el área de
interfase total, para la disolución del oro, es A= A1 + A2 reemplazando en la
expresión de la velocidad de disolución, finalmente resulta:
? ? ? ?? ?? ?? ? ? ?? ?lCNlOO
lOl
CNDPD
PCN?
?
???
22
2CNO2
4
D D2A V
-
? (2.17)
Ahora bien, a bajas concentraciones de cianuro, la ecuación (2 .17) puede ser
simplificada así:
? ??
?
?CNA
AuDisolVeloc-CN
D
21
.. (2.18)
La ecuación (2.18) señala que a bajas concentraciones de cianuro, la
velocidad de disolución depende sólo de la concentración de cianuro, lo cual
es apoyado por datos experimentales.
Por su parte, si la concentración de cianuro es alta, la velocidad de disolución
depende solo de la concentración de oxígeno , y la ecuación (2.17) es
simplificada de esta forma:
? ??
lOPAuDisolVeloc 2O2DA 2
.. ? (2.19)
Cuando el proceso pasa desde control por trasporte de cianuro a control por
trasporte de oxígeno , ambos reactantes debieran estar emigrando a la
47
superficie del metal a sus máximas velocidades, así podemos igualar las
ecuaciones (2.18) y (2.19) justo para este punto de cambio del control
difusional, desde el cianuro al oxígeno , momento en el que se cumplirá que;
? ? ? ?lOOlCNPDCND 224??
? (2.20)
Entonces, la velocidad limite máxima para la disolución del oro ocurre
cuando:
? ?? ? 4
22
??
?
lOO
lCN
PD
CND (2.21)
O mejor:
? ?? ? ?
??
CN
O
O DD
PCN 2
2
4 (2.22)
Ahora bien, se ha determinado que la contradifusión de la molécula de
cianuro hacia la interfase es más dificultosa, primero, ya que al tener carga
negativa tiende a asociarse en su movimiento con los protones presente y,
segundo, por ser de un tamaño mayor que la del oxígeno (Mihovilovic, 2001).
Entonces, no es extraño descubrir que la molécula de oxígeno, al ser un gas
disuelto, presente una movilidad mayor, cerca de 1.5 veces más rápida que
la de cianuro. Por lo tanto, al medir experimentalmente los coeficientes de
difusión respectivos, para 25ºC, se tienen aproximadamente los siguientes
valores (Mihovilovic, 2001):
sD
sD
CN
O
/cm10*83.1
/cm10*76.225
252
?
?
?
?
?
48
Es decir, se mantiene la relación:
DO2/DCN- = 1.5.
Entonces, reemplazando estos valores en la ecuación (2 .22) resulta que: la
mayor velocidad para la disolución del oro ocurre cuando se cumple que las
concentraciones del cianuro y del oxígeno disuelto se encuentran en una
razón molar de aproximadamente seis (Mihovilovic, 2001).
? ?? ?
62
??
OPCN (2.23)
Por otra parte, a temperatura ambiente y presión atmosférica, en un litro de
agua hay unos 8.2 mg de O2 disueltos en el agua. Esto corresponde a unos
0.27 x 10 -3 moles/litro de concentración de O2. De acuerdo con ésto, la
velocidad máxima de disolución del oro, con O2 del aire a 1 atm (PO2 = 0.21
atm), estará dada por una concentración de NaCN de 0.079g/l o de 1.62 x 10-
3 moles/litro, aproximadamente- que es justamente lo que se observa en la
practica (Mihovilovic, 2001).
Estas relaciones han sido comprobadas experimentalmente, tal como se
muestra en la Tabla 2 y Tabla 3, sustituyendo los valores estimados de los
coeficientes de difusión y las concentraciones conocidas de cianuro y
oxígeno en el seno de la solución en las condiciones del cambio de control
por difusión desde cianuro a oxígeno (Mihovilovic, 2001).
49
Tabla 2. Promedio de concentración de iones de cianuro y oxígeno a la
velocidad limitante de disolución del oro, de la plata y del cobre (Habashi,
1967).
METAL TEMP.
[OC] Po2
[atm]
[O2] [mol/l]x103
[CN-] [mol/l]x
103
[CN-]/(O2) VELOCIDAD
LIMITE INVESTIGADOR
25 1.00 1.28 6.0 4.69 25 0.21 0.27 1.3 4.85 35 1.00 1.10 5.1 4.62
KAKOVSKII Y KHOLMANSKIKH
(1960) ORO 27 1.00 0.25 2.7 10.76 KUDRYK Y KELLOGG
(1954) 24 7.48 9.55 56.0 5.85 24 3.40 4.35 25.0 5.75
DEITZ Y HALPERN (1953)
35 2.70 2.96 22.0 7.40 25 1.00 1.28 9.4 7.35 35 1.00 1.10 8.1 7.35
PLATA
25 0.21 0.27 2.0 7.40
KAKOVSKII Y KHOLMANSKIKH
(1960)
25 1.00 1.28 9.8 7.65 COBRE 35 1.00 1.10 8.3 7.65
KAKOVSKII Y KHOLMANSKIKH
(1960)
El uso de los valores promedio de la relación DCN/DO2, de la Tabla 3, con los
valores de la velocidad límite de la Tabla 2, entrega los resultados que
aparecen en la Tabla 4, así mismo, usando la relación (2.23) se puede
calcular el espesor de la capa límite, tal como se señala en la Tabla 5.
? ?? ?? ? ? ?? ? ? ??
?
???
CNDPDAuDisolVel
PCN
CNOO
O
22
2CNO2
4..
D D 2 -
? (2.24)
Los resultados calculados a partir de los datos experimentales y presentados
en la
Tabla 4 guardan una buena relación con el valor promedio 4, predicho en la
ecuación (2.21). A su vez, ésto confirma la reacción propuesta por
Bodländer (9a), en 1896, como la reacción de disolución del oro con cianuro
50
y al peroxido de hidrogeno como un producto de la reducción catódica del
oxígeno.
Tabla 3. Valores estimados de los coeficientes de difusión (Habashi, 1967)
KCN [%] DCN-[cm2/s x 105] DO2[cm2/s x 105] DCN
-/DO2 INVESTIGADOR 0.03 2.01 3.54 0.57 KAMEDA (1949)
0.0175 1.75 2.20 0.79 KUDRYK/KELLOGG (1954)
PROMEDIO 1.88 2.87 0.68 ---------------------
Por otro lado, los valores máximos obtenidos de hasta 7.3 indican que el ión
hidroxilo es el producto final de la reducción catódica del oxígeno. La
sumatoria de ambas reacciones se ve así también valida, tal como lo predijo
Elsner al proponer la reacción global 2.2, en 1846.
Tabla 4. Datos experimentales de espesor de la capa limite de difusión en
oro (Habashi, 1967)
METAL TEMP. [OC]
Po2 [atm]
DCN-[CN-]/DO2(PO2) d[cm] INVESTIGADOR
25 1.00 3.2 4.5 x 10-3 KAKOVSKII/KHOLMANSKIK (1960)
25 0.21 3.3 2.2 x 10-3 KAMEDA (1949) ORO 27 0.21 7.3 9.7 x 10-3 KUDRYK Y KELLOGG
(1954) 25 3.40 3.9 5.1 x 10-3 DEITZ Y HALPERN
(1953) PLATA 25 1.00 4.9 1.8 x 10-3 KAKOVSKII/KHOLMANSKIK (1959)
51
2.4.5. Cinética de cianuración
La cinética es importante porque define las velocidades de reacción y los
mecanismos por el cual las soluciones y sólidos se aproximan al equilibrio.
(Meza, 1990).
Como se mencionó anteriormente la cianuración es una reacción que se da
entre un sólido y un líquido, en los que la reacción se produce en la interfase
entre el líquido y el sólido.
Para que ocurra, los reactantes, que están presentes en el seno del líquido,
se difunden a través de una película liquida de espesor “d” denominada
“capa límite”, que es estática y que está ubicada sobre la superficie del
sólido. Por su parte, los “productos de reacción” deben hacer el recorrido en
el sentido contrario, hacia el seno del líquido, como se aprecia en la Figura 8.
Figura 8. Elementos participantes en una reacción sólido-líquido
(Mihovilovic, 2001).
Solución Homogénea
Contraflujos de productos de la reacción
Flujo de Rectantes
Espesor de la capa limite
Sólido
52
El espesor d de la capa límite se ha determinado experimentalmente, con
una variación dependiente del grado de agitación, desde 0.50 mm para
sistemas en convección natural hasta 0.01 mm en sistemas convección
forzada, sin embargo el valor más usual es de 0.03 mm que es el valor
medido en sistemas acuosos normalmente agitados, a 20°C.
Cuando ocurre la participación de constituyentes gaseosos se puede decir
que se tiene una reacción heterogénea, del tipo gas-liquido-sólido, como son
el tipo de Au+CN-+O2, para la formación del complejo [Au(CN)2]-, que es
clave en la disolución del oro desde sus minerales por el proceso de
cianuración.
Las etapas de una reacción heterogénea del tipo gas-liquido-sólido son:
1. Absorción del gas en el líquido.
2. Difusión y adsorción de los reactantes hacia la interfase sólido-líquido.
3. Reacción química en la interfase.
4. Desorción y contradifusión de los productos hacia el seno del líquido.
Las etapas 2 y 4 muchas veces son determinantes de la velocidad de
reacción heterogénea; entonces se habla de un proceso cuyo control es
difusional.
Si la etapa 3 es muy lenta, correspondiente a una reacción química de baja
velocidad, será ella la que determine la velocidad del conjunto de la reacción
heterogénea. Entonces el proceso tiene un control químico.
53
Simplificando lo anterior se desarrollo el “Modelo de Nerst”, quien
consideraba que los fenómenos químicos que ocurren en la interfase son
siempre más rápidos que al menos una de las etapas de transporte
difusional, sea ésta de los reactantes o bien la de los productos. Es decir, el
modelo de Nerst es de control difusional.
De esta forma, según el modelo de Nerst, es posible tener los reactantes la
siguiente expresión para la velocidad de reacción (Mihovilovic, 2001):
)(*
iccAD
dtdn
V ????
(2.25)
V=Velocidad de la reacción heterogénea global del proceso
D=Coeficiente de difusión (área/tiempo) (0.5 a 2.0 x 10-5 cm2/seg)
A=Área de la superficie de reacción
d=Espesor de la capa límite por la que hay difusión (3 x 10-3 cm)
(c-ci)=Gradiente de concentración entre el líquido (c) y la interfase (ci)
dn/dt=Cantidad de reactante que difunde por unidad de tiempo
Como una limitación del Modelo de Nernst, se tiene que tener en cuenta que
la capa límite no necesariamente es estacionaria con respecto a la superficie
del sólido y su renovación, por efectos de condiciones hidrodinámicas
enérgicas en el sistema, puede conducir fácilmente a que la superposición de
linealidad del gradiente de concentración (c-c i) no sea correcta.
54
Muchas veces ocurre que la reacción química en la interfase puede ser muy
lenta, como por ejemplo, en el caso de una reacción química de baja
velocidad. Esto, a su vez, pasa a ser determinante de la velocidad del
conjunto de la reacción heterogénea. En estos casos, ya no se aplica el
Modelo de Nernst y se hablará de un proceso cuyo control es químico.
Luego la velocidad global del proceso estará dada por la expresión:
niAckV 2? (2.26)
Donde:
K2=Constante de velocidad de reacción
A=Área por la que se produce la difusión
C i=Concentración del reactante en la interfase
n=orden de la reacción química
La ecuación de la velocidad de reacción química es del mismo orden de
magnitud que la velocidad de difusión de los reactantes, entonces ambas
ecuaciones se pueden igualar. Para ello se supone una primera instancia
una reacción química de primer orden:
Si n=1 )(12 ii ccAKAcK ?? (2.27)
21
1
KKcK
c i ?? (2.28)
55
Reemplazando en la ecuación (2.26) resulta en la expresión más general que
se muestra en la siguiente ecuación:
KAcAcKK
KKV ?
??
21
21 (2.29)
De esta expresión se puede ver que, si:
K1<<K2 ? K=K1=D/d el proceso estará controlado por fenómenos de difusión,
en este caso de los reactantes, y si:
K2<<K1 ? K=K2 el proceso estará controlado por la reacción química en la
interfase.
2.4.6. El problema de la refractariedad
La refractariedad ha sido asociada a bajos niveles de extracción del oro y la
plata, por su alto valor comercial; se puede decir, que en una mena, un
mineral refractario es aquel que no permite la extracción del elemento valioso
cualquiera que este sea, utilizando los procesos metalúrgicos clásicos. En
general, un mineral aurífero es refractario cuanto más bajo (< 80%) sea el
porcentaje del elemento valioso extraído. (Meza 1990 p 1-146)
Buscando optimizar la extracción de los valiosos, se han desarrollado
métodos piro e hidrometalúrgicos, tendientes a disminuir el efecto refractario
de algunos minerales.
Con el descubrimiento de nuevas menas fuente de valiosos, empezaron a
encontrarse diferentes minerales refractarios, por lo que fue necesario
clasificar por tipos estas refractariedades, teniendo en cuenta la naturaleza
56
físico-química de este fenómeno. En la mayoría de los depósitos minerales
que contiene oro, una parte del metal valioso es soluble en soluciones
cianuradas, otra parte del oro se puede presentar en minerales que son poco
solubles, también se puede presentar como oro invisible en otros minerales.
La distribución de la cantidad de oro en los diferentes minerales es un factor
importante cuando se evalúa cualquier proceso de extracción. La Figura 9
representa diferentes tipos de asociación de oro con sulfuros minerales.
Asociados a los minerales auríferos podemos encontrar los siguientes tipos
de refractariedad:
Según Yannoupolous (1991), en los depósitos los minerales el oro se puede
encontrar como: oro nativo, oro aleado, oro en compuestos u oro invisible. De
acuerdo a la forma en que el oro se presenta y a los elementos o
compuestos con los que se asocie, la refractariedad de los minerales puede
ser clasificada como química ó física.
La refractariedad química esta determinada por tres condiciones:
1. Teluros de oro insolubles.
2. Presencia de minerales que puedan descomponerse y reaccionar con
cianuro (minerales cianicidas).
3. Presencia de minerales que consuman oxígeno.
En la refractariedad física se pueden distinguir cinco condiciones:
1. (R1) Minerales que contengan oro fino encapsulado o unido a una matriz
de: carbón, pirita, arsenopirita ó sílice.
57
2. (R2) Minerales que contengan el oro aleado con: Sb (AuSb2 -
Auroestibina) ó Pb.
3. (R3) Minerales que contengan el oro recubierto con películas finas de
óxidos de hierro, cloruro de plata, compuestos de antimonio, manganeso ó
plomo; bien sea desde la mena o en su tratamiento.
4. (R4) Minerales con contenidos de materiales adsorbentes (materia
carbonosa y/o arcillas) que sustraen el oro de la solución rica.
5. (R5) Minerales que presenten especies que estén en transformación,
como los sulfuros los cuales podrían descomponerse y formar cianicidas,
tiosulfitos, arsenitos y/o iones ferrosos todos estos consumidores de oxígeno.
La figura 9 representa sinópticamente esta refractariedad.
Figura 9. Clasificación de la refractariedad en las menas de oro. Fuente:
Yannopoulos 1990, p81.
58
3. PROCEDIMIENTO EXPERIMENTAL
3.1. ETAPAS Y ACTIVADES DEL PROYECTO En la investigación se siguieron las etapas y actividades que se muestran a
continuación:
ETAPA A: Revisión y recopilación bibliográfica
Actividad
A1 Recopilación Bibliográfica
A2 Revisión y análisis de la literatura disponible.
ETAPA B: Visita de campo
Actividad
B1 Visita al Municipio de Marmato, reunión con los líderes de la
región y con los directivos de la escuela de Minas de Marmato.
B2 Muestreo de las vetas para caracterización mineralógica.
B3 Muestreo de las minas para obtener mineral para prueba de
cianuración.
ETAPA C: Desarrollo experimental
Actividad
C1 Caracterización mineralógica de las muestras. Determinación
de propiedades químicas, físicas, mineralógicas y mecánicas,
con miras a la definición de las pruebas mineralúrgicas y
metalúrgicas.
C2 Pruebas mineralúrgicas.. Estudio de liberación, pruebas de
59
molienda, clasificación y concentración gravimétrica.
C3 Pruebas hidrometalúrgicas: Pruebas de lixiviación de
diagnostico, pruebas de recuperación por cementación.
ETAPA D: Análisis de la Información
Actividad
D1 Interpretación de los resultados de caracterización.
D2 Interpretación de las pruebas minero y metalúrgicas.
D3 Elaboración del diagrama de flujo que se ajuste a los
resultados optimizados de las etapas D1 y D2.
D4 Elaboración de trabajo de grado para optar al titulo de Magister
en Ingeniería de Materiales
3.2. EQUIPOS, MATERIALES Y REACTIVOS
3.2.1. Equipos para análisis físico-químicos
Espectrofotómetro de Absorción Atómica. Marca Unicam, Modelo 969,
dotado con lámparas de cátodo hueco.
Balanzas analíticas con precisión de 0.01 mg.
Balanza de pulpas
Hornos tipo Mufla.
Ionómetro, pH metro digital 692. Marca Metrom
Buretas electrónicas. Marca Brand y Schott Gerate
60
3.2.2. Equipos para análisis mineralógico
Microscopio óptico de luz reflejada. Marca LEITZ
Difractómetro de rayos X. Marca D8 ADVANCE BRUKER AXS
Microscopio Electrónico de Barrido-SEM. Marca JEOL, JSM-5910LV,
3.2.3. Equipos para pruebas en planta
Trituradora primaria de quijadas. Marca Denver
Trituradora de rodillos. Marca Denver, Modelo 507651.
Molino de Bolas. Marca Denver, Modelo 10E-106
Mesa Vibratoria Wilfley.
Molino de discos. Marca Pico
Cuateador de rifles
Serie de mallas Tyler y Ro-tap
Equipos de Agitación de seis puestos
61
3.2.4. Elementos de laboratorio
Vidriería
Crisoles de porcelana
Crisoles de platino
Electrodo de Ag/AgCl
Payonera
3.2.5. Reactivos químicos
Acetato de plomo
Acido Clorhídrico analítico
Acido Nítrico analítico
Bórax comercial
Cal comercial
Carbonato de sodio comercial
Cianuro de sodio comercial
Harina de trigo
Litargirio comercial
62
Nitrato de plata analítico
Sílice comercial
Yoduro de Potasio analítico
63
4. DESARROLLO DE LAS ETAPAS Y ACTIVIDADES DEL PROYECTO
4.1. Revisión y recopilación bibliográfica. Para dar cumplimiento a los alcances previstos en esta etapa, se ha
mantenido una búsqueda en bases de datos tales como Ei Compendex,
Sevier, ScienceDirect, a las cuales la Universidad Nacional está inscrita,
adicionalmente se establecieron contactos con investigadores internacionales
que trabajan sobre el tema y se consultó la base de datos de INGEOMINAS
relacionadas con la investigación; sin dejar de lado la revisión permanente de
textos y literatura nacional e internacional.
4.2. Visita de Campo. Se realizaron tres visitas al Municipio de Marmato, con el fin de hacer una
sensibilización con la comunidad sobre los alcances de la investigación,
adicionalmente en estas visitas se procedió a realizar los muestreos de
mineral para las pruebas experimentales.
Las muestras para caracterizar fueron extraídas de las vetas principales de
los sectores Cien pesos, El colombiano, Santa Inés y Alcaldía , para las
pruebas de cianuración se recolectó 300 kg del mineral de estas vetas, se
hizo un compósito y se sometio a las pruebas cianuración diagnóstico.
64
4.3. Desarrollo Experimental. La Etapa C reúne todas las actividades necesarias para completar la
secuencia experimental y serán descritas, según la actividad, a continuación.
4.3.1. Actividad C1. Tal como se describió en el capitulo anterior la caracterización mineralógica
se obtuvo a partir de la determinación de las propiedades mecánicas,
químicas, físicas y mineralógicas.
? Caracterización Macroscópica
Del resultado de las visitas a los sectores de Cien Pesos, El Colombiano,
Alcaldia y Santa Inés, se recolectaron muestras que fueron evaluadas
macroscópicamente obteniéndose los siguientes resultados:
Muestra 1. (Sector Alcaldía): Presenta textura porfídica con
fenocristales de cuarzo, feldespato subedrales, la matriz es de color verde
grisáceo claro cuyos cristales no se pueden diferenciar macroscópicamente.
También se observan algunos cristales de pirita en menor proporción
rellenando cavidades.
Se presentan dos costras con sulfuros y manchas de óxidos de hierro, los
cuales presentas las siguientes características (Ver Figura 10).
65
Figura 10. Muestra de mano Sector Alcaldía .
En las manchas de óxido de hierro se observa :
Pirita: Se presenta en cristales bien formados con brillo metálico y también
de forma masiva en menos proporción, no presenta alteración, no obstante
en la zona de óxidos de hierro se presenta alteración, aparentemente debido
a la exposición a agentes externos.
Esfalerita: Se presenta en masas granulares con pobre desarrollo de
cristales, el color es pardo oscuro y en algunos casos presenta iridiscencia,
debido a alteraciones. Se encuentra en un 10% de las costras.
Covelina: De color azul con brillo metálico y aspecto micáceo, se observa
clivaje, se presenta en masas irregulares en muy poca proporción respecto a
otros minerales.
Nota: En los lugares donde se presentan las manchas de óxido de hierro no
se pueden identificar claramente las proporciones de los minerales
66
presentes, por lo tanto las proporciones se obtuvieron de la parte de la
muestra donde no se presentaba ningún tipo alteración.
Muestra 2. (Sector El Colombiano): Roca maciza, con tamaño de
cristales fino a medio, con una pequeña zona de oxidación de hierro.
La muestra presenta dos asociaciones mineralógicas diferentes: La primera
correspondiente a la roca en una proporción del 20% respecto a la muestra y
la segunda presenta una agrupación de sulfuros con una proporción del 80%
de la muestra.
Primera asociación: Corresponde a una roca ígnea intermedia con presencia
de cuarzo, feldespato, pirita, de grano medio, con mayor contenido de
feldespato (60% del 20%) que de cuarzo (25% del 20%) y la pirita (15% del
20%).
Segunda asociación: Los sulfuros que se observan son los siguientes:
Pirita: se encuentra en masas cristalinas, diseminada y fresca, con tamaño
de 60% del 80%, granos de fino a medio y poco desarrollo de cristales.
Esfalerita: De color negro a pardo oscuro, se encuentra fresca, se presenta
en masas irregulares en una proporción de 20% del 80% de la muestra
(Figura 11).
67
Figura 11. Muestra de mano sector de El colombiano.
Muestra 3. (Sector Santa Inés): Roca masiva de color blanco grisáceo,
de grano medio con presencia de cuarzo(7%), feldespato(10%), pirita(80%) y
calcopirita(3%).
Nota: Dado el alto contenido de pirita, la roca presenta un brillo metálico. La
pirita presenta buen desarrollo cristalino y en general se encuentra fresca
(Figura 12).
Figura 12. Muestra de mano sector Santa Inés.
68
Muestra 4. (Mina Sector Cien Pesos): Roca Maciza inequigranular de
color blanco moteado con negro y dorado, en general muy fresca.
Presenta básicamente la siguiente composición mineralógica:
Pirita: Se encuentra en masas irregulares, fresca se presenta en un 45% del
total de la muestra.
Carbonato de calcio: Se observa como material de relleno, presenta
cavidades con inicio de cristalización, efervece con ácido clorhídrico (HCl), se
encuentra en un 35% de la muestra.
Esfalerita: Se presenta en dos tamaños, fino y medio ambos equigranulares,
no se observa alteración, su brillo metálico se encuentra en una proporción
del 18% del total de la muestra.
Calcopirita: Se encuentra diseminada en la muestra en pequeñas
proporciones (2%) (Figura 13).
Figura 13. Muestra de mano Sector de Cien Pesos.
69
? Difracción de rayos X
Continuando con el desarrollo de la actividad C1 se practicó difractometría de
rayos X así:
La difracción de Rayos X fue hecha en el laboratorio de Física del Plasma en
la Universidad Nacional de Colombia, Sede Manizales en un equipo D8
ADVANCE BRUKER AXS (Figura 29) y radiación CuK? con un barrido de 20
a 110 grados, tamaño de paso de 0,02 grados y tiempo de conteo de 4
segundos.
Se realizaron exámenes DRX de una muestra del mineral de cabeza,
concentrados y colas de mesa vibratoria en el sector de Cien Pesos, para
identificar los minerales presentes y observar la distribución mineralógica en
los diferentes flujos. Los picos característicos de los minerales en las
diferentes pruebas de DRX se pueden observar en el Anexo 3.
Figura 14. Difractógrama de cabeza mineral sector de Cien Pesos.
Operations: Background 0.000,0.000 | Smooth 0.080 | Import
File: NN.raw - Type: 2Th/Th locked - Start: 20.000 ° - End: 110.000 ° - Step: 0.020 ° - Step time: 4. s - Temp.: 25 °C (Room) - Time Started: 0 s - 2-Theta: 20.000 ° - Theta: 10.000 ° - Display plane:
Lin
(C
ou
nts
)
0
100
200
300
400
500
600
700
800
900
1000
1100
1200
1300
1400
1500
1600
1700
1800
1900
2000
2100
2200
2300
2-Theta - Scale
2 0 30 4 0 50 6 0 70 8 0 90 100 1 1 0
70
La prueba de DRX del mineral de cabeza del sector de Cien Pesos (Figura
14) reporta los siguientes minerales: cuarzo, pirita, feldespato potásico,
moscovita, ortoclasa, y arsenopirita, parte de estos minerales ya habían sido
identificados en la mineralogía de muestras de mano.
Los resultados de las difracciones mostraron que en el concentrado de la
mesa (Figura 15) se encontraban minerales como cuarzo y pirita; la
presencia de cuarzo dentro del concentrado es un indicio de mala operación
de la mesa por la diferencia de densidades entre los dos minerales.
Figura 15. Difractógrama de concentrado mineral sector de Cien Pesos.
Los resultados de la difracción de las colas de la mesa (Figura 16) reportaron
minerales como cuarzo, pirita, esfalerita, moscovita, feldespato, moscovita,
ortoclasa. La pirita y la esfalerita reportados en las colas de la mesa
confirman la mala operación de los equipos y la perdida de valiosos.
Operations: Background 0.000,0.000 | Smooth 0.080 | Import
File: 356.raw - Type: 2Th/Th locked - Start: 20.000 ° - End: 110.000 ° - Step: 0.020 ° - Step time: 2. s - Temp.: 25 °C (Room) - Time Started: 0 s - 2-Theta: 20.000 ° - Theta: 10.000 ° - Display plane:
Lin
(Cou
nts)
0
100
200
300
400
500
2-Theta - Scale
53 60 70 80 90 100 110
71
Figura 16. Difractograma colas de mesa vibratoria.
Se puede observar de los anteriores difractogramas como cambia la
proporción de minerales a medida que se analiza cada uno de los flujos
(Figura 17), para el caso de la pirita se ve claramente como es mayor la
proporción en los concentrados que en la cabeza y las colas.
Operations: Background 0.000,0.000 | Smooth 0.080 | ImportFile: MO691003362.raw - Type: 2Th/Th locked - Start: 15.000 ° - End: 110.000 ° - Step: 0.020 ° - Step time: 2. s - Temp.: 25 °C (Room) - Time Started: 0 s - 2-Theta: 15.000 ° - Theta: 7.500 ° - Displ
Lin
(C
ou
nts
)
0
100
200
300
400
500
600
700
800
900
1000
1100
1200
1300
1400
2-Theta - Scale
15 20 30 4 0 50 60 70 80 90 100 110
72
a) b)
c)
Figura 17. Relación de pirita en tres flujos (cabeza (a), concetrado (b) y
colas (c)) para un mineral del sector de Cien Pesos.
42-1340 (*) - Pyrite - FeS2 - Y: 75.00 % - d x by: 1. - WL: 1.5406 - Cubic - I/Ic PDF 1.6 - Operations: Background 0.000,0.000 | Smooth 0.080 | Import
File: 356.raw - Type: 2Th/Th locked - Start: 20.000 ° - End: 110.000 ° - Step: 0.020 ° - Step time: 2. s - Temp.: 25 °C (Room) - Time Started: 0 s - 2-Theta: 20.000 ° - Theta: 10.000 ° - Display plane:
Lin
(Cou
nts)
0
100
200
300
400
500
2-Theta - Scale
53 60 70 80 90 100 110
01-1295 (D) - Pyrite - FeS2 - Y: 6.77 % - d x by: 1. - WL: 1.5406 - Cubic - Operations: Background 0.000,0.000 | Smooth 0.080 | Import
File: MO691003362.raw - Type: 2Th/Th locked - Start: 15.000 ° - End: 110.000 ° - Step: 0.020 ° - Step time: 2. s - Temp.: 25 °C (Room) - Time Started: 0 s - 2-Theta: 15.000 ° - Theta: 7.500 ° - Displ
Lin
(Cou
nts)
0
100
200
300
400
500
600
700
800
900
1000
1100
1200
1300
1400
2-Theta - Scale
15 20 30 40 50 60 70 80 90 100 110
71-1680 (C) - Pyrite - FeS2 - Y: 18.75 % - d x by: 1. - WL: 1.5406 - Triclinic - I/Ic PDF 0.9 - Operations: Background 0.000,0.000 | Smooth 0.080 | Import
File: NN.raw - Type: 2Th/Th locked - Start: 20.000 ° - End: 110.000 ° - Step: 0.020 ° - Step time: 4. s - Temp.: 25 °C (Room) - Time Started: 0 s - 2-Theta: 20.000 ° - Theta: 10.000 ° - Display plane:
Lin
(Cou
nts)
0
100
200
300400
500600
700
800
900
1000
11001200
13001400
1500
1600
1700
1800
1900
20002100
22002300
2-Theta - Scale
20 30 40 50 60 70 80 90 100 110
73
? Microscopia óptica de luz reflejada
Para identificar las interrelaciones entre las especies minerales asociadas al
oro, se practicó microscopia óptica de luz reflejada.
Se obtuvieron cuatro secciones pulidas de las principales muestras con el fin
de identificar las asociaciones del oro, su forma, tamaño . La microscopia
óptica de luz reflejada se realizó en los laboratorios de Petrografía de la
Universidad Nacional de Colombia, Sede Medellín. Los resultados entregaron
información acerca de la forma de ocurrencia del oro, asociaciones
mineralógicas típicas, tamaños de las partículas individuales de oro y de
sulfuros minerales.
Para la identificación de minerales por medio de la microscopia se utilizaron
las tablas de color, birreflectancia, pleocroismo, reflexiones internas y
anisitropia1.
Las muestras referenciadas corresponden a:
1. Muestra 1: Concentrado manual sector Alcaldía . 1
2. Muestra 2: Muestra de veta sector El Colombiano. 2
3. Muestra 3: Muestra de veta sector Santa Inés. 3
4. Muestra 4: Muestra de filón sector de Cien Pesos. 4
1 Las tablas que se utilizaron para la identificación de los minerales se encuentra como anexo en el libro Ore Microscopy and Ore Petrography, James R. Craig and David J. Vaughan.1981.
74
Figura 18. Muestra 1. Partículas de oro libre, tamaño 84 x 66 µm y 29 x 19
µm
Como se puede observar (Figura 18), en esta muestra son comunes las
partículas de oro libre de tamaño grueso, entendiéndose así que las
part ículas gruesas de oro son fácilmente liberadas por el proceso tradicional
de molienda. Adicionalmente se encontró oro grueso (80 µm ) asociado a
pirita y galena como se muestra en la Figura 20.
Figura 19. Muestra 1. Oro asociado a pirita y galena parcialmente liberado,
las partículas de oro tienen tamaños de 92 x 99 µm y 61 x 55 µm.
Py Ga
Py
Ga
Py 100 µm
Au Au
Au
100 µm
Au
100 µm
75
En el análisis de la muestra de filón del sector de El Colombiano (Figura 20)
se encontraron minerales como pirita, galena, calcopirita y esfalerita,
adicionalmente se comprobó que el oro se encuentra asociado a partículas
de calcita y pirita.
Figura 20. Muestra 2. Partícula de oro (176 x 191 µm) asociado a pirita.
Figura 21. Muestra 2. Partícula de oro (76 x 59 µm) incluido dentro de pirita
Py
100 µm
Py
Au
100 µm
Au
76
A pesar de que las partículas de oro encontradas son relativamente gruesas,
muchas de ellas se encuentran completamente incluidas dentro de los
sulfuros como es e l caso que se observa en la Figura 21, donde se encuentra
totalmente incluido dentro de la pirita.
La microscopia óptica determinó que la muestra de filón del sector de Santa
Ines, presenta una asociación de sulfuros con pirita, esfalerita y pirrotita con
el oro. Muchas de las partículas de oro encontradas en la muestra se
encuentran completamente incluidas dentro de los sulfuros minerales tal
como se muestra en la Figura 22.
Las partículas de oro , a pesar que reducen su tamaño, se pueden seguir
considerando gruesas, el problema surge debido a que estas se encuentran
completamente incluidas dentro de los sulfuros.
Figura 22. Muestra 3. Partículas de oro dentro de pirita (57 x 43 µm, 31 x
14 µm, 13 x 13 µm, 29 x 16 µm, 16 x 44 µm, 15 x 32 µm, 15 x 51 µm, 26 x 45
µm, 27 x 30 µm, 18 x 94 µm).
Py
100 µm
Au
77
La muestra de filón del sector de Cien Pesos, mostró sulfuros como pirita,
esfalerita, galena y calcopirita ; el oro se encontró en tamaños grandes y
asociado a esfalerita y calcita , tal como se muestra en la Figura 23.
Figura 23. Muestra 4. Partículas de oro asociadas a la esfalerita y la calcita
(76 x 63 µm)
Como se puede observar en la ilustración anterior, la partícula de oro se
encuentra en el límite de grano, considerada por esto de fácil exposición por
los procesos de trituración, molienda y recuperación rápida por cianuración.
El sulfuro predominante es la pirita, seguida por esfalerita, galena, y en
proporciones traza pirrotita, marcasita, calcopirita y arsenopirita. La
proporción de sulfuros en la mena es variable y puede fluctuar entre el 10% y
el 30% de los componentes totales del mineral.
La textura de la mena es simple: los sulfuros se presentan en agregados
policristalinos de tamaño grueso. La liberación casi total (90% al 97%) de las
Shp
100 µm
Au
78
diferentes especies mineralógicas puede lograrse con una molienda a 250
? m.
El oro se presenta asociado a los agregados policristalinos de pirita-galena-
esfalerita, asociado a la ganga de cuarzo y carbonatos con pirita,
arsenopirita, esfalerita y calcopirita, e incluido en pirita en tamaños muy finos
(hasta de unos pocos micrómetros). Eventualmente se encuentran partículas
de oro asociadas a óxidos de hierro.
? Microscopia electrónica de Barrido
Continuando con la caracterización mineralógica se practicó la Microscopia
Electrónica de Barrido
En el laboratorio de Física del Plasma (Universidad Nacional de Colombia
sede Manizales) se realizaron análisis de microscopía electrónica de barrido
a dos muestras (M1 y M2) de concentrados de mesa vibratoria, procedentes
de la molienda primaria de un mineral del sector de Cien Pesos y del sector
de La Alcaldía respectivamente . Los concentrados de mesa fueron sometidos
a una limpieza en batea.
Para el análisis de las muestras se utilizaron los detectores de EDS (análisis
microquímico) y SE (topografía).
Las muestras fueron recibidas en un montaje de vidrio delgado, fijadas con
pegante epóxico blando. Dadas las condiciones en que deben ser medidas
fue necesario realizar un proceso de metalización con carbón, el cual se
realizó en una cámara de vacío mediante una descarga de plasma continua
con un electrodo de grafito y un ambiente gaseoso de Argon, el voltaje de la
79
descarga fue de 1.300V, a una corriente de 50 miliamperios durante 30
minutos.
Las muestras se caracterizan por estar conformadas por partículas de
diferente composición y muy distribuidas en tamaño, como el principal
objetivo del análisis era identificar las partículas de Oro, se tomaron
imágenes SEM en alto vacío con detector de electrones secundarios (SE)
para distinguir morfológicamente las distintas partículas, y con detector de
electrones retrodispersados (BSE) para diferenciarlas químicamente. El
resultado de esa diferenciación morfológica y química se muestra en la
Figura 24.
a) b)
Figura 24. Imágenes SEM-SE (a) y SEM-BSE (b) de la muestra M1
La distribución de tonos de gris en la imagen 24b, corresponde a diferencias
químicas entre las partículas, de manera que se puede proceder a realizar
microanálisis químico por EDS sobre cada partícula distinta para identificar
las partículas de oro.
El análisis por espectroscopía EDS puede realizarse sobre toda un área para
mapear la química de zonas grandes o sobre un punto, el cual define
aproximadamente 1 micra cúbica de microanálisis químico; se tomaron
80
espectros en modo puntual para proceder a identificar específicamente las
partículas , encontrándose galena (Figura 25) y oro (Figura 26).
Microanálisis químico muestra M1
a) b)
Figura 25. a) Espectro EDS tomado en forma puntual a partícula de galena .
b) Imagen SEM-BSE, la marca indica el punto del microanálisis.
a) b)
Figura 26. a) Espectro EDS tomado en forma puntual a partícula de oro. b)
Imagen SEM-BSE, la marca indica el punto del microanálisis.
Como se observa en las figuras 26 y 27 se diferenciaron químicamente
ambas partículas y se identificó cual de ellas era de oro; no obstante se
S
81
obtuvieron mapas de distribución química en la muestra, con estos fue
posible identificar sobre un área de barrido que zonas tienen la presencia de
determinado elemento en la superficie analizada (Figura 27).
Mapas de distribución elemental Muestra M1
a) b)
c)
Figura 27. a) Imagen SEM-BSE . b) Mapa de distribución de Au. c) Mapa de
distribución de Pb
Con ayuda de los mapas de distribución se identifican mejor las partículas de
oro, y al mismo tiempo se puede observar que e algunos casos no esta
completamente libre y se encuentra unida físicamente a otras partículas.
82
Dada la importancia de encontrar una proporción de presencia relativa del Au
con respecto a otras especies químicas o minerales, se utilizaron las
imágenes SEM-BSE para realizar estos cálculos, con ayuda de dos
aplicaciones de software especializado de procesamiento de imágenes;
concretamente se utilizó el módulo de software de procesamiento del
Microscopio ESEM analySIS® y el software SPIP®.
Con el SPIP® se determinó que porcentaje de la imagen está constituida por
granos y que porcentaje está constituida por la matriz, es decir el pegante; y
con el analySIS® se calcularon las áreas de sólo los granos de oro, para
finalmente calcular que porcentaje sobre las áreas totales de partículas,
correspondían a partículas de oro (Figura 28).
Procesamiento de imágenes Muestra M1
Imagen C1BSAUP3.TIF
Área ocupada por partículas: 52 %
Tamaño de la imagen SEM: X= 308,96 µm, Y= 232,02µm
Área total = 71.684,89 µm2
Área total de partículas = 37.276,15 µm2
Área de partículas de Oro = 13.496,43 µm2
Ocupación Oro = 36,20 %
83
a) b)
Figura 28. a) Cálculo de porcentaje ocupado por todas las partículas. b)
Medida de área de partícula de oro
Microanálisis químico muestra M2
a) b)
Figura 29. a) Espectro EDS tomado en forma puntual a partícula de oro. b)
Imagen SEM-BSE, la marca indica el punto del microanálisis
84
a) b)
Figura 30. a) Espectro EDS tomado en forma puntual a partícula de oro. b)
Imagen SEM-BSE, la marca indica el punto del microanálisis
En las figuras 29 y 30 se observan los espectros EDS tomados en forma
puntual sobre la muestra M2, ambos corresponden a partículas de Oro,
puesto que ya se tienen plenamente identificadas las características
morfológicas de tales partículas, con lo cual se pueden diferenciar
completamente del resto de partículas de la muestra.
Mapas de distribución elemental Muestra M2
a) b)
85
c)
Figura 31. a) Imagen SEM-BSE . b) Mapa de distribución de oro. c) Mapa
de distribución de Plomo
Al igual que en la muestra M1, en la muestra M2 también se identificó la
distribución elemental en superficie (Figura 31), notándose adicionalmente
que también en esta muestra hay partículas de oro que están unidas
físicamente a otro tipo de partículas.
Procesamiento de imágenes Muestra M2
Imagen C2BAUG3A.tif
Área ocupada por partículas: 57 %
Tamaño de la imagen SEM: X = 618,88 µm, Y = 464,04µm
Área total = 287.185,10 µm2
Área total de partículas = 163.695,5 µm2
86
Área de partículas de Oro = 18.388,86 µm2
Ocupación Oro = 11,23 %
a) b)
Figura 32. a) Calculo de porcentaje ocupado por todas las partículas. b)
Medida de área de partícula de oro
Con el fin de aportar información a las propiedades químicas del mineral
constituido como compuesto, de las muestras tomadas, se practicó un
análisis químico elemental empleando técnicas volumétricas, gravimétricas y
espectrofotometricas. En la determinación de elementos mayores se aplicó
complexometria Merk en la técnica volumétrica, los resultados de los
elementos más relevantes al proceso extractivo se presentan en la tabla
siguiente:
Tabla 5. Análisis químico elemental del compues to mineral.
MUESTRA Cu
(%)
Fe
(% )
Pb y Zn
(% )
Insolubles
en acido
(% )
P.P.I a
1000°C
(% )
Compuesto 0.07 4.52 0.03 85.40 9.58
87
4.3.2. Actividad C2 En el desarrollo de las pruebas mineralúrgicas se buscó como objetivo
obtener un concentrado mineral con el mínimo de perdidas generando
índices tecnológicos apropiados. La planta piloto del instituto de minerales
fue empleada en esta actividad. Las operaciones unitarias usadas fueron:
1. Conminución
2. Concentración gavimétrica
En el desarrollo de la conminución el mineral fue sometido a trituración
primaria empleando trituradora de quijadas, seguida de una clasificación
volumetrica o cribado, con una abertura de criba de ½ “, una trituradora de
rodillos actúa como trituración secundaria para el rechazo de la criba. El
mineral así obtenido se lleva a molienda con un d 80 cercano a 3/8”.
La molienda en húmedo con un porcentaje de sólidos cercana al 60%, se
efectuó en un molino de bolas con un coeficiente de llenado del 40% y
permitió obtener un d80 para el mineral entre la malla 65 y 100.
La molienda se clasifica con un tornillo Atkins, la operación unitaria de
concentración, debido a las características observadas en la Actividad C1,
permitió seleccionar como propiedad preferencia a la gravedad, razón por la
cual la concentración se efectuó en una Mesa Wilfley, esto debido a que es
común dentro de la región.
El diagrama de flujo de las operaciones de trituración, conminución y
concetración se presenta junto con los balances en la Figura 33.
88
Los índices tecnológicos encontrados pueden resumirse así:
Razón de enriquecimiento: 2.05
Razón de Concentración: 2.1
Con una Recuperación de 97.5%
Este diagrama de flujo (Figura 33) muestra cual fue la metodología utilizada
para el procesamiento del mineral obtenido del compósito de los sectores del
Colombiano, Cien Pesos, Alcaldia y Santa Inés. Los equipos utilizados se
encuentran en el Instituto de Minerales CIMEX, de la Universidad de
Colombia, Sede Medellín, se procedió a realizar una primera reducción de
tamaño en una trituradora de quijadas, posterior a esta etapa se realizó la
clasificación del mineral en una criba vibratoria la cual tiene malla de corte a
3/8” el mineral que retiene la malla regresa de nuevo a la trituración y el que
pasa la malla continúa con la molienda que se hace en un molino de bolas.
89
Mineral
TRITURADORA DE QUIJADAS
-1.6 Ton/h -d80: 8” -7 g Au/ton
CRIBA VIBRATORIA QUIJADAS
-2.16 Ton/h -d65:1/2” -7 g Au/ton
-0.56 Ton/h -d65:3/4” -7 g Au/ton
MOLINO DE BOLAS
VIBRATORIA
-1.6 Ton/h -d80:3/8” -7 g Au/ton
CLASIFICADOR ATKINS
-2.4 Ton/h -? P :86%
-1.6 Ton/h -6.5 g Au/ton -? P :25% -d80 :150? m
AGUA: 1.33 m3/h
AGUA: 0.73 m3/h
CONCENTRACIÓN MESA
AGUA DE LAVADO:
2 m3/h
CONCENTRADO COLAS
-0.84 Ton/h -0.33 g Au/ton
-0.76 Ton/h -14.37 g Au/ton
Figura 33. Esquema de tratamiento de las muestras que fueron sometidas a
lixiviación.
90
Posterior a la molienda que se encuentra en circuito cerrado con un
clasificador Atkins entrega el mineral con un d80=150 µm el cual es
concentrado en una mesa vibratoria Wifley, una vez obtenido el concentrado,
se procedió a secarlo y a clasificarlo según las mallas +65, -65 +150, -150
+200, -200 +270, -270 +325, -325, a este concentrado separado por mallas,
se le realizó ensayo al fuego y se almacenó para hacer las pruebas de
Lixiviación diagnóstico respectivas.
El análisis químico practicado a los concentrados minerales mediante las
técnicas mencionadas en la actividad C1, reporta lo siguiente
Tabla 4. Análisis químico elemental del concentrado mineral.
MUESTRA Cu
(% )
Fe
(% )
Pb y Zn
(%)
Insolubles
en acido
(% )
P.P.I a
1000°C
(% )
Concentrados 1.0 35.9 0.91 17.6 31.31
En esta actividad se había contemplado el estudio de liberación sin embargo
debido a dificultades técnicas, no fue posible realizarlo ni identificar la
liberación mas allá de lo que las pruebas de caracterización en la actividad
C1 determinaron; por esta razón, en la actividad C3 se describe la lixiviación
en cada una de las mallas de la serie Tyler.
En el Anexo 4 se presenta como aporte el índice de trabajo determinado para
la malla 150 con un molino de Bond cumpliendo las exigencias de la norma,
el objetivo de este ensayo se centró en realizar aportes al estudio cinético de
molienda el cual puede consultarse también en el anexo.
91
4.3.3. Actividad C3
En esta actividad se presenta la secuencia experimental relacionada con la
extracción del oro por medio de lixiviación empleando cianuro de sodio en
medio alcalino.
Para definir los parámetros apropiados a la lixiviación, se tomaron los
resultados reportados en la Actividad C1, relacionados con la caracterización
mineralógica de la muestra. Las pruebas de diagnóstico aplicadas, se
desarrollaron en una variante de la metodología descrita por A.A.R.L,
Laboratorio Angloamericanos de Investigación, la cual fue refinada por la
Universidad de Stellenbosch, de Sur África; según Lorenzen (1994) la
mineralogía de la muestra problema es el factor principal que determina las
etapas o procesos a seguir, con miras a optimizar los resultados. Para la
preparación de las muestras a lixiviar, se procedió como se índica en la
Figura 34, se parte del concentrado gravimétrico el cual es secado a
temperatura de 40°C, para posteriormente clasificarlo por la serie Tyler, y se
realizan las lixiviaciones sobre cada uno de los tamaños de partícula.
Figura 34. Preparación muestras para lixiviación de diagnóstico.
CONCENTRADO GRAVIMÉTRICO
CLASIFICACIÓN
+65 -65 + 150
-150 + 200 -200 + 270
-270 + 325 -325
92
Al mineral de cada malla se le determinó el contenido de oro, mediante la
técnica de ensaye al fuego. Los resultados de estos análisis se presentan a
continuación en la Tabla 5, así como el cálculo del tenor de cabeza global,
obtenido por ponderación de la distribución granulométrica.
Tabla 5. Ensayes al fuego y tenor de oro ponderado del concentrado
gravimétrico.
Malla (#)
Peso Retenido
(% )
Tenor Au [gpt]
Au Retenido (gpt)
Peso Au Retenido
(%) + 65 28,45 7,1 2,0 13,5 - 65 + 150 33,56 12,3 4,1 27,6
- 150 + 200 14,31 17,2 2,5 16,5
- 200 + 270 10,63 23,9 2,5 17,0 - 270 + 325 6,97 34,9 2,4 16,3 - 325 6,08 22,4 1,4 9,1 Cabeza
Ponderada 100 14,9
En la figura 35 muestra como es la tendencia tenor de oro según las mallas
con las cuales se realizó el estudio de cianuración, encontrándose que los
intervalos donde se retuvo mas oro fueron -65 +150, -150 +200 y -200 +270.
93
1,00
1,50
2,00
2,50
3,00
3,50
4,00
4,50
+65 -65 +150 -150 +200 -200 +270 -270 +325 -325
TAMAÑO (MALLAS)
TE
NO
R D
E O
RO
RE
TE
NID
O (
gp
t)
Figura 35. Tenor de oro retenido por malla.
? Cianuración
Las pruebas de cianuración de diagnóstico fueron realizadas en el Instituto
de Minerales-CIMEX de la Universidad Nacional de Colombia, Sede Medellin.
El procedimiento puede describirse así:
Cada tamaño fue cuarteado y se sacaron 1000 g para la prueba de
cianuración, 500 g para muestra y 500 para contramuestra, adicionalmente
se extrajeron 100 g para el ensayo al fuego, 50 g para muestra y 50 para
contramuestra según un bloque experimental de 12 pruebas. El
procedimiento para cada prueba, similar para todos los ensayos es el
siguiente:
94
Se preparó la pulpa mineral con una dilución 3:1, se montaron las muestras
en las baterías de cianuración (ver Figura 36), se analizó el pH natural de la
pulpa y se corrigió para que quedara entre 10.5 y 11, empleando CaO
Figura 36. Sistema de agitación para las pruebas de cianuración. Instituto
de Minerales-CIMEX
La razón por la cual se montaron las pruebas con base en la granulometría
se debió a que la caracterización no mostró refractariedad de la mena y los
minerales encontrados reaccionaban positivamente a la presencia del
cianuro, pensándose así que los problemas extractivos se debía a el tamaño
de las partículas de los minerales que contienen el oro. Es decir una
asociación a la textura mineral descrita en el Capitulo 1.
Las condiciones operacionales de la lixiviación fueron:
? pH se determinó en cada caso el pH natural y luego, mediante la adición
de CaO, se llevo el pH a 10.5 a 11.0. Sin embargo, como se verá el nivel
95
de pH varió llegando a alcanzar el valor de 9.0 a 9.9 en la mayoría de las
muestras.
? [NaCN], la concentración de cianuro de sodio se mantuvo constante,
durante la prueba, en un valor de 1 kg/ton sólido seco.
? Tiempo de contacto. El tiempo considerado por la lixiviación de
diagnóstico es de 24 horas, sin embargo, debido a la excelente respuesta,
las pruebas se dejaron hasta 48 horas. Durante este tiempo fueron
tomadas muestras de licor para leer por Absorción Atómica, la
concentración de oro, plata, hierro y cinc. Adicionalmente se media el pH
y el Eh de cada muestra, el resto del licor se uso para determinar el
consumo de cianuro por medio de titulación con nitrato de plata 0.01 N
empleando yoduro de potasio, como indicador.
? Tipo de contacto: agitación mecánica (80 r.p.m).
? Una vez terminada la prueba, se filtra para separar la fracción sólida y se
enjuaga el sólido con la solución de lavado de cianuro en concentración
de 0.1 g/l. este enjuague se realiza 2 veces para garantizar que todo el
oro que ha sido extraído sea filtrado. La fracción sólida es secada en
estufa a 40°C hasta sequedad y se somete a ensaye al fuego para
determinar el nivel valiosos en las colas.
El estudio de caracterización arroja que en la parte alta del Distrito Minero de
Marmato la presencia del oro grueso es significativa, se observaron tamaños
entre 100 µm y 200 µm con representación de hasta 40%, adicionalmente los
ensayos al fuego revelan que también que hay mucha cantidad de oro
microscópico el cual se reporta en las fracciones mas finas de la muestra. La
96
medición del Eh y el pH tiene como fin identificar el área de solubilidad del
oro en cianuro en función del pH y del potencial (Figura 37).
Figura 37. Diagrama de Eh vs pH para la solubilidad del oro en solución de
cianuro, mostrando la zona donde se desarrollaron las cianuraciones
diagnóstico del mineral de Marmato. Fuente: Yannopoulos 1990, p115.
La evolución de cada una de las muestras lixiviadas se presenta en el Anexo
1.
Una vez finalizada la prueba se procedió a determinar el mejor
comportamiento para el proceso de cianuración y así establecer el tamaño de
partícula bajo el cual es mejor el comportamiento de la extracción.
ZONA DONDE SE
DESARROLLO LA
CIANURACION
97
? Análisis de la extracción de valiosos
En la siguiente figura se muestra las isotermas de extracción del oro para el
mineral de Marmato dado por la diferencia de tamaños.
0
10
20
30
40
50
60
70
80
90
100
0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20 22 24 26
TIEMPO [h]
% D
E E
XTR
AC
CIO
N
+65 -65 +150 -150 +200 -200 +270 -270 +325 -325
Figura 38. Isotermas de extracción de oro, en una solución de cianuro para
mineral proveniente de la parte alta de Marmato.
La primera información que se obtiene de las isotermas de extracción
(Figura 38) es que el mineral reacciona positivamente a la cianuración,
generándose recuperaciones entre el 60% y el 90% en las primeras cinco
horas del proceso. La muestra que obtiene mejor recuperación en ese
intervalo de tiempo es la que se encuentra entre las mallas -200 +270. Se
observa que el comportamiento de la muestra cuyo tamaño es inferior a 45
µm es anormal, la gráfica no corresponde al modelo cinético clásico de
extracción.
98
Para el resto de las muestras o granulometrías tratadas, se aprecia que
después de la quinta hora continua la extracción pero disminuye la velocidad,
a tal extremo que no se considera apreciable el porcentaje de extracción para
un tiempo de agitación adicional desde la hora 19 hasta la hora 25.
Claramente se observa de la figura 38 que la conclusión aportada por el
estudio caracterización mineral es válido, puesto que, sólo se aprecia
refractariedad para la extracción de oro, en las granulometrías gruesas o
mayores a 74 µm; tal y como se describe en las pruebas de diagnóstico
(Lorenzen 1994) aplicadas al mineral. Es decir el problema se presenta por
liberación adecuada.
La figura 39 refleja el comportamiento extractivo de la plata a la lixiviación
con cianuro, de esta gráfica podemos reflejar los siguientes comentarios:
La respuesta extractiva de la plata fue muy débil, corroborando así la cinética
y los comportamientos experimentales clásicos de los metales preciosos
como dependencia a la concentración de cianuro. Históricamente se ha
podido determinar que concentraciones inferiores a 900 mg de NaCN libre
por litro de solución favorecen la extracción de oro si no hay ningún problema
mineralógico de refractariedad. En el caso de esta investigación la
concentración empleada fue de 340 mg/l; por tanto, era de esperarse que la
plata saliera como elemento secundario, esto explica las extracciones que no
superaron el 40% en 25h
99
0
5
10
15
20
25
30
35
40
0 5 10 15 20 25
TIEMPO [h]
% E
XT
RA
CC
IÓN
+65 -65 +150 -150 +200 -200 +270 -270 +325 +325
Figura 39. Isotermas de extracción de plata, en una solución de cianuro
para mineral proveniente de la parte alta de Marmato.
Al igual que se presentó para el oro, el mineral con granulometría inferior a
45 µm desarrollo un comportamiento lineal dejando prever un modelo
difusional durante la extracción de plata.
Los minerales galena y esfalerita, reportados como sulfuros de menor
proporción presentan extracciones metálicas de plomo y zinc que no
alcanzan al 1% del valor del plomo y zinc total, por lo tanto se considera que
el cianuro no los consume. En cuanto al contenido de hierro que entra en
solución alcanzan niveles significativos en mg/l como por ejemplo 70 ppm
pero teniendo en cuenta el reporte de hierro del concentrado estos valores no
alcanzan el 0.2% de extracción.
100
Las graficas de extracción para el zinc, plomo y para hierro y su evolución en
el tiempo pueden verse en el Anexo 2. El consumo de cianuro en las
diferentes muestras es mostrado en la Figura 40.
0
1
2
3
4
5
6
0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20 22 24 26
TIEMPO [h]
CO
NS
UM
O D
E C
IAN
UR
O [k
g/t
]
+65 -65 +150 -150 +200 -150 +200 -270 +325 -325
Figura 40. Consumo de cianuro para mineral proveniente de la parte alta de
Marmato.
El consumo global de cianuro no esta fuera de lo normal para los minerales
que se presentan en la mena. Puesto que al cabo de las primeras cinco
horas se alcanzó extracciones superiores al 90% con consumos inferiores a
3 kg por tonelada, del análisis de las graficas de extracción se ve que la
cinética de la plata se inicia posterior a la quinta hora generando así el
consumo de cianuro posterior a la quinta hora
Como se observa en la Figura 41, el consumo de cal para mantener la
alcalinidad de la solución y permitir que se desarrolle la reacción no es
101
significativo y decrece a medida que la partícula disminuye, excepto para las
partículas inferiores a 45 µm donde se nota el aumento en el consumo.
0
0,5
1
1,5
2
2,5
+65 -65 +150 -150 +200 -200 +270 -270 +325 -325SERIE DE MALLAS TYLER
CONSUMO DE CAL[kg/ton]
Figura 41. Consumo de cal en el proceso de cianuración para mineral
proveniente de la parte alta de Marmato.
? Esquema de procesamiento para el mineral de la parte alta del
Municipio de Marmato.
Teniendo en cuenta la caracterización mineralógica, unida a las pruebas de
cianuración diagnóstico, realizadas durante la investigación que se hizo
sobre el mineral de la parte alta del Municipio de Marmato se estableció el
102
diagrama de flujo para el procesamiento de dicho mineral tal como se
establece en la Figura 42.
MINERAL
TRITURADORA DE QUIJADAS
CRIBA VIBRATORIA
QUIJADAS
-2.16 Ton/h -d65:1/2” -7 g Au/ton
-0.56 Ton/h -d65:3/4” -7 g Au/ton
MOLINO DE BOLAS
VIBRATORIA
-1.6 Ton/h -d80:3/8” -7 g Au/ton
CLASIFICADOR ATKINS
-2.4 Ton/h -?P :86%
AGUA: 1.33 m3/h
AGUA: 0.73 m3/h
TRITURADORA DE RODILLOS
-1.6 Ton/h -d80: 8” -7 g Au/ton
CONCENTRACIÓN MESA
AGUA DE LAVADO:
2 m3/h
-1.6 Ton/h -6.5 g Au/ton -?P :25% -d80 :150? m
CONCENTRADO COLAS
-0.76 Ton/h -14.37 g Au/ton
-0.84 Ton/h -0.33 g Au/ton
CIANURACIÒN d80=malla 270
ORO RECUPERADO 262.10 g/dia
AGUA DE PULPA:
0.625 m3/h BOTADERO
103
Figura 42. Diagrama de flujo para el procesamiento del mineral de la parte
alta del Municipio de Marmato.
Este diagrama de flujo se convierte en la opción más óptima para el
procesamiento del mineral proveniente de la parte alta del Distrito Minero de
Marmato, el cual se obtuvo teniendo en cuenta la mineralogía característica
de éste Distrito Minero.
Consiste principalmente en una trituración primaria, donde el mineral
proveniente de la mina (1.6 ton/h) entra con un tamaño de 8” y con un tenor
de 7 g/ton de Au, posterior a esta etapa se clasifica en una criba vibratoria
con malla de corte de 3/8”, el mineral que retiene la malla es enviado a una
trituración secundaria (Trituradora de rodillos), el mineral que pasa la malla
de corte, se envía a un molino de bolas el cual se encuentra en circuito
cerrado con un clasificador Atkins y donde el sobreflujo de éste tiene un
tamaño de partícula de d80=150 µm el cual es concentrado en una mesa
vibratoria Wifley y donde se obtiene un concentrado mineral con 14.37 g/ton
Au, el cual es enviado a lixiviar con cianuro por un tiempo de 10 horas,
obteniéndose 262.10 g/día de oro.
Las colas obtenidas del proceso son enviadas al botadero donde serán
preparadas para ser utilizadas de lleno en las excavaciones de la mina, los
efluentes líquidos serán tratados con peroxido con el fin de degradar el
cianuro y se enviarán a tanques de sedimentación donde se eliminarán las
partículas en suspensión y estos efluentes podrán después de una valoración
del cianuro enviados a las corrientes de agua.
104
5. DISCUSIÓN Y CONCLUSIONES Macroscópicamente en las muestras recolectadas se observan que los
minerales principales sulfuros son pirita, esfalerita, calcopirita, y covelita,
acompañados de calcita y cuarzo como ganga; en el análisis de los
resultados del la difracción de rayos X se encontró que los minerales
principales encontrados fueron pirita, esfalerita y como ganga, cuarzo,
feldespato y moscovita.
Microscópicamente se encontró que el sulfuro predominante es la pirita
(60%), seguida por esfalerita (25%) , galena (14%), y en proporciones traza
pirrotita, marcasita, calcopirita y arsenopirita.
El oro se presenta asociado a los agregados policristalinos de pirita-galena-
esfalerita ver figuras 19 y 23, e incluido en pirita en tamaños finos (13 µm).
Eventualmente se encuentran partículas de oro asociadas a óxidos de hierro.
El oro se encuentra en forma de electrum, las partículas de oro se
encuentran libres ó asociados a los minerales anteriormente mencionados;
además el Anexo 5 muestra la composición de algunas de las partículas de
electrum analizadas por el Dr Rolando Lastra en la Universidad de McGill en
Canada. Las condiciones operaciones bajo las cuales se obtuvieron estos
resultados no se pudieron establecer por problemas en la transferencia de
los archivos.
En las muestras catalogadas como M1 y M2 y analizadas mediante SEM se
encontró presencia de partículas de oro, junto con las demás partículas de
105
composición distinta, las cuales fueron identificadas como galena, pirita y
carbón principalmente, este ultimo debido a la metalización por Carbón que
se realizó como preparación de la muestra. El oro identificado en ambas
muestras corresponde al tipo Electrum ya que siempre se encontró aleado a
Plata; ni nguna asociación del oro con otro elemento fue encontrada
No se encontraron partículas de oro recubiertas por pátina o oxido superficial
que impidiera su cianuración.
Aunque se sospecha la presencia de “oro invisible” en el Distrito Minero de
Marmato no se pudo evidenciar. Sería bueno continuar la investigación
sobre este campo en granulometrías menores.
Bajo esta óptica, los minerales de la parte alta del Municipio de Marmato , no
pueden ser considerados como cianicidas, debido a que los sulfuros con los
cuales se encuentra asociado el oro participan muy poco en la cinética de la
cianuración e incluso puede acelerarla como es el caso de la galena.
La grafica de extracción para oro y plata en granulometrías menores de 45
µm describe el control de un proceso difusional. Esto podría explicarse
debido a que con el aumento del área superficial y las características
mineralógicas de la muestra se podrían generar fenómenos de “prerobbing”
sobre la partícula del valioso, llevando esto a procesos de difusión largos en
las capas límites que rodean a los metales preciosos.
El consumo global de cianuro no esta fuera de lo normal para los minerales
que se presentan en la mena. Puesto que al cabo de las primeras cinco
horas se alcanzaron extracciones superiores al 90% entre las mallas -200
+270, con consumos inferiores a 3 kg por tonelada.
106
Del análisis de las graficas de extracción, se observa que la cinética de la
plata se inicia posterior a la quinta hora generando así el consumo de cianuro
posterior. La plata entra a consumir el cianuro libre dentro de la solución
cuando hay tiempos de lixiviación muy altos (más de 24 horas) y evita así la
acción del reactivo sobre el oro (Anexo 1).
Se verificó continuamente durante la cianuración el pH y Eh, manteniendo el
intervalo adecuado de operación (pH ˜ 9.5 y Eh ˜ -0.3, los metales presentes
en la solución no afectan el proceso de disolución de valiosos.
Las perdidas de valiosos generadas durante los procesos extractivos en el
Municipio de Marmato se dan por el bajo índice tecnológico de los entables,
adicionalmente los mineros cianuran el mineral a un d80= malla 65, como se
observa en la investigación, el tamaño óptimo de partícula para cianurar se
encuentra entre la malla 200 y 270.
Se puede considerar que la minera logía de Marmato no es ni refractaria, ni
cianicida debido a que reaccionan bien a la lixiviación con cianuro,
generando altas tasas de recuperación (60% al 95%) en las primeras 10
horas del proceso.
Así las cosas esta investigación recomienda un nuevo diagrama de flujo para
el procesamiento mineral de la parte alta del municipio de Marmato (Figura
43).
107
MINERAL
TRITURADORA DE QUIJADAS
CRIBA VIBRATORIA
QUIJADAS
-2.16 Ton/h -d65:1/2” -7 g Au/ton
-0.56 Ton/h -d65:3/4” -7 g Au/ton
MOLINO DE BOLAS
VIBRATORIA
-1.6 Ton/h -d80:3/8” -7 g Au/ton
CLASIFICADOR ATKINS
-2.4 Ton/h -?P :86%
AGUA: 1.33 m3/h
AGUA: 0.73 m3/h
TRITURADORA DE RODILLOS
-1.6 Ton/h -d80: 8” -7 g Au/ton
CONCENTRACIÓN MESA
AGUA DE LAVADO:
2 m3/h
-1.6 Ton/h -6.5 g Au/ton -?P :25% -d80 :150? m
CONCENTRADO COLAS
-0.76 Ton/h -14.37 g Au/ton
-0.84 Ton/h -0.33 g Au/ton
CIANURACIÒN d80=malla 270
ORO RECUPERADO 262.10 g/dia
AGUA DE PULPA:
0.625 m3/h BOTADERO
Figura 43. Diagrama de flujo másico para mineral de la parta alte del
Municipio de Marmato.
108
6. REFERENCIAS BIBLIOGRAFICAS 1. ALVAREZ A, JAIRO Y ARIAS T, ALONSO. Geología del área de
Marmato. Universidad Nacional de Colombia. Sede Medellín. 1970.
2. BALLESTER, ANTONIO; VERDEJA LUIS F.; SANCHO JOSÉ. Metalurgia
extractiva. Fundamentos. Volumen 1. 2000.
3. BOTERO, R. JAIRO; ZULUAGA, M. CLARA. Geoquímica y estructura de
los depósitos de oro de Marmato. Universidad Nacional de Colombia. Sede
Medellín. 1980.
4. CABRI, LOUIS J. et all. The nature of “Invisible” gold in arsenopirite. The
Canadian Mineralogist. Vol 27. pp 353-362. 1989.
5. ----------------------------. Mineralogical Evaluations of Gold Recoveries by
Extractive Metalurgy Techniques. Process Mineralogy XIII:Mineralogical
Techniques, Precious Metal, Environmental Corners, Ceramics Materials,
Hydrometalurgy and Minerals Exploration, Edited by R. D. Hagnd. The
Minerals, Metals and Material Society. 1995.
6. CAMPBELL, W. AND KNIGHT, C.W. A microscopic examination of the
cobalt nickel arsenides and silver deposits of Temiskaming. Economic
Geology. 1, 767-776. 1906.
7. CASTROVIEJO, R., BERREZUETA, E. and LASTRA, R. Minerals and
Metallurgical Processing. Vol 19, No 2. pp 102-109. 2002.
109
8. COOK, N.J. and CHRYSSOULIS, S.L. Concentration of “Invisible Gold” in
the common sulfides. The Canadian Mineralogist. Vol 28. pp 1-15. 1990.
9. CRIDDLE, A.J. Ore microscopy and photometry (1890-1998). Modern
Approaches to ore and environmental mineralogy. 1998.
10. CRAIG, J.R. Y VAUGHAM, D.J. Ore microscopy and ore petrography.
New York: Ed Wyley. 1981. 406 p.
11. DE MONTREUIL, L. Mineralogía del oro y su relación con el tratamiento
metalúrgico. Revista Minería. Nro 194. pp 28-46. 1986.
12. DEL VALLE, A. Mineralogía aplicada a la génesis y beneficio de
minerales metálicos. Santafé de Bogotá. Universidad Nacional de Colombia.
1997. 15 p.
13. ESCOVAR, A. JESUS; ECHEVERRI V. ALBERTO. Notas sobre minería
de veta y aluvión. pp. 125-126. 1990.
14. FEATHER, C.E. and KOEN, G.M. The significance of the mineralogical
and surface characteristics of gold grains in the recovery. Journal of the
south African Institute of Mining and Metallurgy. pp 223-233. 1973.
15. GASPARRINI, CLAUDIA. The mineralogy of gold and its significance in
metal extraction. CIM Bulletin. Vol 76, No851. 1983.
16. ----------------------------------. Gold and other precious metals, from ore to
market. September 1991.
110
17. GAVIRIA, C. ANA C. Catalogo de Procedimientos para Análisis
Químicos y de Aplicación de Normas Técnicas Internacionales y Nacionales.
Universidad Nacional de Colombia, Sede Medellin. 2000.
18. GOLDSTEIN, J. I. Scanning Electron Microscopy and X-ray
microanalysis. Plenum Press, Nueva York. 1984.
19. HABASHI, F. Kinetics and mechanism of Gold and Silver dissolution in
cyanide solution. Bulletin 59. Montana College of Mineral Science and
Technology. Butte, Montana, April 1967.
20. HARRIS, D.C. The Mineralogy of gold and its relevance to gold
recoveries. Mineralium Deposita. Vol 25. 1990.
21. HENLEY, K.J. Gold-ore mineralogy and its relation to metallurgical
treatment. Minerals Sci. Engng, vol 7, No 4. pp 289-312. 1975.
22. LOPEZ, M.E. La Mineralogía de Procesos y su aplicación de los
minerales auroargentíferos. Universidad Industrial de Santander. 1999.
23. LORENZEN, L. Some Guidelines to the design of a diagnostic leaching
experiment. Minerals Engineering, Vol 8, No. 3, pp 247-256. 1995.
24. --------------------- and TUMILTY, J.A. Diagnostic leaching as an analytical
tool for evaluating the efect of reagents on the performance of a gold plant.
Minerals Engineering. Vol 5, No 3-5. pp 503-512. 1992.
25. MARQUEZ, M.A. y GASPAR, J.C. Oro “Invisible”: definición, técnicas
de investigación, caracterización, condiciones de formación, métodos de
recuperación, ejemplo mina Sao Bento (Brasil). II Simposio Colombiano de
111
Microscopia Electrónica aplicada a la investigación en geociencias. pp 9-21.
1996.
26. MARSDEN, J. and HOUSE I. The chemistry of gold extraction. 1992.
27. MEZA, LUIS, A. Procesos Unitarios en Hidrometalurgía. Universidad
Nacional de Colombia, Sede Medellin. 1990.
28. MIHOVILOVIC, DOMIC. Hidrometalurgia: Fundamentos, procesos y
aplicaciones. 2001.
29. NAGY, I, MRKUSIC, P. y MCCULLOCH, H.W. Chemical treatment of
Refractory Gold Ores. National Institute for Metallurgy. Ran burg-South
Africa. 1996.
30. NICOL, M.J. and LAZARO, I. The role of Eh measurements in the
interpretation of the kinetics and mechanisms of the oxidation and leaching of
sulphide minerals. Hidrometallurgy. Vol 63. pp 15-22. 2002.
31. NOV GORODOVA, M.I. Native Gold: Compositional variations. Process
Mineralogy Xii. pp 109-131. 1994.
32. PROSSER, A. P. Influencia de los factores mineralógicos sobre las
velocidad de reacción química de los minerales. In: Mineral processing and
extractive metallurgy. London: Ed M.J. Jones. 1970. p. 59-79.
33. TUMILTY, J.A., SWEENEY, A.G. and LORENZEN, L. Diagnostic
leaching in the development of flowsheets for new ore deposits. Gold
Metallurgy. pp 157-167. 1987.
112
34. VAN VUUREN, C.P.J., SNYMAN, C.P. and BOSHOFF, A.J. Gold losses
from cyanide solutions. Part I: The influence of the silicate minerals.
Minerals Engineering. Vol 13, No 8-9, pp 823-830. 2000.
35. WADSWORTH, M.E. Surface processes in silver ang gold cyanidation.
International Journal of mineral processing. Pp 351-368. 2000.
36. YANNOPOULOS, J.C. The extractive metallurgy of gold. New York: Ed.
VNR., 1991.281 p.
113
7. ANEXOS
