RevisionConcGravimetricaOroTesisRosalEElorza Libre

Departamento de Ingeniería en Minas, Metalurgia y Geología Desarrollo del Proceso de Tratamiento para un Mineral de Alta Ley de Oro (46 g/ton)

ROSALBA SOTO ALMAGUER Página | 22

CC AA PP ÍÍ TT UU LL OO 33

CCOONNSSIIDDEERRAACCIIOONNEESS TTEEÓÓRRIICCAASS

Introducción En este capítulo revisaremos los conceptos teóricos relacionados con los métodos de concentración y extracción más comunes a las menas de oro. Para el oro, dada su alta densidad, la concentración gravimétrica ha sido uno de los métodos tradicionales para su beneficio. Los métodos gravimétricos han recobrado interés debido a su bajo impacto ambiental, en suma el grado de desarrollo de la actual tecnología ha permitido perfeccionar equipos que permiten extender la concentración aun a tamaños finos. Otro método comúnmente usado en el beneficio de las menas de oro lo es la flotación, éste, suele ser utilizado cuando las especies de oro se encuentran asociadas a pirita, cobre o arsenopirita. Pero sin lugar a dudas el método más extensamente usado lo es la cianuración. Muchos de los proyectos recientes, los cuales se localizan en la parte noreste del país envuelven procesos combinados de flotación-cianuración. 3.1.- La Concentración Gravimétrica La concentración gravimétrica no solo es usada para separar minerales o carbón de aquellos con los que se encuentran o presentan asociados. Es también común a muchos otros procesos industriales, tales como: separación de granos, pulpa de papel, y materiales químicos; reciclamiento de desperdicios municipales; recuperación y reciclamiento de derrames (petróleo en aguas), espumas, fabricación y producción de metales, etc. La concentración gravimétrica de metales pesados es también un proceso geológico mediante el cual la madre naturaleza ha concentrado en depósitos de placer minerales, como: oro, casiterita, ilmenita. Los métodos gravimétricos han sido usados desde hace muchos años (Fuerstenau and Han 2003).

Egipcios hace 3 000 a.c. lavaban oro. Los Atenienses usan el proceso flujo de película para procesar menas de sus minas

en la localidad de Laurium, a.c. Agrícola (1556) en la De Re Metallica describe varios procesos y equipos de

concentración gravimétrica, de uso en Europa. En el siglo XIX, Rittinger en Europa, realiza estudios teóricos-prácticos de

concentración gravimétrica. Richards en Estados Unidos, establece las bases teóricas de la concentración

gravimétrica. En 1920, Finkey (1942) establece la mayoría de las relaciones matemáticas para

describir el proceso y Taggart (1945, 1951) codifica estos principios.



Tabla 3.1 - Rangos de tamaños tratados por equipos de concentración gravimétrica.

Concentración gruesa (+1/4 ”, + 6.4 mm) Concentración fina (-100 mlls, -0.150 mm)

Pepenado a mano

Jigs (pulsión-succión, pulsación)

Medio pesado Hidrociclón en medio pesado

Clasificadores sedimentación impedida Jigs neumáticos

Jigs preponderantemente de succión

Jig Kelsey Mesas concentradoras

Espirales Humphreys Concentrador Cannon

Conos Reichert Concentrador Falcon Concentrador Knelson Concentrador Bartles-Mozley

Estructuras oscilantes Mesas planas

Concentración intermedia (1/4” a 100 mlls.)

Jigs Hidrociclón medio pesado Hidrociclón Clasificadores de sedimentación impedida

Jig Kelsey Mesas Concentradores Cannon

Conos Reichert Concentrador Falcon Concentrador Knelson

Figura 3.1.- Intervalo aproximado de aplicación de varios equipos de concentración (M= malla Tyler).



Debido al desarrollo del proceso de flotación, estos métodos declinaron en importancia en la primera mitad del siglo pasado, no obstante en años recientes hemos visto su resurgimiento; esto como consecuencia de razones como:

1. Incremento en los costos de reactivos. 2. Simplicidad de los procesos gravimétricos, aunado al desarrollo de nuevos equipos. 3. Menor impacto ambiental.

Actualmente el desarrollo de nuevos equipos permite la eficiente concentración de minerales que tienen tamaños de partícula en el intervalo de 50 a 10 micras, lo que aunado a los grandes desarrollos en bombeo e instrumentación de control, permiten la puesta en marcha de procesos de gran capacidad. La concentración gravimétrica de minerales a tamaños gruesos, siempre y cuando se encuentren liberados, presenta ventajas significativas para su posterior tratamiento, algunas de estas ventajas las podemos resumir a:

1. Menor área superficial. 2. Separaciones sólido-líquido más eficientes. 3. Ausencia de químicos absorbidos, los cuales pueden interferir en el siguiente

proceso.

Los métodos de separación gravimétrica separan los minerales de diferente gravedad específica en base a su movimiento relativo en respuesta a la gravedad y otras fuerzas; esta última muy frecuentemente es la resistencia ofrecida por un fluido viscoso, p.e.: aire o agua. Para una eficiente separación es necesario que entre los minerales a separar, además de haber liberación, exista una marcada diferencia entre sus gravedades específicas. Una idea de lo eficiente que será la concentración puede ser obtenida a partir del criterio de concentración, el cual tiene por relación:

H f

L f

(D D )CriteriodeConcentración

(D D )

(3.1)

Donde DH, DL y Df, son las densidades de la especie pesada, ligera y el fluido, respectivamente. Si el cociente es mayor de 2.5, positivo o negativo, la separación será fácil, provisto exista una buena liberación de los valores a separar. Para una concentración gravimétrica eficiente es esencial que la alimentación sea cuidadosamente preparada, para ello es necesario tener en mente lo siguiente:

a. La molienda es particularmente importante, debe ser la adecuada para lograr la máxima liberación.

b. Preferentemente la molienda primaría se deberá realizada en molinos de rodillos en circuitos abiertos.

c. En caso de requerir molienda fina, se podrán usar molinos de bolas en conjunto con cribas, esto con el fin de no sobremoler aquellos materiales quebradizos.

d. La presencia de lamas incrementa la viscosidad de pulpa y por lo tanto reduce la agudeza de la separación.



e. En los procesos de concentración es común retirar las partículas menores a 10 micras, lo cual normalmente se hace usando hidrociclones, no obstante, si hay la posibilidad de usar un clasificador hidráulico (espiral o rastrillos) es preferible.

f. Cuando sea posible, evite alimentar usando bombas. g. La concentración gravimétrica es altamente sensible al porcentaje de sólidos, así

que prevea el mantener éste. 3.1.1.- Jigs Es uno de los métodos de concentración más antiguos, y aún hoy sus principios no son del todo entendidos. Se usa para concentrar minerales gruesos (3-10 mm). En un jig la separación de minerales de diferente gravedad se realiza en una cama la cual pulsa bajo la influencia de una corriente de fluido que produce estratificación, esto dilata la cama de material que se está tratando, de manera que las partículas pesadas (alta gravedad específica) caen al fondo bajo una condición, probablemente similar a una sedimentación impedida, mientras que las partículas finas penetran los intersticios de la cama, moviéndose hacia arriba, ver Figura 3.2.

Figura 3.2.- Sección longitudinal de un jig, mostrando el camino de partículas (Curie 1973).

Durante el golpe hacia arriba las partículas se reorganizan: Las partículas ligeras ascienden a posiciones superiores.

Las partículas pesadas se mueven hacia posiciones bajas. Durante el golpe de retorno la cama se cierra y las partículas pesadas descienden a través de la cama de partículas hacia la zona de concentrados. Tratemos de ilustrar la concentración en un jig en términos de las fuerzas que actúan durante la clasificación, para ello usemos las partículas mostradas en la Figura 3.2, e imaginemos que formamos parte de ellas. Al entrar las partículas al jig, la fuerza que hace que estas se muevan en dirección transversal está determinada por el gasto de alimentación al equipo y las dimensiones del equipo. Por otro lado la fuerza clasificadora se da como resultado de la pulsación o el gasto de agua alimentado al jig.



Figura 3.3.- Ilustración del movimiento de partículas (Curie 1973).

La acción pulsante del agua expande la cama de partículas, todas estas sin excepción se ven forzadas a viajar una distancia hacia arriba, su desplazamiento ascendente está dictado o depende del tamaño, densidad, viscosidad del medio, etc. g g q qF M a M a

Asumiendo que las partículas son del mismo tamaño, entonces Mg > Mq ( i i iM V ) es decir la razón

entre estas masas es justamente la relación de densidades o sea 7.5:2.7. Y como la fuerza que actúa sobre ambas partículas es la misma, entonces se tiene que:

g qa a ; g q

q g

a M 2.70.36

a M 7.5

La distancia o espacio vertical que ascenderá cada partícula está dado por la relación:

2g g

1S a t

2

2q q

1S a t

2

El resultado final es que las partículas pesadas viajaran hacia arriba una menor distancia que las partículas ligeras, p.e.: por cada centímetro que se desplaza hacia arriba la partícula de cuarzo la galena solo se desplaza 0.36 cm.

F F

Partícula de galena g = 7.5 g/cm3

Partícula de cuarzo q = 2.7 g/cm3

2g

g g

2q qq

1a tS a2 0.36

1S aa t2



@ t = 0 @ t = t

Figura 3.4.- Ciclo de pulsación y succión en un jig.

Terminada la expansión viene una etapa de retroceso o “succión”, ver Figura 3.3, durante la cual las partículas caen ahora una distancia de acuerdo a su velocidad terminal, la que según el tamaño de partícula y régimen de flujo está determinada por las conocidas relaciones de Stokes, Castleman o Newton:

Ley de Stokes (partículas menores a 50 µm o Re < 3.0): 2

S ft

gd ( )v

18

(3.2)

Ley de Newton (partículas mayores a 0.50 cm o Re > 600) 1/2

S ft 1/2

f

3gd( )v

(3.3)

Ley de Castleman (partículas entre 50 µm y 0.50 cm o 3 < Re < 600) 3

2 S f fe 2

4 gd ( )R D B

3

(3.4)

Donde: vt = velocidad terminal.

i = densidad del sólido o fluido, según se lo indique el subíndice.

= viscosidad del fluido g/(cm-s) o kg/(m-s). d = diámetro de partícula. g = constante gravitacional.

Sg Sq



Digamos ahora que las partículas son de 0.52 cm de diámetro, tamaño que en primera instancia indica que caerán bajo un régimen turbulento, por lo que las velocidades terminales deben ser calculadas de acuerdo a la ley de Newton, siendo en cada caso igual a:

0.5

g 0.5

3gd(7.5 1.0)v 7.65 gd

1.0

0.5

q 0.5

3gd(2.7 1.0)v 3.91 gd

1.0

El tiempo de “succión” es el mismo para ambas partículas, así que la distancia que desciende cada partícula es: '

g gS v t 7.65gd t 'q qS v t 3.91gd t

Durante el tiempo de succión las partículas de galena descenderán un centímetro mientras que las de cuarzo solo descenderán 0.50 cm, finalmente la posición neta de las partículas al cabo de un ciclo es la siguiente: @ t = 0 @ t = t @ t = 2t

Conforme viajan hacia el extremo de descarga, las partículas de ganga y galena tendrán posiciones opuestas, las de cuarzo ocuparan posiciones en la parte alta de la cama de material lo que les hará ir hacia la descarga de colas, mientras que las de galena ocuparan la parte baja de la cama y se reportan al concentrado. Las distancias que viajan las partículas son afectadas por la distribución de tamaño, forma de partícula, viscosidad del medio y densidad del medio. 3.1.2.- Mesas Concentradoras Las mesas son equipos en donde se conjuga una película de agua fluyendo sobre una superficie “plana” inclinada y un desplazamiento cíclico en sentido perpendicular al flujo de la película de agua. La velocidad de esta agua es mínima en la parte baja y máxima en la interfase aire-agua. Si las partículas minerales son introducidas a esta película, las partículas finas se moverán más rápido que las gruesas,

'g'q

S 7.65gd t 7.651.96

S 3.91gd t 3.91

Sg

Sq

'qS

'gS



ya que se localizarán en la parte alta de la película. En contraste las partículas de alta densidad se moverán más lentamente y terminarán reportándose en el extremo de descarga.

Figura 3.5.- Movimiento de partículas y acción de rifles en una mesa concentradora (Curie 1973).

La alimentación a mesas concentradoras suele ser a 25% de sólidos en peso, el flujo de agua es introducido en la parte lateral de la mesa de manera que forme una película uniforme sobre toda la superficie de la mesa, la pendiente se ajusta a manera que los pesados descarguen en el extremo correspondiente, véase Figura 3.6.

Figura 3.6.- Ilustración de las varias partes que constituyen una mesa (Curie 1973).

Describir la acción de concentración en una mesa no es sencillo, las partículas se hayan sometidas a dos fuerzas de clasificación principales: la de la película de agua y la del golpe del motor, además de estas la mesa se puede inclinar para hacer más eficiente la separación. No obstante esta complejidad, veamos los principales efectos de estas fuerzas sobre las partículas a concentrar. Haciendo esto tomemos como base de nuestra descripción la Figura 3.7, en ésta como se observa la película de agua ejerce una fuerza de arrastre sobre la partícula, las partículas pesadas por razón de su mayor velocidad terminal van hacia el fondo de la película de agua en donde la velocidad del agua es la mínima.



(a)

(b)

Figura 3.7.- (a) Variación de la velocidad de la película de agua y su acción sobre la partícula y (b) descripción de la velocidad del agua con la posición “y” y componentes de la velocidad terminal.

Según se observa, la componente horizontal de la velocidad terminal (vtx) es aditiva a la fuerza de arrastre de la película de agua, mientras que la componente en “y” promueve la estratificación. Al llegar al fondo, las partículas pesadas son detenidas por la rugosidad de la mesa, lográndose la deseada estratificación-concentración. Calcular la velocidad terminal de partículas no representa problema, aun el hecho de que las partículas no sean esferas puede ser “fácilmente” considerado. Contrariamente, la velocidad de arrastre debida al flujo de agua parece ser más complicada de calcular, ya que ello requiere de recurrir a nuestros conocimientos de fenómenos de transporte, haciendo esto se tiene (Geiger and Poirier 1980):

Figura 3.8.- Ilustración de la película de agua descendiendo sobre la superficie de la mesa.

tv ty tv v cos

tx tv v sen

L

δ

Δy

y z

w.L.Δy..g

0 y

Interfase aire-agua

w.L.Δy..g sen



La Figura 3.9 muestra como luce un volumen de control de la película de agua que desciende sobre la superficie de la mesa.

Figura 3.9.- Ilustración del volumen de control.

El balance de momento en un volumen de control (Δy) de la película de agua que desciende sería:

VelocidaddeEntrada Velocidaddesalida VelocidaddeGeneración VelocidaddeAcumulación

deMomento deMomento deMomento deMomento

yz yzy y y z 0 z L

wL wL p yw p yw wL y gsen

zz z z zz 0 z L

wL y vv ywv v ywv

t

(3.5)

Rearreglando, se tiene:

yz yzy y y

2 2z zz 0 z L

wL wL

v yw v yw

+

z 0 z Lp yw p yw

wL y gsen

= zwL y v

t

(3.6)

Ahora bien en este control de volumen no cambia el producto wLΔy, igualmente el fluido es incompresible. Diviendo entonces la ecuación (3.6) por wLΔy, ésta simplifica a:

+ = zv

t

(3.7)

W

L

z

y

Δy

Generación de Momento Momento Viscoso

Momento Convectivo

Entrada Salida

z 0 z Lp p

Lgsen yz yzy y y

2 2z zz 0 z L

y

v vL

a

b = 0 en estado estable



Analizando el término “a”, conservación de masa para el volumen de control, en donde las propiedades se asumen uniformes, se tiene (Martins 1981):

EcuacióndeContinuidad ConservacióndeMasa

z zz 0 z L

(w yL )w yv w yv

t

ΔywL son independientes de tiempo, además, para un fluido incompresible constante y por lo

tanto t 0.0 , lo que simplifica nuestra relación previa a lo siguiente:

z zz 0 z Lw yv w yv w yL 0.0

t

z zz 0 z Lw yv w yv 0.0

z z z zz 0 z L z 0 z Lv v 0.0; v v

El análisis del término “b” lo podemos reducir a lo siguiente: Nuestra ecuación (3.7) se reduce a:

yz yzy y y gsen 0.0y

(3.8)

Ahora por definición tenemos que:

h 0

[f (x h) f (x)] d f (x)Lim

h dx

W

L

z = 0.0

Δy z = L

Velocidadde Velocidadde Velocidadde

Entradademasa Salidademasa Acumulacióndemasa

L

Dado que el control de volumen es pequeño, la diferencia de distancias o elevaciones son despreciables.

La presión aumenta conforme nos movemos en la dirección “y”, no obstante la distribución de presión es la misma en ambas cara, así que el término b es igual a cero (0.0).



yz yzy y y

y 0Lim gsen

y

yzdgsen

dy

Esta ecuación nos dice que la derivada yzd dy constan te , lo que significa que es una línea recta.

Integrado y usando la condición de frontera; @ y = 0 yz 0.0 , se tiene:

yz gsen

De la ley de Newton sabemos que el esfuerzo cortante es igual a yz zdv dy , de manera que:

zd vgsen y

dy

Finalmente integrando y usando la condición de frontera de que @ y = δ vz = 0.0, tenemos:

zdv gsen ydy

2

z 2

yv gsen c

2

22

z

gsen yv 1

2

(3.9)

Igualmente el gasto para esta película de agua está dado por:

3gsen w

Q3

(3.10)

La ecuación (3.9) proporciona la velocidad del fluido que desciende sobre la superficie de la mesa, la velocidad está dada por centímetro de ancho de mesa. Por su parte, la ecuación (3.10) proporciona el gasto de agua que debe mantenerse para proporcionar un espesor dado de película de agua sobre la mesa. Las implicaciones que tienen estas relaciones durante la concentración son las siguientes: el movimiento de partículas durante su estratificación-concentración es de dos géneros, deslizamiento y rodamiento. El movimiento de deslizamiento depende de la profundidad de la película de agua y el ángulo de mesa, ambos complementarios entre sí. Así para un espesor de película de agua igual al diámetro de una partícula de galena, el ángulo de mesa por debajo del cual no ocurrirá el deslizamiento de ésta es 9°. Si el espesor de espesor de película es dos veces el diámetro de partícula el ángulo por debajo del cual no existe deslizamiento será 4.5°, y para un espesor de película de agua de 10 veces el



diámetro de partícula el ángulo caerá a 1°. Por su parte el movimiento de rodamiento de las partículas es más dependiente del factor de forma de estas, así que las de cuarzo, que durante su reducción tienden a tomar formas esféricas, tendrán una mayor tendencia a rodar que las de galena. De lo anterior resulta obvio que proveer de una fórmula sencilla que permita al potencial usuario de una mesa concentradora prever las condiciones para una óptima estratificación-concentración no es fácil. No obstante ello, en párrafos anteriores hemos establecido la fórmula de la velocidad máxima descenso del fluido, la que permite calcular la velocidad de partículas de varios tamaños.

Figura 3.10.- Gráfico de velocidad relativa contra tamaño de partícula en una película de fluido que desciende sobre superficies de 2 y 5 grados de inclinación.

De estas figuras se tiene o se puede concluir lo siguiente: Pendiente de 5 °:

Si se quiere separar cuarzo de galena en una mesa con pendiente de 5°, la galena deberá tener tamaños de 0 a 0.35δ (δ es el espesor de la película de agua) mientras que el cuarzo deberá tener tamaños de 0.28 a 1.35δ. Cuarzo menor a 0.28δ se moverá junto con la galena ya que para este tamaño la velocidad de esta partícula no excede la máxima de cuarzo. Por lo tanto, usando una alimentación clasificada entre 0.28δ y 1.0δ, galena y cuarzo podrán ser adecuadamente separadas.

Vel

ocid

ad d

e pa

rtíc

ula,

val

or r

elat

ivo

Vel

ocid

ad d

e pa

rtíc

ula,

val

or r

elat

ivo



La selección de las condiciones adecuadas para una separación dada requiere: ajuste y optimización de pendiente de mesa, espesor de película de agua, gasto de agua y tamaño de partícula. La velocidad y gasto de la película de agua afecta principalmente a las partículas en la parte baja del espesor de ésta, esto de acuerdo a:

Pendiente de la superficie Profundidad o espesor de la película de fluido Viscosidad del fluido Fricción entre la superficie de la mesa y la partícula Forma de la partícula Densidad de la partícula

Los rifles regularmente espaciados y de altura definida de acuerdo a la distribución de tamaños del material, actúan como barreras que permiten la estratificación, en estos “valles” entre rifle y rifle los finos rebosan y los pesados sedimentan hacia el fondo, ver Figura 3.11.

Figura 3.11.- La altura de rifles y la distancia entre estos permite que las partículas se reclasifiquen (Curie 1973).

El impacto o “stroke” adicional que la mesa imparte, origina que las partículas pesadas se desplacen en sentido perpendicular al flujo de la película de agua. Este movimiento no es exclusivo de las partículas pesadas, también las partículas finas se verán influenciadas por éste, sin embargo como son ligeras y se localizan en la parte media-alta de la película de agua, su trayectoria termina por ser la misma que la de la película de agua. La Figura 3.12 muestra la trayectoria de partículas. Aunque por si sola la superficie ahulada de la mesa podría resultar en la estratificación-concentración de minerales, esta se encuentra provista de rifles, los cuales corren paralelamente a lo largo de su eje más largo, su altura disminuye conforme se avanza del extremo de alimentación a la descarga. La separación en mesas es afectada por muchos factores:

• Tamaño de partícula (conforme la distribución de tamaños es más amplia está resulta más difícil de tratar, la eficiencia disminuye).

• Forma de partícula.



• Tipo de superficie. • La separación también es afectada por la longitud y frecuencia del stroke, los vendedores de

mesas recomiendan: 230-235 rpm y strokes de 1 ¼ a 3/4 pulg para arena gruesa.

285-328 rpm y strokes de ¾ a 3/8 pulg para materiales finos.

Figura 3.12.- El impulso (stroke), la fuerza de arrastre de la película de agua y la componente horizontal de la velocidad terminal causan la estratificación de partículas, las que describen una trayectoria diagonal que se traduce en la concentración de partículas (Curie 1973).

En términos de frecuencia y desplazamiento los valores recomendados son: 1 pulgada o más de desplazamiento con frecuencias de 240 a 325 strokes por minuto para alimentaciones gruesas. Las alimentaciones finas requieren mayores velocidades y strokes cortos. Las mesas poseen pendientes en dos direcciones, a lo largo y a través de los rifles. La primera mejora la separación ya que permite a las partículas pesadas brincar moderadas pendientes en respuesta al movimiento de sacudida de la mesa. Cuando las distribuciones de tamaño son amplias, es común separar en dos fracciones: fina y gruesa, y cada una tratarla por separado. La capacidad de mesas disminuye con el tamaño:

1. Para tamaños de 1.5 mm las capacidades son de 2 ton/h 2. Para tamaños de 100 a 150 micras las capacidades pueden ser tan bajas como 0.5 ton/h. 3. Con alimentaciones de carbón de 15 mm las capacidades son más altas. Por ejemplo con

carbón de 5 mm las capacidades de mesas son de 15.0 ton/h. 3.1.3.- Concentrador Knelson Por último trataremos de analizar el principio de operación de los concentradores Knelson, esto debido a que son equipos que permiten hacer concentraciones de partículas, las cuales por razón de su fina diseminación en la ganga han de ser molidas a tamaños muy finos. La Figura 3.13 nos muestra la ilustración de un concentrador Knelson.



Figura 3.13.- Sección transversal de un concentrador Knelson de 3 pulgadas, y características de su operación.

El concentrador Nelson es un concentrador centrífugo de forma de tazón, desarrollado por Lee Mar Industries, Inc. de Burnaby (Canadá). Es una unidad de cono acanalado que rota a alta velocidad. La pulpa conteniendo aproximadamente 25% de sólidos es alimentada por el fondo de la unidad. Como en todos los concentradores de tazón, el concentrado es retenido en el cono hasta ser limpiado, mientras que las colas; partículas ligeras y otras consideradas de ganga, son continuamente lavadas y salen por la parte superior. El concentrador Nelson utiliza el principio de sedimentación impedida en un campo de fuerzas centrífugas. Un cono central perforado conteniendo canales horizontales a lo largo de la pared interna es rotado a velocidades superiores a las 400 rpm, a esta velocidad se genera una fuerza 60 veces más grande que la fuerza gravitacional. Las partículas pesadas son forzadas hacia fuera de las paredes siendo atrapadas por las canales o nervaduras, mientras que las partículas ligeras son acarreadas fuera por el agua de lavado. El cono está rodeado por una chaqueta de agua presurizada que inyecta agua a través de sus orificios sobre el cono, de manera que las partículas pesadas se mantengan fluidizadas. La fuerza del agua actúa contra las fuerzas centrifugas del cono rotatorio. Esta fuerza en contra es suficientemente grande para inhibir la severa compactación del concentrado colectado. La limpieza de la unidad es realizada parando el cono, abriendo el drenaje, y lavado el concentrado hacia la salida (Meza, Hartamann et al. 1994). De acuerdo a los conceptos básicos de física se tiene que la fuerza centrífuga es una “fuerza ficticia”, que aparece cuando se describe el movimiento de un cuerpo en un sistema de referencia en rotación, o equivalentemente la fuerza aparente que percibe un observador no inercial que se encuentra en un sistema de referencia giratorio. El calificativo de "centrífuga" significa que "huye del centro". En efecto, un observador no inercial situado sobre una plataforma giratoria siente que existe una “fuerza” que actúa sobre él, que le impide permanecer en reposo sobre la plataforma a menos que él mismo

http://es.wikipedia.org/wiki/Fuerza_ficticia

http://es.wikipedia.org/wiki/Observador

http://es.wikipedia.org/wiki/Sistema_no_inercial



realice otra fuerza dirigida hacia el centro del eje de rotación. Así, aparentemente, la fuerza centrífuga tiende a alejar los objetos del eje de rotación. En general, la fuerza centrífuga asociada a una partícula de masa “m” en un sistema de referencia en rotación con una velocidad angular “ω” y en una posición “r” respecto del eje de rotación se expresa por la relación :

2cfF m r (3.11)

En el caso del concentrador Knelson, las partículas entonces se verán sometidas a diferentes fuerzas centrífugas, pero como hay una inyección de agua a presión entonces la suma de fuerzas en xx’ será diferente para una y otra, lo que dará como resultados que las ligeras salgan con el flujo que asciende, mientras que las pesadas vayan hacia la periferia y se colecten en las nervaduras, para después ser extraídas como concentrado.

31m Volumen x Densidad d

6 (3.12)

3 2cf

1F d r

6 (3.13)

2 f

Así para partículas de oro (oro 19.3 g/cm3) y cuarzo ( cuarzo 2.7 g/cm3) de 212 micras diámetro, en

un concentrador de 7.5” (19.05 cm) de diámetro girando a 800 rpm (f), las respectivas fuerzas centrífugas sobre cada una de estas partículas son:

3 2 2cf oro

4 3 3 2 1 23

24

2 2 2 2 2

1F D 4 (f ) (r)

6

1 kg(2.12x10 m) 19.3x10 (4 )(800min ) (0.1905m)

6 m

kg m 1min kg m g cm0.474 1.31x10 13.1

min 60 s s s

3 2 2cf cuarzo

4 3 3 2 1 23

25

2 2 2 2 2

1F D 4 f (r)

6

1 kg(2.12x10 m) 2.7x10 (4 )(800min ) (0.1905m)

6 m

kg m 1min kg m g cm0.065 1.80x10 1.8

min 60 s s s

De la magnitud de estas fuerzas se puede observar, véase Figura 3.14, que conforme ascienden las partículas por el tazón del concentrador, sus posiciones horizontales varían, lo que da como resultado la clasificación deseada. El agua alimentada a presión a lo largo del tazón además de fluidizar la cama



de concentrado acentúa esta separación, permitiendo que las partículas ligeras salgan a la corriente que asciende hacia la salida de colas. Las presiones del agua alimentada en los equipos varían según el tamaño de partícula de éstas, y en lo general se tiene que para partículas de diámetro pequeño se usan presiones-flujos bajos y viceversa.

Figura 3.14.- Movimiento de partículas en función de la fuerza de ascenso y centrífuga sobre ellas. Las presiones de alimentación de esta agua van desde 1 a 5 lb/pulg2 (703.1 a 3 515.5 kgf/m

2). Así, sí para nuestras partículas alimentásemos en el tazón agua una presión de 1 lb/pulg2, la fuerza que se contrapondría a su fuerza centrífuga sería:

4 2 5 4fagua f2 2 2

kg kg m g cmF PA 703.1 (2.12x10 m) 2.48x10 kg 2.43x10 24.3

m 4 s s

Aunque aquí hemos determinado una fuerza, asumiéndola perpendicular a las partículas, esto no es del todo correcto ya que el agua de fluidización se alimenta de manera tangencial, ver Figura 3.15, así que solo una fracción de esta fuerza es la que se opone a la fuerza centrífuga de las partículas.

Figura 3.15.- Vista interior tazones del concentrador Knelson sección A-A’, entrada de agua y magnitud de las fuerzas centrífugas que se desarrollan (Knelson and Edwards 1990).

y

x t = 0.0

y

x t = t

Partícula de cuarzo

Partícula de oro Fcf oro

Fcf cuarzo Fagua

Fagua



3.2.- Flotación de Minerales de Oro

En esta sección revisaremos algunos conceptos de la flotación de minerales de oro. No pretendemos abordar la teoría fundamental de la flotación sino más bien aquellos aspectos prácticos de la concentración de los valores de oro de sus menas. En específico discutiremos el comportamiento de las superficies minerales, reactivos usados; ahondando sobre las particularidades de algunos de estos, y en general la flotación de especies de oro. 3.2.1.- Generalidades de Química Superficial Cuando un mineral es colocado en agua, las regiones interfaciales de las dos fases se alteran para acomodarse al nuevo ambiente. Estableciéndose así una doble capa en la interface sólido-líquido, la cual se encarga de balancear la carga eléctrica del sistema. Esta última afecta el comportamiento de la superficie mineral y sus interacciones con los reactivos químicos, factor que es de trascendencia a los procesos de separación o concentración basados en la química de superficies. La magnitud de la carga de superficial está definida por la densidad de los iones determinantes de potencial adsorbidos, en el caso de los minerales de óxidos como sílice (SiO2) los iones determinantes de potencial son OH- y H+. La estructura idealizada de la doble capa eléctrica para una superficie cargada negativamente se mostrada en la Figura 3.16. En esta ilustración, los iones positivos en solución son atraídos a la superficie constituyendo un plano de carga positiva, el que entonces es balanceado una menos estructurada colección de los iones negativos en la solución. Estos por supuesto son denominados contra-iones, y constituyen la parte difusa de la doble capa, manteniendo la electroneutralidad eléctrica. La consecuencia es que disminuyen el potencial a lo largo de la doble capa, lo que por ende determina su actividad química.

Figura 3.16.- Ilustración de la doble capa de acuerdo al modelo de Stern (Marsden and House 2006).

Po

tenc

ial



En el caso de los sulfuros minerales, los iones determinantes de potencial son más difíciles de identificar, la carga de sus superficies es mucho menor que la de los óxidos. Lo anterior es consecuencia de la nula hidratación de las superficies minerales, estas no tienen la habilidad para formar enlaces con el hidrógeno. En consecuencia sus superficies son menos hidrofílicas (afines al agua), y debido a su baja carga sus propiedades son altamente influenciadas por pequeñas cantidades de reactivos. Lo anterior da la posibilidad que con pequeñas cantidades de reactivos sea posible separar eficientemente sulfuros de óxidos (Marsden and House 2006). Las propiedades de la doble capa eléctrica de un mineral afectan el desempeño de los procesos de concentración o separación, tales como la flotación, en los aspectos siguientes:

• El signo y magnitud de la carga superficial controla la adsorción o adsorción física de los reactivos de flotación.

• Una alta carga superficial puede inhibir la quimisorción o adsorción química de los colectores.

• El grado de floculación o dispersión de las suspensiones minerales está controlado por la doble capa eléctrica.

• La ocurrencia y magnitud del recubrimiento por lamas está determinado por interacciones de doble capa.

• La cinética de flotación depende del efecto de la doble capa en la cinética de adelgazamiento de película, que también afecta la adhesión partículas-burbujas.

La magnitud de estos efectos es más pronunciada en partículas finas, y los resumidos en la Figura 3.17.

PARTÍCULAS FINAS

Masa PequeñaAlta Superficie

Específica

Atrapamiento de finas partículas (G)

Baja velocidad de flotación (R)

Bajo momento

Baja probabilidad de colisión

Recubrimiento por lamas

Dispersión o floculación

Alta capacidad de adsorción

Alta energía superficial

Alto consumo de reactivos (R)

Carencia de adsorción específica

de colector (G)

Rápida oxidación (R)

Incremento de la disolución

superficial de los complejos minerales

Estabilización de espuma (G, R)

Figura 3.17.- Diagrama mostrando la relación entre las propiedades físicas y químicas de las partículas finas durante su flotación, (G) refiere a que afecta grado y (R) a que afecta recuperación (Marsden and House 2006).



En un medio acuoso no-complejante, el oro es no reactivo debido a que los iones de oro y sus óxidos son termodinámicamente inestables, se requieren fuertes condiciones oxidantes para su formación:

2 3 2Au O 6H 6e Au 3H O E 1.457 0.059pH (voltios) (3.14)

La quimisorción de oxígeno sobre oro inicia a potenciales por encima de los 1.4 Voltios con una cubriéndose por una monocapa a aproximandamente 2.0 Voltios. Lo anterior es atribuido al crecimiento, en soluciones ácidas, de una capa de Au2O3 y de Au(OH)3 en soluciones alcalinas. Los estudios de voltamperimetría han determinado que los rangos de estos crecimientos dependen de la orientación de los cristales y las impurezas presentes. El oro puro, de superficies limpias es naturalmente hidrofilico, no obstante, las pequeñas capas de contaminantes carbonaceos, deposita del aire o soluciones, son suficientes para volverlo hidrofóbico, como resultado de ello el oro es uno de los componentes naturales más hidrofóbico en los sistemas de extracción (Marsden and House 2006). 3.2.2.- Flotación de Minerales Oro y Oro-Plata Comúnmente el oro libre metálico puede ser eficientemente recuperado por flotación, aunque generalmente es recuperado junto con otros sulfuros, con los que se encuentra íntimamente asociado en la forma de finas diseminaciones o finos granos no liberados (en solución sólida o inclusiones discretas), u ocurriendo con sulfuros hidrofóbicos. Los minerales a los que regularmente se suele asociar son pirita, arsenopirita, y en menor frecuencia a la pirrotita. La sílice suele ser también un mineral común al que se suele asociar, y en menor frecuencia con cobre. La flotación de oro de menas que no presentan sulfuros, en las que éste se encuentra en bajas concentraciones y libre son difíciles, las razones son la baja cantidad de material que se recupera y la alta densidad de la especie. A pesar de ello, si se optimizan las condiciones de flotación y se usan los reactivos adecuado es posible obtener buenas recuperaciones con concentraciones de 30:1 a 300:1. Comparada con la flotación de sulfuros, la de oro es un proceso lento. Su mineralogía tiene un profundo efecto en las condiciones que deben usarse para su flotación, así que resumiremos algunas sugerencias según el caso:

Flotación de Oro Libre con Ganga de Sílice: en el tratamiento de estos materiales de placer o depósitos gravimétricos, la mayoría de los minerales de ganga está constituida por silicatos y óxidos, los cuales como sabemos son hidrofílicos, así que se deberán usar fuertes colectores para su recuperación. Este tipo de flotaciones se recomiendan para menas de bajo grado en donde el oro se encuentra finamente diseminado y la concentración gravimétrica no puede recuperarlo. Oro Libre con Ganga de Sulfuros: si el sulfuro carece de valor, se deberán buscar condiciones que conlleven a una buena recuperación y grado. En estas se requiere una buena selección de las condiciones y combinación de reactivos, desde luego que no se podrá evitar el co-recuperar algo de los sulfuros. Comúnmente, el oro libre puede ser flotado bajo condiciones de pH neutrales con poca o “nula” adición de xantato, esto último poco común pero en ocasiones se presenta, sobre todo en depósitos en los que las aguas muestran alta durezas. Si los sulfuros asociados tienen valor económico, entonces las condiciones deberán ser tales que se obtenga el producto de produzca el mayor valor de retorno.



Oro no Libre en Ganga de Sulfuros: si el oro es fino (< 10 µm) y se encuentra íntimamente asociado o en solución sólida con los sulfuros, la cianuración resultará en bajas recuperaciones. La flotación entonces será usada para preconcentrar, y enseguida utilizar un proceso de tratamiento de los llamados para “menas refractarias”, los que de manera general son costosos. Como es obvio habrá de flotarse buscando tener la mayor recuperación y el mejor grado posible, esto porque como se dijo, los tratamientos son de muy alto costo. Flotación de Minerales de Ganga: aunque poco frecuente, se desconocen plantas que tengan documentada esta práctica, los minerales de ganga pueden flotarse antes que los oro, esto con la finalidad de reducir el costo de reactivos o bien remover impurezas que pueden afectar el subsecuente proceso de tratamiento, pudiéndose entonces decir que en dicho caso el proceso de flotación es de preconcentración (Marsden and House 2006).

La flotación de menas de oro-plata es poco común, no obstante cuando se hace se utilizan circuitos simples en donde el pH suele ser neutro o ligeramente básico. Típicamente los minerales de oro-plata son flotados usando uno o dos promotores, un espumante y como colector un xantato (343 o 350). No obstante, es posible que la gran variedad de minerales de plata (más de 200); así como sus complejas asociaciones bajo las que suele presentarse, demanden en determinadas circunstancias el uso de circuitos más complejos, los cuales pudieran incluir: deslamado, sulfurización, etc. La flotación de partículas de oro libre ha sido extensamente estudiada, sin embargo estas investigaciones se han enfocado o realizado partiendo de mezclas sintéticas y no de minerales. Las pocas investigaciones relacionadas con la flotación de oro libre contenido en menas de sulfuros o de matriz silícea indican que la flotación de oro libre es afectada tanto por condiciones químicas como físicas. Los primeros estudios por Taggart y Lange (1927-1935), establecieron claramente que el oro nativo es difícil de flotar cuando se encuentra cubierto por una patina, o su tamaño es extremadamente fino, en cualquier caso estos mismos investigadores establecieron que la recuperación de oro era máxima usando altas densidades de pulpa (Deventer, Teague et al.). Estudios más recientes sugieren que la recuperación de oro libre pueda ser afectada por su inhabilidad a fijarse a las burbujas de aire, esto como resultado de su morfología, la cual generalmente se presenta como placas con una gran cantidad de crestas y valles (Aksoy and Yarar 1989; Yarar and Pine 1989). El oro libre es naturalmente hidrofílico pero se vuelve hidrofóbico durante el paso de acondicionamiento en el que rápidamente adsorbe materiales orgánicos. Su forma inusual y textura rugosa hacen que el oro sea difícil de fijarse a las burbujas de aire, especialmente cuando existen ciertas barreras físicas como lo es partículas de sulfuros minerales ya adheridas a las burbujas de aire. Entre mayor sea la rugosidad de las placas de oro mayor será su disminución de hidrofobicidad. Así mismo el oro nativo es difícil de flotar cuando se encuentra empañado o asociado con otras partículas. En general la flotación de oro libre se ha encontrado que ocurre no como resultado de su fijación a las burbujas de aire si no por acarreo en la corriente de burbujas ascendentes, en este sentido los estudios sobre flotación de oro libre han corroborado que la flotación-acarreo de oro libre es mayor cuanto mayor es el porcentaje de sólidos usado en la flotación. Los esquemas de flotación para oro nativo son relativamente simples e incluyen variables como: molienda en presencia de un promotor (A-404, A-31), acondicionamiento por espacio de 5 a 10 minutos con 50-300 g/ton de CuSO4, flotación a 40-45% de sólidos en peso en presencia de 25-50



g/ton de xantato amílico de potasio y 60 g/ton de espumante. El CuSO4 usado durante la flotación de oro libre, se menciona puede aumentar la recuperación de oro reactivando aquellas partículas que se encuentran empañadas o bien estabilizando la espuma de manera que el oro acarreado entre los intersticios de burbujas no se pierda al emerger éstas a la interfase líquido-aire. Recientemente, estudios sobre flotación de menas de plomo, cobre y metales preciosos de minerales que contienen altos niveles de pirita han permitido aplicar el uso de colectores no convencionales logrando un alto grado de selectividad. En este sentido la Aerophina 3418A (di-isobutil ditiofosfinato de sodio), usada en lugar de xantato permite obtener concentrados de muy alto grado de metales preciosos con el mínimo de sulfuros (Pecina, Uribe et al. 2002). La fuerza de este colector y su alto costo permiten que usado en menores cantidades se obtengan mejores resultados a aproximadamente al mismo costo que usando xantato. El libro Advances in Gold Ore Processing, editado por M.D. Adams (Adams 2005), en su capítulo 14 (Flotation of Gold and Gold-Bearing Ores por R. Duane), expone de manera breve y concisa las características de flotación del oro, así como colectores y promotores que pueden ser usados para su apropiada recuperación, entre estos sobresalen los siguientes, ver Tabla 3.2:

Tabla 3.2.- Lista de colectores y/o mezclas usadas en la flotación de oro (Adams, 2005).

Composición de Colector-Colectores Individuales Nombre de Reactivo Cytec

Xantato isobutílico de sodio AERO-317 Xantato amílico de potasio AERO-343 Formulación de formato de xantógeno AERO-3758 Di-isobutil dithifosfato AERO-3477 Mercaptanobenzothiozalato AERO-404 Monothiofosfato AERO-6697 Formulación dithiofosfato Reactivo S-9810 Composición de colector-mezcla de colectores Formulación dithiofosfato/monothiofosfato AERO-7249 Formulación monothiofosfato/dithiofosfato AERO-8761 Formulación dithiofosfato/monothiofosfato/dithiofosfinato Reactivo S-9913 Formulación dithiofosfato/ mercaptanobenzothiozalato AERO-405 Formulación dithiofosfato/ mercaptanobenzothiozalato AERO-7156 Formulación thionocarbamato/dithiofosfato AERO-3926 Formulación thionocarbamato/dithiofosfato AERO-473 Formulación modificada thionocarbamato/dithiofosfato AERO 5744/5 Formulación dicresil dithiofosfato Reactivo S-8985 Formulación modificada thionocarbamato/dithiofosfato/monothiofosfato

Reactivo-S-9889

Formulación de sulfuro etil octil Reactivo S-701 Formulación dithiocarbamato/hidrosulfuro de sodio Reactivo S-3730

Después de la introducción de colectores solubles en agua, inicios de los 30’s, es que comenzó la aplicación de la flotación a una escala relativamente razonable en la industria minera del oro. Xantatos y Ditiofosfatos permitieron la flotación diferencial de sulfuros, previo a éstos los colectores eran aceites que producían concentrados “bulk” de baja ley. Durante la segunda guerra mundial, y quizá hasta finales de los 60’s, la mayor parte de la actividad en la industria del oro tuvo lugar en Canadá. Durante todo este periodo, este país fue reconocido como el segundo mayor productor de dicho metal precioso, este oro provenía del tratamiento de concentrados de cobre y menas refractarias y/o complejas de oro.



Más tarde, en Sudáfrica, la gran demanda de ácido sulfúrico ocasionada por la industria del uranio hacia finales de los 60’s, origino un sinnúmero de instalaciones; anexas a las plantas de oro, para flotar pirita. Después de tostar los concentrados para generar dióxido de azufre para las plantas de ácido, las calcinas eran cianuradas para recuperar el oro liberado. El “boom” del oro en los años 80’s y 90’s también creó nuevas oportunidades en Australia El oro ocurre en conjunto con muchos minerales, pero principalmente se presenta como oro nativo o una aleación oro-plata (electrum, la cual puede contener hasta 40% de plata). Los teluros o teleruros, sean de oro u oro-plata son de menor importancia, aunque en algunos depósitos éstos pueden estar presentes en cantidades significativas. La auroestibinita (AuSb2) y maldonita (Au2Bi) son también minerales de oro raros, pero pueden estar presentes en algunos depósitos de oro. La mayoría del trabajo de investigación básica en relación con la flotación de oro se ha hecho sobre aleaciones de oro o plata-oro de alta pureza, así como sobre partículas recuperadas en placeres. En suma a ello, gran parte de esta investigación ha sido encaminada a discernir si el oro posee hidrofobicidad natural o cierto grado de flotabilidad natural. La escasez de partículas para su estudio, aunado a las bajas concentraciones con las que suele presentarse este metal precioso, son las principales causas de la ausencia de trabajo fundamental con relación a éste. No obstante lo anterior, es generalmente aceptado que el oro fino liberado, de tamaño de aproximadamente de 150 micras flota rápidamente con la mayoría de los colectores y en particular con los xantatos y ditiofosfatos. Recientemente, a fin de mejorar las eficiencias de separación; sobre todo cuando se tratan menas complejas de baja concentración, se ha visto la necesidad de operar los circuitos de flotación a pH moderados, lo que ha llevado a la investigación y desarrollo de reactivos más solubles y estables en un amplio rango de pH’s. Nuevas investigaciones han mostrado que las partículas de oro puras y limpias poseen una aceptable hidrofobicidad, y pueden ser adecuadamente flotadas usando solo espumante, ello siempre y cuando su tamaño no sea demasiado grande o se tenga la presencia de óxido de calcio o sulfuro de sodio. El efecto positivo que tiene la presencia de plata durante la flotación de oro, fue primeramente reconocido durante los experimentos con placas de plata-oro. La adsorción del xantato etílico sobre plata es a través de un mecanismo electroquímico que involucra la formación un xantato del metal sobre la superficie. La formación de este xantato de plata, ocurre a un potencial comparativamente más bajo que el de formación del xantato de oro. La formación de dixantogeno puede contribuir a una más rápida flotación. Los dithiofosfatos son útiles como colectores secundarios, a este respecto el Aeropromotor 208 es un efectivo promotor en la flotación de oro. Cuando existe una gran cantidad de plata, los monothiofosfatos proveen de una buena selectividad hacia oro, y son capaces de recuperarlo selectivamente de algunas menas de sulfuros. Los monothiofosfatos son más estables y fuertes que los xantatos, y han encontrado buena aplicación en la flotación selectiva de menas primarias de oro y/o de metales base. El Mercaptanobenzothiolato (MBT, Aeropromotor A-404) es un promotor muy especializado, se prefiere en la flotación de oro o bien oro asociado a pirita. Es también recomendado en la flotación de oro oxidado o menas de pirita-oro parcialmente oxidadas. Puede usarse tanto en circuitos ácidos como



básicos, y es más estable que el xantato. Los colectores basados en fosfinas (Aerophina 3418A) han encontrado extensa aplicación en la flotación de plata y sulfuros de plata. Siendo también útiles colectores secundarios en el tratamiento de menas de cobre-oro, se caracterizan por espumas altamente mineralizadas y de rápida cinética. El dicresil monothiofosfinato y el di-isobutil monothiofosfinato cuando se usan en combinación con colectores thiol, se han encontrado que aumentan significativamente la recuperación, ya sea de menas primarias o colas que contienen oro. En presencia de plata, la adsorción del di- y monothiofosfinato es por formación de complejos de plata. Con relación al uso del sulfato de cobre podemos resumir que su uso es ampliamente aceptado en la flotación de menas de oro, ya que mejora la flotabilidad de las partículas de éste. Trabajo reciente sobre menas refractarias de oro, indican mejoras de recuperación del mencionado metal de hasta un 5%. La mejora en recuperación y rápida cinética observada no es resultado del mismo mecanismo observado en los sulfuros, existe sí, pero es diferente, a la fecha no hay una explicación convincente de éste.

Aunque en apariencia la flotación de oro es fácil, esto no es del todo correcto, la hidrofobicidad natural que pudiese presentar el oro limpio, puede ver afectada por la presencia de agentes pulidores residuales y restos de contaminantes orgánicos. Así, las condiciones de su apropiada flotación deben ser cuidadosamente investigadas y adecuadas a las características que presenten las superficies de éste. Se tiene así que, la fuerza y estabilidad del espumante es importante cuando se flota oro libre. La mayoría de las plantas muestran preferencia por espumantes del tipo plyglycol-ether combinados éstos con otros espumantes. No obstante cuando se requiere selectividad, como en el caso de menas de la flotación de menas de cobre-oro, se prefiere un espumante débil como el metil-isobutil carbinol (MIBC). Asimismo es de importancia la selección tamaño de partícula-espumante ya que ello permitirá la recuperación de partículas asociadas durante la etapa agotativa. En general, y por regla, los espumantes de glicoles o polipropilen glicoles son ideales para las aplicaciones que comprenden la flotación de oro y sus asociaciones. La aplicación de sulfurizantes, sulfuro de sodio y sulfidrato de sodio para promover la flotación de menas oxidadas es bien conocida desde los años 30’s. Sin embargo, el uso de sulfuro de sodio debe ser cuidadoso, usado en concentraciones por debajo de 10-5 M de S2- resulta promover la flotación de las especies oxidadas, contrariamente a concentraciones mayores a éste valor actuará como depresor. La adición de iones sulfuro (S2-) convierte algunas de las superficies oxidadas en sulfuros, las que al agregar el xantato promoverá su flotación. Con respecto al uso de sulfuro de sodio, una innovación reciente, lo es la introducción del proceso de Potencial Controlado de Sulfidización (PCS), durante el cual, y antes de flotar, el potencial de oxidación de la pulpa es controlado mediante la adición de sulfuro de sodio a un valor de aproximadamente - 450 mV. La flotación diferencial de los sulfuros de hierro: pirita, pirrotita y arsenopirita es un proceso único en la industria del oro. En algunas minas de oro existen actividades o procesos de flotación diferencial de arsenopirita de pirita o viceversa, esto como resultado de que el oro en la pirita no es refractario, y una vez liberado por molienda fina puede ser recuperado, en cambio, cuando éste se encuentra en la arsenopirita, se suele presentar en la forma de una fina diseminación o en solución sólida lo cual hace extremadamente difícil su separación-recuperación. Por un corto periodo de tiempo, 1987 a 1988, una



mina de Australia utilizó un proceso de flotación diferencial para separar arsenopirita de pirita, éste involucraba la depresión de arsenopirita con permanganato de potasio a un potencial redox controlado entre +450 a +500 mV.

3.2.3.- Generalidades de Colectores Usados en la Flotación de Oro y Sulfuros

Xantatos: la fórmula general del ion xantato (alquil dithiocarbonato) es 2ROCS ; donde R es una

cadena de hidrocarburo. Las solubilidades de los xantatos disminuye del etil (C2) al amil o pentil (C5), este último es el xantato de cadena más larga usado de manera común en la industria. Por regla general se tiene que cuanto más larga la cadena del xantato éste es más fuerte y la recuperación aumenta pero el grado o selectividad disminuyen.

Tabla 3.3.- Colectores usados para incrementar hidrofobicidad en oro y sulfuros.

Tipo de Colector Fórmula

Alquil xantato (alquil dithiocarbonato)

Dialquil dithiofosfato

Mercaptobenzothiozalato

Dialquil thionocarbamatos

Esteres xánticos

Thiocarbanilida

Ácido diaril dithiofosfórico

Los xantato pueden ser preparados a partir de la reacción entre un alcohol, disulfuro de carbón e hidróxido de sodio, esto según la reacción:

2 5 2 2 5 2 2C H OH NaOH CS C H OCS Na H O (3.15)

Los xantatos (X-) se oxidan rápidamente a dixantogeno (X2) o (ROC(S)SS(S)COR), compuestos covalentes no polares.

2X 2e 2X (3.16)

El dixantogeno es la especie activa durante la flotación de oro, pirita, y ciertos otros sulfuros encontrados en las concentraciones de oro. Las soluciones de xantato son inestables debido a varias reacciones, entre las que podemos resumir las siguientes:



a. Oxidación para formar dixantogeno. b. Descomposición ácida para formar disulfuro de carbón y un alcohol. c. Descomposición alcalina, para formar CSP2, monothiocarbonato, 2

3CO , y 23CS .

Tabla 3.4.- Vida media de soluciones de xantato a 25° y 40 ° en función de pH, bajo nitrógeno (Marsden and House 2006).

pH Temp. (° C) Vida media de los xantatos (h)

Etil Isopropil n-Propil Isobutil n-Butil Amil

10 25 709 2722 866 1187 1021 1079 9 25 720 2928 912 1175 1035 1195 8 25 707 2628 873 1172 1045 1124 7 25 402 728 479 475 492 469 6 25 63.2 72.8 61.9 63.5 51.4 57.0 5 25 6.66 6.81 7.20 6.49 5.86 5.72 4 25 0.78 0.79 0.81 0.90 0.84 0.83 10 40 124 517 158 209 182 194 9 40 128 512 163 214 188 211 8 40 123 395 150 184 161 177 7 40 62.2 96.1 72.0 86.9 71.6 74.5 6 40 14.5 14.8 15.4 16.9 15.2 15.5 5 40 1.66 1.70 1.78 1.90 1.75 1.70

Dithiofosfatos: los colectores de dithiofosfato (DTP) son colectores que bajo condiciones ácidas son más estables que los xantatos y por lo tanto son usados cuando se desea flotar a condiciones de pH menores a 8. Estos colectores no flotan eficientemente la pirita y por lo tanto tienen buena selectividad en la recuperación de otros sulfuros no-ferrosos. DTP’s generalmente proporcionan recuperaciones más bajas que los xantatos y se oxidan menos rápido, formado dímeros neutrales de dithiofosfageno:

2 2[Et(DTP)] 2e 2Et(DTP) E 0.225Voltios (3.17)

Mercaptabenzothionato: dejando de lado que son usados en muchas plantas, incluyendo aquellas en las que se flotan minerales de cobre oxidado y zinc, el mercaptabenzothionato(MBT) es un colector poco investigado. Se utiliza ampliamente en la flotación de oro y pirita bajo condiciones ácidas. El MBT tiene un pKa de aproximadamente 7 y se ioniza completamente en soluciones alcalina, posee baja tendencia a formar dithiolato (MTB2). Dithiocarbamatos: dithiocarbamatos (DTC), v.g.: isopropil etil thiocarbamato, es uno de los más ampliamente usados para la flotación de minerales de sulfuros de cobre. Son relativamente estables y oxidan a dithiolato (DTC)2, esto de manera muy similar a los xantatos:

2(DTC) 2e 2DTC (3.18)

el potencial de electrodo (E°) para el dietil (DTC) es del orden de -0.068 a -0.010 Voltios. Las especies hidrofóbicas formadas sobre las superficies minerales pueden ser dithiolatos, como en el caso



de la pírita, o un compuesto de metal-DTC, v.g.: plomo, molibdeno, y sulfuros de cobre (Marsden and House 2006).

3.3.- Cianuración En Octubre 19 de 1887, John Stewart McArthur, R.W. Forrest y W. Forrest descubrieron el proceso de obtención de oro-plata a partir de sus menas mediante la acción disolvente de cianuro. Este proceso el cual se ha nombrado cianuración, recibió uso inmediato en Nueva Zelanda y Sudáfrica. El proceso de cianuración reemplazó al antiguo método de clorinación y desde entonces ha sido uno de los proceso hidrometalúrgico estándar para recuperar oro y/o plata de sus menas. 3.3.1.- Química de la Cianuración La acción disolvente de las soluciones de cianuro sobre oro metálico fue conocida desde 1793, sin embargo, no fue hasta que este proceso fue aplicado industrialmente cuando se inició la gran mayoría de las investigaciones en las universidades. La más importante de éstas fue la de Bödlaunder en 1896, cuyas contribuciones se pueden resumir a: (1) Confirmó que el oxígeno era necesario para la disolución como lo habían clamado Elsner y Faraday y dudado McArthur y (2) Descubrió que el peroxido de hidrógeno era formado como un producto intermedio durante la disolución de oro, y propuso las siguientes ecuaciones para representar las reacciones de disolución.

2 Au°+ 4 NaCN + O2 + 2 H2O 2 Na(Au(CN)2) + 2 NaOH + H2O2 (3.19) 2 Au° + 4 NaCN + H2O2 2 Na(Au(CN)2) + NaOH (3.20)

La formación y disociación de iones complejos son reacciones reversibles, las cuales están asociadas a un valor numérico, llamado constante de estabilidad. El valor de dicha constante proporciona información sobre la estabilidad de los complejos (Reynolds 1945), así si escribimos éstas ecuaciones como disociaciones entre más pequeño es el valor más estable es el complejo; ecuaciones (3.21) y (3.22). Algunas constantes de estabilidad de complejos de cianuro de metales comunes son listadas en Tabla 3.4.

Au(CN)2

- Au+ + 2 CN- (3.21)

][Au(CN)

]][CN[Au5.0X10k

2

39Dis

(3.22)

Entre las muchas reacciones de disolución propuestas para la cianuración sobresalen aquellas en presencia y ausencia de oxígeno, reacciones (3.23) y (3.24). Los cálculos termodinámicos realizados sobre estas últimas conducen a la reafirmación de una disolución en presencia de oxígeno (Reynolds 1945). Sin embargo, también resalta el hecho que las reacciones de zinc y fierro con o sin oxígeno, tienen valores positivos de k, ver Tabla 3.6. Es decir desde el punto de vista puramente termodinámico, pueden disolverse con o sin la presencia de oxígeno.



Tabla 3.5.- Constantes de estabilidad de algunos cianocomplejos (Reynolds 1945).

ION DEL METAL

COMPLEJO CONSTANTE DE DISOCIACIÓN. (k Dis)

Zn2+ Zn(CN)42- 1.99X10-17

Ag+ Ag(CN)2- 7.94X10-22

Au+ Au(CN)2- 5.01X10-39

Cu+ Cu(CN)43- 5.01X10-31

Ni2+ Ni(CN)42- 5.01X10-32

Fe2+ Fe(CN)64- 3.98X10-36

Hg2+ Hg(CN)42- 3.16X10-42

Fe3+ Fe(CN)63- 2.51X10-44

Co3+ Co(CN)63- 1.00X10-64

4 Au° + 8 CN- + O2(aq) + 2 H2O 4 Au(CN)2- + 4 OH- (3.23)

2 Au° + 4 CN- + 2 H2O 2 Au(CN)2

- + 4 OH- (3.24)

Tabla 3.6.- Constantes de equilibrio de la disolución de metales en soluciones de cianuro, con y sin presencia de oxígeno (Reynolds 1945).

METAL Solución con Oxígeno Solución Libre de Oxígeno

Fierro 1081.4 1013.7

Zinc 1072.4 1014.2

Cobre 1048.2 10-9.6

Oro 1066 10-9.9

Plata 1058.1 10-13.8

Mercurio 1043.3 10-14.5

Durante los siguientes años las reacciones de disolución propuestas fueron motivo de arduas discusiones e investigaciones. Finalmente Habashi (Habashi 1966) puntualizó que la disolución de oro o plata ocurre principalmente de acuerdo a la reacción (1), la segunda reacción procede a velocidad muy lenta. La no-detección del peróxido durante el curso de la disolución es posible que se deba a su rápida descomposición, catalizada ésta por imperfecciones de la estructura cristalina de los minerales. Tanto la cianuración del oro como de plata son reacciones heterogéneas, las cuales pueden ser interpretadas en términos de diagramas de Pourbaix Eh/pH. La Figura 3.18 muestra el diagrama Eh-pH para el sistema Au-CN-H2O a 25 °C. Esta figura indica que cuando el cianuro (CN-), agente complejante, está presente en el medio acuoso, el potencial de oxidación del oro a pH de 0 es 0,60 V, ecuación (3.25) y a pH de 10 de –0,4 V. Como la cianuración convencional es conducida a valores de pH de 10 o más, un medio ligeramente oxidante será suficiente para disolver el oro. Lo anterior puede ser conseguido aplicando aire u oxígeno. Además, como se puede observar los potenciales de disolución de oro a todos los valores de pH están por debajo o por encima de los potenciales de



oxidación y reducción del agua, respectivamente, ecuaciones (3.26) y (3.27), es decir son estables en medio acuoso (Pourbaix 1974; Dadgar 1989).

Au° = Au+3 + 3 e- E° = 1.49 V (3.25) 2 H2O = O2 + 4 H+ + 4 e- E° = 1.23 V (3.26) H2 = 2 H+ + 2 e- E° = 0.00 V (3.27) Au° + 2 CN- = Au(CN)2

- + e- E° = 0.60 V (3.28)

Figura 3.18.- Diagrama Eh-pH para el sistema Au-H2O-CN (Haque 1992). Es además evidente que la región de solubilidad del oro como Au(CN)2

- se extiende tanto a las regiones ácidas como a las básicas. Debido al alto valor del pKa (9.4) del HCN y su extrema toxicidad, generalmente la cianuración es conducida en un rango de pH entre 10 y 12. Además, siendo el HCN un ácido débil, la concentración de CN- es mucho más sensible a los cambios de pH, incrementándose con el aumento de pH.

CN- + H+ HCN (3.29) A pesar de que el proceso de cianuración tiene más de 100 años de aplicarse en la extracción de los metales preciosos, aún existe controversia y desconocimiento sobre el efecto que tienen algunos minerales durante el proceso (Zhang, Fang et al. 1997). Este desconocimiento se agrava cuando el oro se presenta con sulfuros, ya que debido a sus bajas concentraciones (< 3.0 g/ton) y fina diseminación, los primeros se descomponen y forman compuestos que pueden afectar tanto el paso de disolución como el de recuperación (Osseo-Asare, Xue et al. 1989). De los cinco sulfuros metálicos que comúnmente acompañan las menas de oro-plata, tres forman fuertes complejos de cianuro (Cu, Fe y Hg), otro forma complejos hidroxil (Pb) y sólo el zinc forma ambos tipos de complejos. La disolución

0

Eh (V)

1.2

- 0.4

- 1.2

- 2.0

0.4

2.0

14 12

10 8 6 4 2

Au 3+

2 Au O

5 Au (OH) 2 -

3 Au (OH)

- 2 Au (CN)

O Au



de los sulfuros metálicos en las soluciones de cianuro suele ir acompañada de un alto consumo de cianuro y el agotamiento del oxígeno. Esto último como resultado de la oxidación de los iones sulfuro o bisulfuro a tiosulfato y finalmente a sulfato (Zhang, Fang et al. 1997), según las reacciones siguientes:

FenSn+1 (s) + CN- n FeS(s) + SCN- (3.30)

4 FeS(s) + 3 O2 + 6 H2O 4 Fe(OH)3 + 4 S° (3.31) 4 FeS(s) + 9 O2 + 10 H2O 4 Fe(OH)3 + 4 SO4

= + 8 H+ (3.32) Fe5S6 + CN- SCN- + 5 FeS (3.33) FeS + 2 O2 FeSO4 (3.34) FeSO4 + 6 CN- Fe(CN)6

4- + SO42- (3.35)

FeS + 6 CN- Fe(CN)64- + S2- (3.36)

2 Fe(CN)64- + ½ O2 + H2O 2 Fe(CN)6

3- + 2OH- (3.37) 2 S2- + 2 O2 + H2O S2O3

2- + 2 OH- (3.38) 3 S2

2- + 3 O2 2 S° + 2 S2O32- (3.39)

S2O32- + 2 OH- + 2 O2 2 SO4

2- + H2O (3.40) De no haber suficiente oxígeno en solución, se cree que el ion sulfuro puede precipitar la plata en solución y formar películas pasivantes sobre las superficies del oro (Osseo-Asare, Xue et al. 1989; Zhang, Fang et al. 1997). La preaireación con aire u oxígeno a una pulpa alcalina (pH > 10) antes de agregar el cianuro es una práctica común en el tratamiento de menas de oro y/o plata asociadas a sulfuros (Haque 1992). Sin embargo, cuando los materiales que consumen oxígeno existen en gran cantidad y además presentan alta reactividad: marcasita, pirrotita y arsenopirita -la pirita reacciona en muy baja proporción- el pretratamiento no será suficiente y la velocidad de disolución de los metales preciosos disminuirá. Por lo anterior, en la industria el suministro de oxígeno o aire a través de lanzas o dispersores sumergidos en los tanques suele extenderse a toda la etapa de agitación, y complementarse mediante la adición de sales de plomo o mercurio que permitan remover el ion sulfuro (Deschênes, Lastra et al. 2000; Tshilombo and Sandenbergh 2001). El mecanismo mediante el cual las sales de plomo aceleran la disolución de oro no está del todo definido, se cree que éste reacciona con el oro formando compuestos intermetálicos (AuPb2 y AuPb3) (Deschênes, Lastra et al. 2000), u otros compuestos que poseen mayores velocidades de disolución (Tshilombo and Sandenbergh 2001). El efecto acelerante de las sales de plomo está relacionado con el tipo de sulfuro al que viene asociado el oro. Cuando los sulfuros son pirrotita o calcopirita las sales de plomo sólo tienen un efecto sutil, es decir, el plomo es menos efectivo en evitar las reacciones entre cianuro-sulfuro y oxígeno-fierro (Deschênes, Lastra et al. 2000). La demanda de oxígeno por parte de una mena debe ser determinada experimentalmente, ya que aunque la pirrotita suele mostrar los mayores consumos [consumo estequiométrico según reacción de Habashi ec. (3.41) 0.08 g O2/g Au, mena no refractaria de oro 5.2 g O2/ton/h y mena de oro con 60% pirrotita 156.5 g O2/ton/h)] (Jara and Bustos 1992), es muy probable que la presencia de alteraciones o imperfecciones en las fases cristalinas ocasionen una alta reactividad entre el oxígeno y el fierro.

2 Au° + 4 NaCN + O2 + 2 H2O 2 NaAu(CN)2 + 2 NaOH + H2O2 (3.41) El suministro de oxígeno durante la etapa inicial de disolución en las soluciones de cianuro es de vital importancia para evitar la formación de películas pasivantes y mantener satisfecha la alta demanda



inicial (Degussa 1995). Además del uso de oxígeno líquido, otros oxidantes como: H2O2, CaO2, Na2O2 u O3, han sido propuestos para acelerar la disolución de oro y alcanzar altas recuperaciones en pocas horas (Haque 1992). Sin embargo, la dosificación de estos debe ser cuidadosamente investigada ya que pueden causar la oxidación del cianuro, lo que conducirá a un alto consumo de éste. Recientemente, las estrictas regulaciones ambientales impuestas a la industria de procesamiento y extracción de minerales, han hecho que ésta dirija sus investigaciones hacia el desarrollo de procesos más limpios. 3.3.2.- Cinética de la Cianuración Las reacciones electroquímicas a diferencia de las químicas involucran electrones, los que reaccionan en la interfase de la fase sólida y la solución de electrolito. Asociadas a estas reacciones puede haber otras de naturaleza química o de transporte de iones, y que pueden en un momento dado ser las etapas controlantes del proceso. La Figura 3.19 muestra la transferencia conceptual de electrones y iones entre un electrodo y un electrolito. La densidad de corriente neta (I) es la suma de las densidades parciales (I-

, I+). Si esta suma (I) es negativa el proceso será catódico, y si es positiva el proceso será anódico. Alternativamente se tiene que para un proceso catódico el potencial de electrodo E es menor que Eo y para un proceso anódico E > Eo. La diferencia entre E, voltaje a una cierta densidad de corriente y Eo, voltaje cuando la densidad de corriente neta es cero es denominada sobrevoltaje y se le suele asignar la letra griega eta (), = E – Eo es positivo para corrientes anódicas y positivo para corrientes catódicas. El sobrevoltaje puede resultar de cualquiera de los “n” pasos involucrados en una reacción heterogénea; solvatación, difusión superficial, reacción química, reacción de transferencia. En tal caso el nombre del sobrevoltaje se debe asociar al del paso que lo genera, v.g.: sobrevoltaje de difusión, sobrevoltaje de reacción, etcétera (Sohn and Wadsworth 1979).

Figura 3.19.- Flujo de electrones y iones entre un electrodo y un electrolito en un proceso catódico y anódico (Sohn and Wadsworth 1979).

La naturaleza electroquímica de la disolución del oro en soluciones de cianuro fue reconocida tempranamente por Christy (Christy 1896), sin embargo no fue hasta 1950 que Boonstra propuso que tanto la disolución del oro como de la plata en una solución de cianuro ocurrían de manera similar a la

(+)

(-)

Electrones

Iones

I+ + I- = I < 0 E < EO

PROCESO NETAMENTE CATÓDICO

(+) (-)

Electrones

Iones

PROCESO NETAMENTE ANÓDICO

I+ + I- = I > 0 E > EO

e-



corrosión de un metal, en la cual el oxígeno disuelto es reducido a H2O2 y OH-. La Figura 3.20 muestra la representación esquemática de la disolución de oro en soluciones de cianuro.

O2 Área Catódica ½ O2 + 2e- = O=

O= + H2O = 2OH- FLUJO DE

ELECTRONES

Área Anódica Au° = Au+ + e- Au- + 2CN- = Au (CN)2

-

Na+

CN-

Partícula de Oro

O2

CN-

CAPA DE NERNST

SOLUCIÓN DE CIANURO

Figura 3.20.- Mecanismo electroquímico de la disolución de oro en soluciones de cianuro (Habashi 1966; Haque 1992).

El paso de oxidación involucra la formación del ion aurocianuro:

Au + 2 CN- Au(CN)2- + e- (3.42)

mientras que el de reducción envuelve la reducción de oxígeno a H2O2 y OH-:

O2 + 2 H2O + 2 e- H2O2 + 2 OH- (3.43) El trabajo experimental de G.A. Deitz y J.M. Halpern en Canadá en 1953 y la demostración de Thompson hizo posible formular el proceso de cianuración en la forma de una ecuación cinética o de velocidad. Así, el modelo más simple asume la existencia de una capa de líquido de espesor “δ” adyacente a la superficie de la partícula. En esta capa llamada capa de difusión de Nernst, la concentración de la especie o sustancia considerada cambia de C (concentración en el seno del líquido) a cero. Aplicando la primera ley de difusión de Fick a una capa de solución fija a la superficie del oro, a través de la cual se difunden las especies O2 y CN-, se tiene (Habashi 1966):

S221

O2 ]O[]O[AD

dt

)O(d2 (3.44)

CN2 S

Dd(CN )A [CN ] [CN ]

dt (3.45)

Considerando la suposición de Nernst, las reacciones químicas en la interfase son rápidas comparadas con las velocidades de difusión, las concentraciones en la superficie son aproximadamente igual a cero. Además de acuerdo a la reacción de disolución se tiene que por cada mol de metal disuelto se consumen dos de cianuro y 0.5 de oxígeno, es decir la velocidad de disolución de oro es igual a un



medio de la de cianuro y dos veces la de oxígeno (rAu = ½ rCN- = 2 rO2) y dado que A = A1 + A2, entonces la expresión de velocidad de disolución de oro es:

)][4][(

][][2

2

2

2

2

ODCND

OCNDDArDisolucióndeVelocidad

OCN

OCN

(3.46)

Donde: A = área expuesta a la disolución, cm2. DCN

- y DO2 = coeficientes de difusión de cianuro y oxígeno disuelto; 1,83X10-5 y 2,76X10-5 cm2 s-1, respectivamente. [CN-] y [O2] = concentraciones (moles/litro) de cianuro y oxígeno disuelto, respectivamente. = espesor de la capa límite; varía entre 2 y 9X10-3 cm, dependiendo de la velocidad y método de agitación.

De esta ecuación se tiene que a una baja concentración de cianuro, el primer término del denominador puede ser despreciado en comparación con el segundo, así que la ecuación se simplifica a:

2

][ CNAD

rDisolucióndeVelocidad CN (3.47)

Lo anterior concuerda con la observación de que a baja concentración de cianuro la velocidad de disolución depende solamente de dicha concentración. De la misma manera, a una alta concentración de cianuro el segundo término del denominador puede ser despreciado, lo que da como resultado:

][2 22

OADrDisolucióndeVelocidad

O (3.48)

es decir, la velocidad de disolución dependerá solamente de la concentración de oxígeno.

Figura 3.21.- Efecto de la concentración de cianuro y presión de oxígeno (○ 3.40, 7.40 atm.) en la velocidad de disolución de plata (Sohn and Wadsworth 1979).



3.3.3.- Minerales Refractarios El término de refractario, de uso común en la industria minero-metalúrgica, se suele asignar aquellas menas que sometidas a los procesos de concentración y/o extracción convencional producen bajos rendimientos económicos, ya sea por una baja recuperación de los minerales de interés (< 80%) o por un alto consumo de reactivo (Brunk, Glynn et al. 1998). En el caso de las menas de oro las causas más comunes de refractariedad son oclusión o diseminación de oro fino dentro de sulfuros; usualmente pirita, arsenopirita y pirrotita; presencia de metales base cuyos productos de descomposición (agentes reductores y cianicidas) interfieren con la cianuración; presencia de antimonio o arsénico; presencia de materia carbonosa y arcillas. La figura siguiente resume la clasificación de refractariedad (Yannopoulus 1991). Teluros de oro insolubles QUÍMICA Cianicidas Descomposición de la mena Consumidores de Oxígeno Precipitantes de oro Carbón

REFRACTARIEDAD MENAS DE ORO

Oro asociado o encapsulado Pirita Arsenopirita Sílice Aleaciones de oro con Sb o Pb

FÍSICA Óxidos de fierro Oro cubierto con películas de Cloruro de Plata

Compuestos de Sb, Mn y Pb

Oro prerrobado de la solución por Materiales carbonosos Arcillas

Figura 3.22.- Clasificación de las diferentes razones que pueden causar refractariedad en una mena de oro (Yannopoulus 1991).

En los siguientes párrafos resumiremos brevemente algunas de los procesos que han sido desarrollados con la finalidad de tratar de manera económica estos minerales refractarios. Los procesos de pretratamiento son caros de instalar y operar, así que para que las menas sean factibles de pretratar deben ser de alta ley (Michaelis 1993). Además de esto otros factores a considerar durante la etapa de diseño del proceso lo son: (1) Definición de las características mineralógicas de la mena (Brunk, Glynn et al. 1998) y (2) Condiciones y regulaciones del lugar (Michaelis 1993). Entre algunos de los procesos de pretratamiento más comunes y los casos en los que se aplican se tienen los resumidos a continuación. CIL (Carbón en Lixiviación): es una variante del método CIP (carbón en pulpa), aplica aquellas menas que presentan prerrobamiento de valores de oro de la solución, ya sea por presencia de carbón natural, arcillas, madera, etc. Si el carbón natural presenta una mayor afinidad que el carbón activado se deberá considerar otra alternativa de tratamiento (Habashi 1987).



Clorinación: hasta antes de la cianuración era el método tradicional para recuperar oro. La clorinación como pretratamiento se utilizó por primera vez en Carlin en 1971 (Habashi 1987). El gas cloro al ser inyectado forma HCl, el cual oxida cualquier carbonato y desactiva el carbón natural. La desactivación del carbón no está bien entendida, se cree que es posible que el hipoclorito oxide el carbón a dióxido de carbón, según la reacción (Seymour and Ramadorai 1989):

2 HOCl + C = CO2 + 2 HCl (3.49) La otra posibilidad es que el cloro cree grupos carboxílicos (COOH), los que entonces pasivan la superficie del carbón bloqueando los lugares activos y/o creando una superficie negativa la cual repele los complejos de cianuro (Brunk, Glynn et al. 1998). Tostación: por razones ambientales suele descartarse como proceso de pretratamiento, sin embargo debe incluirse en el análisis económico cuando el oro se encuentre: (1) Encapsulado en pirita, pirrotita o arsenopirita, (2) Asociado a carbón, (3) Cubierto por películas, (4) Combinado o en forma de teluros insolubles en cianuro y (5) Encapsulado en otros sulfuros. El proceso de tostación debe ser optimizado para cada mena a través de un largo proceso de pruebas, en ocasiones malas condiciones operacionales pueden conducir a compuestos más refractarios que los iniciales o bien a transformaciones no deseadas o incompletas, lo que sin duda conducirá a bajas recuperaciones (Yannopoulus 1991; Brunk, Glynn et al. 1998). Además en presencia de NaCl se pueden generar cloruros volátiles, con la consecuente pérdida del oro. Procesos de Oxidación a Alta Presión: La primera aplicación de una oxidación a presión fue realizada y patentada por American Cyanamid. Los costos de capital y operación de este pretratamiento son tan altos como los de la tostación. Los procesos de alta presión y sus variantes requieren de personal bien capacitado. Básicamente, el proceso consiste en la liberación de las partículas submicroscópicas de oro por oxidación de los minerales sulfurados, en los cuales se encuentran encapsuladas (Yannopoulus 1991; Lehman, O'Leary et al. 1999). Dependiendo de las circunstancias, pueden tratarse ya sea menas o concentrados de oro refractarios. La principal ventaja de tratar concentrados es que el proceso es autotérmico, asimismo la concentración elimina una gran proporción de los materiales consumidores de ácido. Sin embargo, no debe sacrificarse la recuperación de oro en la flotación a fin de obtener un concentrado alto en sulfuros, ya que además de la pérdida de oro se hará necesario diluir el concentrado para disipar el exceso de calor generado durante la oxidación por el alto contenido de azufre. El propósito de la oxidación a alta presión es liberar las partículas submicroscópicas de oro por oxidación de los minerales sulfurados en los cuales se encuentra encapsulado, ver Tabla 3.7. Los sulfuros más comunes en estos depósitos de menas refractarias de oro son pirita (FeS2) y arsenopirita (FeAsS). Otros sulfuros menos comunes, incluyen; pirrotita (Fe7S8), rejalgar (As2S2), oropimente (As2S3), estibinita (Sb2S3) y calcopirita (CuFeS2). Es importante distinguir las formas en las que se presentan los sulfuros ya que los calores de reacción difieren ampliamente.



Tabla 3.7.- Calores de reacción de las principales reacciones en los procesos de alta temperatura (Mason 1990).

R E A C C I O N E S CALOR REACCION (kJ/mol)

PIRITA: 4 FeS2 + 15 O2 + 2 H2O 2 Fe2(SO4)3 + 2 H2SO4 4 FeS2 + 15 O2 + 8 H2O 2 Fe2O3 + 8 H2SO4

- 1 430.8 - 1 484.5

PIRROTITA: 4 Fe7S8 + 69 O2 + 10 H2SO4 14 Fe2(SO4)3 + 10 H2O 4 FeS + 9 O2 + 2 H2SO4 2 Fe2(SO4)3 + 2 H2O

- 6 750.0 - 885.3

ARSENOPIRITA: 2FeAsS + 7O2 + 6 H2O 2 FeAsO4.2H2O+ 2H2SO4

- 1 493.3

REJALGAR: 2As2S2+ 2Fe2(SO4)3+ 11O2+ 18H2O 4 FeAsO4.2H2O + 10 H2SO4 - 2 209.8

OROPIMENTE: 2As2O3+2Fe2(SO4)3+14O2+20H2O 4FeAsO4.2H2O + 12H2SO4 - 2 805.2

Las reacciones de destrucción de sulfuros tienen lugar dentro de una autoclave la que es mantenida a una temperatura de 205 °C ya sea de manera autotérmica, oxidación de sulfuros, o bien mediante la inyección de vapor en dos o tres etapas de precalentamiento. El oxígeno necesario para la oxidación es suministrado en una cantidad en exceso a la estequiométrica, y es introducido junto con nitrógeno y argón. Las presiones de operación oscilan entre 700-2000 Pa. Al término del proceso de oxidación la pulpa es enfriada y pasada a tanques en donde se agrega cianuro, hidróxido de sodio y carbón activado para recuperar el oro y la plata presentes en la mena. El carbón cargado es enviado a la sección de despojo y los residuos del proceso son bombeados a la presa de jales (Mason 1990). En el caso de los minerales preciosos el pretratamiento debe realizarse bajo condiciones que no generen o den lugar a azufre elemental, esto porque los ocluye e impide su disolución con cianuro. La formación de argentojarositas debe evitarse, en el tratamiento de menas o concentrados con arsenopirita, se ha propuesto la introducción de cal caliente para descomponer estas jarositas y poder recuperar la plata (Demopoulus, Papangelakis et al. 1990). Una variante al proceso de oxidación ácida a presión es el llamado O2-NaCl-H2SO4, éste permite la recuperación de ambos metales preciosos, combinando un medio altamente oxidante y un agente capaz de complejar tanto el oro como la plata (Demopoulus, Papangelakis et al. 1990). Oxidación Química: a finales de los 60’s el Bureau of Mines de E.U. demostró que las menas carbonosas que contienen oro, podían ser eficientemente tratadas, sometiéndolas para ello a un pretratamiento con cloro o hipoclorito de sodio. En los casos en los que consumo de cloro sea prohibitivo, el proceso de doble oxidación puede ser usado para disminuir el consumo de éste. La doble oxidación consiste en preairear la pulpa caliente en presencia de carbonato de sodio. Terminada la oxidación la pulpa a 45% de sólidos se pone en contacto con caliza y se clorina. Finalmente el producto final es cianurado (Yannopoulus 1991).



Biolixiviación/Bioxidación: La biotecnología de lixiviación muy posiblemente fue practicada, sin conocer la participación de los microbios, en los siglos XV y XVI, cuando se precipitaba el cobre soluble de las aguas de mina. El escritor medieval Paracelsus, y sus contemporáneos Basil Valentine y Georgius Agrícola, describen métodos para la recuperación del "vitriolo azul" de las aguas de mina o de montones de menas expuestas a procesos de intemperismo natural. Colmer y Hinkle en el año de 1940 reportan por primera vez el descubrimiento de la presencia y función del Thiobacillus Ferrooxidans en las aguas ácidas de mina. Pero no fue hasta 1950 cuando la función de los microbios fue claramente definida. Y a partir de 1970, los microbios fueron usados en la lixiviación de metales, principalmente en la recuperación de cobre. Durante 1980, el fenómeno de biolixiviación fue aplicado para acelerar la recuperación de oro y desulfurizar el carbón. La actividad normal de algunos microorganismos da como resultado la solubilización, transporte y deposición de metales y minerales en el medio ambiente. A través de la aplicación efectiva de esta actividad, la biotecnología ha desarrollado una metodología atractiva para el tratamiento de muchos materiales de mina y desperdicios de la industria, en los que el oro se encuentra en una baja concentración e íntimamente asociado a sulfuros de pirita, arsenopirita y pirrotita. La bioxidación tiene como principal ventaja su limpieza ambiental y economía, mientras que su principal desventaja lo es la lentitud de sus reacciones (Brierley 1990; Deng, Liao et al. 2000).

Tabla 3.8.- Bacterias comúnmente usadas en la biooxidación o biolixiviación de materiales orgánicos (Brierley 1998).

Tanto la biolixiviación como la biooxidación son tecnologías comerciales y, aunque a menudo se usan de manera indistinta, técnicamente son distintas. La biolixiviación refiere al uso de bacterias, principalmente Thiobacillus ferrooxidans y Leptospirillum ferrooxidans y ciertas bacterias termófilas para lixiviar un metal de valor como cobre, zinc, cobalto, etc. de un sulfuro mineral. Por otro lado, la

BACTERIA FORMA ENERGÍA Temp.(°C) pH

Mesófilas

Thiobacillus ferrooxidans Rodillo Oxidan Fe(II) y compuestos inorgánicos de azufre

20-40 1-3.5

Leptospirillum ferrooxidans Coma Oxidan Fe(II) 20-40 1-3.5

Thiobacillus thiooxidans Rodillo Oxidan azufre elemental y compuestos solubles de azufre

20-40 1-3.5

Moderadamente Termófilas

Sulfobacillus thermosulfidooxidans Rodillo Oxidan Fe°, S° y sulfuros minerales 50-55 1-3.5

Termófilas

Sulfolobus species Esférica Oxidan Fe°, S° y sulfuros minerales 55-90 1-3.5

Acidianus Brierleyi Esférica Oxidan Fe°, S° y sulfuros minerales 55-90 1-3.5



biooxidación refiere al proceso de pretratamiento que usa las mismas bacterias para catalizar la degradación de los sulfuros minerales (Brierley 1998). Una vez que las bacterias rompen el sulfuro mineral, usualmente pirita o arsenopirita, los metales preciosos expuestos pueden entonces ser disueltos usando lixiviantes como cianuro, tiosulfato o tiourea. La biooxidación emplea bacterias específicas que obtienen su energía para crecimiento y reproducción de la oxidación de formas reducidas de azufre o hierro. Comúnmente, la biolixiviación se realiza usando Thiobacillus ferrooxidans, Thiooxidans, Leptospirillum ferrooxidans, y otras bacterias ácidas. En la industria minera existe un marcado interés en usar el proceso bacterial para el tratamiento de menas y concentrados de oro refractarios. Las bacterias más comúnmente usadas así como sus características más sobresalientes se presentan en la Tabla 3.8. La exitosa operación en la planta de Gencor Fairview de Sudáfrica ha demostrado la aplicabilidad de la biolixiviación en el tratamiento de estos materiales (Gasparrini 1984; Deng, Liao et al. 2000). Las aplicaciones de biotecnología se han incrementado, siendo este incremento más rápido en la industria extractiva de los metales preciosos. Hacia 1996, sólo existían seis plantas comerciales de biooxidación de concentrados de oro de sulfuros refractarios (Brierley 2000). Hoy en día, además de estas operaciones, la biooxidación en montones con bacterias está siendo motivo de investigación y en algunos casos es ya de aplicación comercial. En dichas operaciones adicionalmente a la recuperación de alguno de los metales base, se promueve y acelera la extracción de los metales preciosos (Brierley 1998). Los desarrollos inmediatos se han dado en el ramo de la ingeniería para producir biorreactores más eficientes. Así mismo, otros avances se han dado en la combinación de la biolixiviación con otros procesos de pretratamiento.



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