T E S I S P R O F E S I O N A L

Texto completo

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T E S I S P R O F E S I O N A L

QUE PARA OBTENER EL TÍTULO DE

INGENIERO EN METALURGIA Y MATERIALES

P R E S E N T A :

R I C A R D O GÓ M E Z C O R T E Z

ESCUELA SUPERIOR DE INGENIERÍA QUÍMICA E INDUSTRIAS EXTRACTIVAS

ASESOR DE TESIS: DR. FRANCISCO JAVIER JUÁREZ ISLAS

MÉXICO, CDMX. FEBRERO DE 2019 2019

MÉTODO DE CIANURACIÓN PARA LA RECUPERACIÓN

DE PLATA EN EL MINERAL “CAIMÁN-ÓXIDOS” DEL

GRUPO GORMINMETS R.L DE C.V”

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(5)

El presente trabajo está dedicado con todo mi amor y cariño a mis padres

Gerardo y Miguelina, por todo el apoyo incondicional y confianza que me

han brindado en mi vida.

A mi hermano Gerardo y primas y primos, Vanessa, Rosalba, Paola,

Michelle, Monserrat, Pamela, Berenice, Hannia, Elizabeth, Paola,

Alfonso, Arturo, Ángel, Bryan, Omar, Yair, Carlos, Luis y José, a mi

abuelita Isabel y Guadalupe, deseándoles lo mejor de la vida.

Un agradecimiento muy especial a mi abuelito Fulgencio por su amistad,

y apoyo incondicional a lo largo de mi vida.

A mi asesor Dr. Francisco Javier Juárez Islas por su apoyo, paciencia,

consejos y comprensión en la realización de mi tesis.

Al Instituto Politécnico Nacional por haberme proporcionado las

herramientas necesarias para enfrentarme a las adversidades que se nos

presentan día a día durante el ejercicio de nuestra profesión, de una forma

más clara y sencilla.

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I

RESUMEN

En la localidad de Hidalgo del Parral, Chihuahua, se encuentra ubicado el GRUPO GORMINMETS R.L de C.V. que es una concentradora de minerales, actualmente solo realiza el procedimiento de flotación de minerales de plomo y zinc, teniendo una producción de 300 t/d, recuperando plata en forma de sulfuros. El mineral “Caimán-Óxidos” contiene valores importantes de plata 726 g/t., los cuales en la actualidad no son procesados

Por lo que en este trabajo se realiza el estudio sobre la extracción de plata a partir del mineral de óxidos por el proceso de cianuración, teniendo como objetivo la delimitación de las variables —tiempo de molienda, concentración de cianuro, tiempo de agitación, consumo probable de cal, consumo de cianuro y así, se recupere la mayor cantidad de Ag disuelta. La experimentación se realizó por cianuración en botella y en reactor de vidrio de acuerdo a las condiciones

establecidas

.

De acuerdo a los resultados obtenidos mediante el análisis de absorción atómica, determino que la prueba con el 400% de exceso (1.328 g) de NaCN y una molienda de 80 min se obtuvo el 100 % de recuperación en 78 h, con un pH de 11.

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II

ÍNDICE

Pág. RESUMEN I INDICE II LISTA DE TABLAS IV LISTA DE FIGURAS VI

LISTA DE GRAFICAS VII

INTRODUCCIÓN VIII JUSTIFICACIÓN IX OBJETIVOS IX OBJETIVOS GENERALES OBJETIVOS ESPECÍFICOS I CONSIDERACIONES TEÓRICAS 1 1.1 Proceso hidrometalúrgicos 1 1.2 Metalurgia de la plata

3 1.2.1 Propiedades físicas

4 1.2.2 Propiedades químicas 4 1.2.3 Minerales de plata 7 1.3 Lixiviación 8 1.3.1 Métodos de lixiviación. 8

1.3.1.1 Lixiviación por agitación 9

1.3.1.2 Características de la lixiviación por agitación 11

1.4 Lixiviación de plata por cianuración 12

1.4.1 ¿Qué es el cianuro de sodio? 13

1.4.2 Química de las soluciones de cianuración 13

1.4.3 Hidrólisis del cianuro 14

1.4.4 Naturaleza electroquímica de la cianuración 16

(8)

III

II DESARROLLO EXPERIMENTAL 20

2.1 Condiciones de experimentación 20

2.1.1 Reactivos 20

2.1.2 Elaboración de soluciones 21

2.2 Equipos y materiales a utilizar 22

2.3. Muestreo del mineral 24

2.4 Determinación de la molienda 26

2.5 Análisis del mineral por DR-X 27

2.6 Análisis del mineral por MEB 28

2.7 Parámetros de lixiviación 29

2.7.1 Tablas de pruebas y condiciones 29

2.8 Toma de muestra y preparación para su análisis químico por

absorción atómica. 33 III RESULTADOS 35 IV ANÁLISIS DE RESULTADOS 42 CONCLUSIONES 57 BIBLIOGRAFÍAS 59 APÉNDICE 62

(9)

IV

LISTA DE TABLAS

NUMERO TITULO Pág.

1 Principales minerales de Plata. 7

2 Propiedades de compuestos de cianuro simples. 14

3 Reactivos utilizados en la experimentación 20

4 Cantidad de NaCN requerido para las diferentes

soluciones. 22

5 Cantidad de ácido sulfúrico a 0.5 M requerido 23

6 Cantidad de ácido nítrico a 0.5 N requerido. 23

7 Pruebas de Reactor. 32

8 Pruebas de Botella. 33

9 Análisis Químico de la muestra del mineral 35

10 Resultados de las pruebas en reactor. 40

11 Resultados de las pruebas en botella. 41

12 Comparación entre la prueba 1 y 2 en botella. 43

13 Comparación entre la prueba 3 y 4 en botella. 44

14 Comparación de la prueba 5 y 6 en botella. 45

15 Comparación de la prueba 1 y 5 en reactor. 47

16 Comparación entre la prueba 1 y 6 en reactor. 48

17 Comparación entre la prueba 6 y 7 en botella. 49

18 Comparación entre la prueba 8 y 9 en botella. 50

19 Comparación entre la prueba 1, 10 y 11 en botella. 51

20 Comparación entre la prueba 1 y 3 en reactor. 52

21 Comparación entre la prueba 2 y 4 en reactor. 53

22 Comparación entre la prueba 1 en reactor y 6 en botella. 54

23 Comparación entre la prueba 3 en reactor y 7 en botella. 56

24 Lectura ppm de Ag y el porciento de recuperación de la

prueba No.1 en botella.

66

25 Lectura ppm de Ag y el porciento de recuperación de la

prueba No.2 en botella.

(10)

V

26 Lectura ppm de Ag y el porciento de recuperación de la

prueba No.3 en botella. 67

27 Lectura ppm de Ag y el porciento de recuperación de la

prueba No.4 en botella. 68

28 Lectura ppm de Ag y el porciento de recuperación de la

prueba No.5 en botella. 68

29 Lectura ppm de Ag y el porciento de recuperación de la

prueba No.6 en botella. 69

30 Lectura ppm de Ag y el porciento de recuperación de la

prueba No.7 en botella. 69

31 Lectura ppm de Ag y el porciento de recuperación de la

prueba No.8 en botella. 70

32 Lectura ppm de Ag y el porciento de recuperación de la

prueba No.9 en botella. 70

33 Lectura ppm de Ag y el porciento de recuperación de la

prueba No.10 en botella. 71

34 Lectura ppm de Ag y el porciento de recuperación de la

prueba No.11 en botella. 71

35 Lectura ppm de Ag y el porciento de recuperación de la

prueba No.1 en reactor. 72

36 Lectura ppm de Ag y el porciento de recuperación de la

prueba No.2 en reactor. 72

37 Lectura ppm de Ag y el porciento de recuperación de la

prueba No.3 en reactor. 72

38 Lectura ppm de Ag y el porciento de recuperación de la

prueba No.4 en reactor. 73

39 Lectura ppm de Ag y el porciento de recuperación de la

prueba No. 5 en Reactor. 73

40 Lectura ppm de Ag y el porciento de recuperación de la

(11)

VI

LISTA DE FIGURAS

NUMERO TITULO Pág.

1 Tratamiento de beneficio por el método de cianuración. 3

2 Clasificación de los métodos de lixiviación 8

3 Lixiviación de metales preciosos utilizando tanques de

agitación

10

4 Equilibrio del cianuro de hidrogeno (HCN) y el ion cianuro

(CN-) con el pH

15

5 Diagrama Eh–pH para el sistema Ag–CN–H2O a 25C. 18

6 Procedimiento de la experimentación 25

7 Diagrama de muestreo del mineral para análisis 27

8 ROTAP (Laboratorio de preparación de minerales) ESIQIE 28

9 Imagen composicional muestra inicial tomada por MEB. 37

10 Imagen composicional muestra cianurada tomada por

MEB

(12)

VII

LISTA DE GRAFICAS

NUMERO TITULO Pág.

1 Difractograma del mineral a evaluar por difracción de

Rayos X.

36

2 Análisis Granulométrico Tiempo vs Acumulativo (-) 39

3 Agrupamiento de los 7 tiempos. “Ac (-) vs Tamaño (µm)”. 40

4 Prueba 1 y 2 en Botella, Variable: Concentración de CN- y

Tiempo de lixiviación.

43

5 Prueba 3 y 4 en Botella, Variable: Concentración de CN-. 44

6 Prueba 5 y 6 en Botella, Variable: Lixiviación previa con

H2SO4 y concentración de NaCN

46

7 Prueba 1 y 5 en reactor, Variable: Lixiviación Previa

H2SO4

47

8 Prueba 1 y 6 en reactor, Variable: Lixiviación previa con

HNO3.

48

9 Prueba 6 y 7 en Botella, Variable: Tiempo de Molienda. 49

10 Prueba 8 y 9 en Botella, Variable: Tiempo de Molienda. 50

11 Prueba 1, 10 y 11 en Botella, Variable: Concentración de

CN-.

51

12 Prueba 1 y 3 en reactor, Variable: Tiempo de molienda. 52

13 Prueba 2 y 4 en reactor, Variable: Tiempo de molienda. 53

14 Prueba 1 en Reactor vs prueba 5 en Botella, Variable:

Velocidad de agitación y suministro de aire. 55

15 Prueba 3 en Reactor vs prueba 6 en Botella, Variable:

Velocidad de agitación y suministro de aire.

(13)

VIII

INTRODUCCIÓN

México ostenta una gran riqueza mineralógica, polo de desarrollo e inversión a nivel mundial desde la época colonial, la industria minera día a día va creciendo en México logrando un avance tecnológico y productivo.

Con el paso de los años la industria minero-metalúrgica ha llevado a cabo diversos procesos de extracción, recuperación y refinación de los metales, pero estos son cada vez más costosos y complicados, debido a que cada vez es menor la ley de los minerales, por lo tanto se busca que los procesos y técnicas sean más eficientes y menos costosos. [1]

Durante el tratamiento para la obtención del metal, no solo resulta en beneficios, sino que además genera desechos, siendo estos contaminantes al medio ambiente. Una solución a dicho problema es el proceso de recuperación de metales por vía hidrometalúrgica, el cual es un proceso eficiente, menos contaminante y de bajo costos en comparación con otros procesos de recuperación como son los procesos pirometalúrgicos.

En el presente trabajo se propone el desarrollo de la extracción de plata más eficiente por el método de cianuración por agitación del mineral “Caimán-Óxidos” del GRUPO GORMINMETS R.L de C.V.

Por lo tanto el primer capítulo se refiere al proceso hidrometalúrgico y las operaciones que involucra, en el capítulo 2 se muestran las condiciones en las que se desarrolló la experimentación, en el capítulo 3 los resultados obtenidos y en el capítulo 4 la discusión de dichos resultados y por ultimo las conclusiones a que se llegaron.

(14)

IX

Justificación

El grupo GORMINMETS R.L de C.V, es una de las principales extractoras de minerales ubicado en Hidalgo del Parral, Chihuahua; actualmente el grupo recupera Plata en forma de sulfuros por el proceso de flotación, pero la diversidad mineralógica que tiene este municipio ha originado que el grupo planteé un nuevo método de recuperación de minerales nativos por el proceso de cianuración por agitación ya que la mena se encuentra en forma de óxidos.

El análisis químico de esta muestra presenta una composición de 726 (g/t) motivando a crear un nuevo proceso en el grupo minero. Se realizaron ensayos en el laboratorio de Hidrometalurgia del Instituto Politécnico Nacional de la ESIQIE, con el objetivo de determinar las condiciones óptimas para el tratamiento económico y eficiente de la mena. Las variables de estudio son las siguientes: tiempo de dilución, concentración de cianuro, tamaño de partícula, tiempo de lixiviación, determinación del álcali protector.

Objetivos:

Objetivo general

 Determinar los parámetros del proceso de cianuración para el mineral “Caimán-Óxidos”

Objetivo específicos

Determinar los parámetros de molienda. (Tiempo y Dilución)

Determinar los parámetros de cianuración. (Tiempo de lixiviación, pH

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1

I. CONSIDERACIONES TEÓRICAS

Los procesos más utilizados en la extracción de metales a partir de minerales o concentrados son los procesos pirometalúrgicos e hidrometalúrgicos. Siendo los procesos pirometalúrgicos los más antiguos las cuales involucran operaciones a altas temperaturas como es la tostación, fundición, convertizaje y refinación, donde uno de sus principales problemas es la emisión de dióxido de azufre.

La hidrometalurgia es la rama de la Metalurgia Extractiva que estudia todos los procesos que ocurren en medios acuosos, que permiten la extracción y obtención de metales y/o compuestos desde sus minerales o materiales por reciclaje.

El proceso de extracción, purificación y recuperación, es con la finalidad de obtener el mayor beneficio de los minerales; el tipo de proceso que se aplicara es de acuerdo a sus características físicas y/o químicas del mineral.

1.1. Procesos Hidrometalúrgicos

.

El proceso hidrometalúrgico consta de tres etapas principales las cuales son la lixiviación del metal deseado en solución acuosa, purificación y/o concentración de la solución, y por último la recuperación del metal valor por la reducción de iones.

Las operaciones de la hidrometalurgia son: [2]

1. Lixiviación.- Es la disolución total o selectiva del metal que se

encuentra en solución, en el cual el metal pasa del estado sólido a su forma iónica.

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2

2. a. Purificación de la solución.- Es el cargado selectivo del solvente o

resinas de ion valor.

b. Concentración.- Es cuando el solvente cargado es despojado con

una solución ácida concentrada, la cual permite extraer los iones metálicos en baja calidad de solución acida de esta forma incrementa la concentración de la solución.

3. Recuperación de valores metálicos.- Es llevada a cabo debido a la

reducción del ión metálico.

La secuencia operacional del proceso hidrometalúrgico del método de cianuración se muestra en la figura 1 [2].

La elección del proceso para la cianuración depende primeramente de la relación entre tamaño de partícula y recuperación, la velocidad de disolución, costos de operación y capital.

Otras características a considerar serian ley, granulometría, composición química, mineralógica y tipo de lixiviación.

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3

Figura 1. Tratamiento de beneficio por el método de cianuración [2]

1.2. Metalurgia de la plata.

En general, la plata se toma de las menas de plata calcinando la mena en un horno para transformar los sulfuros en sulfatos y luego precipitar químicamente la plata metálica. Hay varios procesos metalúrgicos para extraer la plata de las menas de otros metales. En los métodos de lixiviación, se disuelve la plata en una disolución de una sal (generalmente cianuro de sodio) y después se precipita la

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4

plata poniendo la disolución en contacto con zinc o aluminio. La plata impura obtenida en los procesos metalúrgicos se refina por métodos electrolíticos o por copelación, un proceso que elimina las impurezas por evaporación o absorción.[3]

1.2.1. Propiedades físicas.

La plata es un metal blanco, blando, más denso que el cobre, la conductibilidad térmica de la plata es 429 W/(m·K). La presencia de pequeñas cantidades de As, Sb, Bi y Pb hace que la plata sea quebradiza.

La plata tiene 10.5 kg/m3 de densidad y por el laminado alcanza 10.6 kg/m3, Su peso atómico y número atómico es de 107.8 unidad de masa atómica (uma) y 47 uma. La temperatura de fusión de la plata es de 960.5 °C y la de ebullición es de 1,955.0 °C.

La plata es menos maleable que es estaño, plomo, zinc y oro, pero más maleable que el cobre, aluminio, hierro y platino.

1.2.2.Propiedades químicas.

La plata no se oxida por el aire seco o húmedo, el oxígeno o el agua, y muy ligeramente cuando sube la temperatura. El hidrogeno sulfurado (H2S) ennegrece la plata, debido a la formación de sulfuro de plata.

Los álcalis cáusticos, carbonatos alcalinos y el clorato de potasio, no atacan a la plata. La plata metálica es poco atacada por el ácido clorhídrico y el sulfúrico diluido, aún en ebullición. El ácido sulfúrico disuelve la plata sólo cuando es concentrado y caliente y el ácido nítrico aun diluido, disuelve con mucha facilidad.

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5

El sulfato de plata es soluble en 68.6 partes de agua a 100 °C y su solubilidad aumenta en presencia de ácido libre, funde a 660 °C y se descompone en plata libre, anhídrido sulfuroso y oxígeno.

El plomo metálico descompone sólo parcialmente el sulfuro de plata, dando lugar a la formación de una mata que contiene dos sulfuros.

xAg2S + yPb ↔ a(Ag2Pb) + b(PbS) + c(Ag2S,PbS) [1]

La presencia del óxido de plomo (PbO) dificulta la formación de la mata por efecto de la oxidación del azufre del sulfuro de plata Ag2S.

El cobre actúa de la misma forma que el plomo metálico; forma la mata de cobre y la plata, mientras que el óxido de cobre dificulta la formación de esta mata. El hierro descompone completamente el sulfuro de plata cuando actúa a alta temperatura

2AgS + Fe ↔ 2Ag+ FeS [2]

Con respecto a un medio acuoso la sal de nitrato de plata (AgNO3): es soluble en el agua.

El nitrato de plata se obtiene por la acción directa del ácido nítrico diluido sobre el metal:

3Ag + 4H+ + NO3 3Ag+ + NO + 2H2O [3]

Al evaporar la disolución se depositan cristales incoloros, que funden a 208.6 °C. El sólido fundido puede moldearse en barritas delgadas empleadas como cáustico en cirugía.

Los cianuros alcalinos la disuelven al estado de cianuros dobles. La reacción es la siguiente.

(20)

6

2Ag + 4KCN + H2O + ½ O2↔ 2KAg(CN)2 + 2KOH [4]

Para que esta reacción tenga lugar, se requiere la presencia del agua y del oxígeno.

El óxido de plata, Ag2O: Se producen en forma de un precipitado pardo cuando se añade el hidróxido de sodio a una disolución de una sal de plata. El hidróxido de plata, AgOH, es inestable y se descompone en óxido y agua:

AgNO3 + NaOH ↔ AgOH + NaNO3 [5]

2AgOH ↔ Ag2O + H2O [6]

El ion de plata, Ag+, se combina con el amoniaco, NH3, para formar el ion complejo de Ag(NH3)2+, cuya constante de inestabilidad de algunos iones complejos de plata a 25°C, son:

Ag(NH3)2 -↔ Ag+ + 2NH3- K(inest.) = 6.8x10-8 [7]

Ag(CN)2-↔ Ag+ + 2CN- K(inest.) = 3.6x10-22 [8]

Ag(S2O3)2- ↔ Ag+ + 2S2O3=- K(inest.) = 1.0x10-13 [9]

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1.2.3. Minerales de plata.

La plata normalmente se presentan en depósitos minerales asociados con otros como: plomo, cobre, zinc, antimonio y oro. Los principales minerales de plata se muestran en la tabla 1 con la composición química de cada mineral.

Tabla 1. Principales minerales de Plata [4]

Nombre del Mineral Compuesto Químico

Plata nativa Ag

Andorita AgPbSb3S6

Argentita Ag2S

Polibasita (Ag2Cu)16Sb12S11

Prousita Ag3AsS3

Estefanita Ag3SbS4

Pirargirita Ag3SbS3

Querargirita AgCl

Miargirita AgSbS2

Siendo los sulfuros principalmente los minerales por los cuales se obtienen la plata por vía pirometalúrgica.

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8

1.3. Lixiviación.

Para la separación de minerales existe una variedad de métodos de lixiviación para llevar acabo la disolución de los componentes del mineral de los iones de valor al licor. La lixiviación se puede realizar en condiciones ambiente, y a temperatura y presión elevada. La elección del método de lixiviación depende de las características físicas y químicas del mineral a tratar, siendo uno de los más importantes la ley del mineral ya que en función de esta se puede considerar que proceso es factible económicamente y por consecuencia las etapas a ser efectuadas. El objetivo es la obtención del ión de iones metálicos o complejos que pueden ser extraídos en la solución de manera selectiva.

La selección del reactivo para la lixiviación está controlada por los factores de selectividad y costo. [5]

1.3.1. Métodos de lixiviación.

Los métodos de lixiviación son diversos, se clasifican en dos tipos, los cuales se muestran en la figura 2.

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9

1.3.1.1. Lixiviación por agitación.

La lixiviación por agitación se aplica comúnmente en un amplio intervalo de tipos de minerales. El material a ser lixiviado se reduce a un tamaño en la cual se optimiza la recuperación de plata 80 % entre 45 y 150 µm.

La lixiviación por agitación comúnmente se desarrolla en tanques de acero y los sólidos se mantienen en suspensión por aire o algún aparato mecánico. Sistemas bien diseñados pueden aprovechar perfectamente las condiciones de mezclas de flujo en un reactor simple, el cual ayuda a optimizar la cinética de la reacción y hacer más productivo el equipo de cianuración.

La precipitación de valores presente en la solución del procesamiento por agitación se efectúa con zinc en polvo (Proceso Merril-Crowe). Otros dos sistemas de recuperación de oro emplean carbón activado como precipitante, debido a su habilidad de adsorber complejos de plata de las soluciones lixiviadas por cianuro: carbón en pulpa y carbón en Lixiviación.

Se han estudiado ampliamente los detalles de esta reacción electroquímica y se debe que la velocidad de reacción está controlada por difusión de CN- y O2 a la superficie de la plata.

Las reacciones en la lixiviación de plata con cianuro, son esencialmente iguales a la extracción de oro. La lixiviación de minerales de plata con cianuro se lleva acabo de la forma siguiente. El mineral es triturado y molido a aproximadamente 35 mallas (<0.42mm), cribado, clasificado, espesado y acondicionado con aire y cal precio al circuito de lixiviación. A esta pulpa se le agrega cianuro y la lixiviación ocurre en reactores agitados mecánicamente o por medio de aire. El tiempo de residencia en estos circuitos de lixiviación, es

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10

generalmente 24 a 72 horas. La pulpa puede tratarse para recuperación de plata utilizando el proceso de carbón en pulpa o, puede filtrarse y entonces el licor de lixiviación clarificado se procesa por cementación. El sólido filtrado se envía para disposición de colas o presa de jales, como se puede mostrar en la Figura 3 el proceso de lixiviación por este método. Esta técnica de lixiviación es idónea para menas de plata de alta ley. [6]

Figura 3. Lixiviación de metales preciosos utilizando tanques de agitación. [6]

Las recuperaciones fluctúan entre 80-95% para lixiviación en tanques agitados. Las operaciones mineras para la extracción utilizan soluciones muy diluidas de cianuro de sodio, típicamente entre 0.01% y 0.05% de cianuro (100 a 500 partes por millón).[6]

(25)

11

1.3.1.2 Características de la lixiviación por agitación. [7.8]

A continuación se describen algunas observaciones con respecto a las variables de cianuración por diferentes autores.

a) Tamaño de la partícula: Cuando se presenta plata gruesa libre en la

mena, la práctica generalizada es recuperar por medio de trampas antes de la cianuración ya que las partículas gruesas no disuelven en el tiempo que lleva el proceso. Bajo condiciones ideales con respecto a la aireación y agitación, Barsky encontró que la velocidad mínima de disolución de oro es de 3.25 mg/cm2/hora.

b) Oxigeno: El oxígeno se introduce en el sistema de lixiviación como aire,

inyectado dentro de los estanques de lixiviación como método primario de agitación o solamente por aireación. Un sistema de esparcimiento moderado es suficiente para proveer de forma satisfactoria la dispersión de burbujas y para asegurar que una adecuada concentración de oxígeno sea mantenida.

c) Concentración de la solución del cianuro: La solubilidades muy bajas

con menos de 0.005% de NaCN crece rápidamente cuando contiene 0.01% y después lentamente cuando contiene 0.25%, la proporción más eficaz es de 0.05 a 0.07 % NaCN, la concentración usual de menas para el tratamiento de oro es 0.05% de NaCN y de plata 0.03%.

d) Temperatura: La velocidad de disolución de los minerales en una solución

de NaCN aumenta con el incremento de la temperatura, hasta 85°C arriba de esta temperatura; las perdidas por descomposición del cianuro es un problema serio. e) Alcalinidad protectora: El álcali requerido para la modificación y control

del pH de la pulpa, debe ser agregado antes de la adición de cianuro para promover una alcalinidad protectora la cual previene la pérdida excesiva de

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12

cianuro en un intervalo de pH entre 9.5 y 11.5. Las funciones del hidróxido de calcio en la cianuración son las siguientes;

 Evitar pérdidas de cianuro por hidrolisis

Prevenir perdidas de cianuro por acción del CO2 del aire  Neutralizar los compuestos ácidos.

 Facilitar el asentamiento de las partículas finas de modo que pueda separar la solución rica clara de la mena de cianuro.[7]

f) Porcentaje de finos: Cuando el porciento de solidos es alto (mayor al 20%

del total a 10 mallas, 1.7mm) las partículas tienden aglutinarse en consecuencia no dejan pasar las soluciones de cianuro porque estos minerales requieren otro tratamiento posiblemente curado con cal, cemento o ambos para aglomerarlos y facilitar la percolación.

g) Tiempo de residencia: Los requerimientos de tiempo de residencia varían

dependiendo de las características de la lixiviación del material tratado y deben de ser determinados por pruebas de laboratorio. Los tiempos de lixiviación en la práctica varían desde unas pocas horas hasta varios días y dependiendo directamente del flujo de mezcla y la eficiencia del equipo de agitación usado.[8]

1.4 Lixiviación de plata por cianuración.

El proceso de lixiviación con cianuro es el método más importante jamás desarrollado para extraer la plata de sus minerales. El temprano desarrollo del proceso se atribuye a Scotchman, John Stewart Mac Arthur, en colaboración con los hermanos Forrest. El método fue introducido en Sudáfrica en 1890. De allí se

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13

extendió a Australia, Estados Unidos y México. Ahora es utilizada en prácticamente todos las principales operaciones mineros de oro del mundo. [9]

1.4.1 ¿Qué es el cianuro de sodio?

El cianuro de sodio o cianuro sódico (NaCN) es la sal sódica del ácido cianhídrico (HCN). Se trata de un compuesto sólido e incoloro que hidroliza fácilmente en presencia de agua y de dióxido de carbono para dar carbonato de sodio y ácido cianhídrico.

2NaCN + H2O + CO2 Na2CO3 + 2 HCN [11]

El cianuro de sodio se utiliza sobre todo en minería para extraer el oro y la plata del mineral valor, también es un potente veneno conocido desde la antigüedad. [10]

1.4.2Química de las soluciones de cianuración.

Las sales de cianuro simple, como cianuro de sodio, potasio y calcio, se disuelven en agua para formar sus respectivos cationes metálicos e iones de cianuro libre. Por ejemplo, en el caso del cianuro de potasio se tiene:

KCN K+ + CN[12]

En la tabla 2 se muestran las propiedades de los 3 diferentes compuestos que se lograron utilizar, las cuales son el cianuro de sodio, el cianuro de potasio y el cianuro de calcio. [11]

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14

Tabla 2. Propiedades de compuestos de cianuro simples [11]

Compuesto Cianuro Disponible [%] Solubilidad en agua a 25°C. [g/100 mL]

NaCN 53.1 48

KCN 40.0 50

Ca(CN)2 56.5 Se descompone.

Julian y Smart [9] compararon los efectos disolventes del cianuro de amonio, sodio, potasio, magnesio, calcio, estroncio y bario sobre el oro y la plata y encontraron que el radical alcalino no afecta el efecto disolvente sobre el cianuro particular.

Los cianuros más importantes que se usan en este procedimiento son; el de sodio y el del calcio. Este último se expande en una forma impura que contiene cerca del 50% de NaCN equivalente. El sodio se expande en varias concentraciones desde el 85 hasta el 98% de NaCN.

1.4.3 Hidrólisis del cianuro.

El cianuro como ion cianuro (CN-) se hidroliza en el aire húmedo y en soluciones acuosas de acuerdo con la siguiente reacción:

CN- + H2O = HCN + OH- - [13]

La constante de disociación del ácido hidrociánico es de 4.36x10-10, y el equilibrio depende fuertemente del pH[12] En condiciones normales de presión y temperatura, las concentraciones de HCN y CN- son iguales a un valor de pH de

(29)

15

aproximadamente 9.38. En la Figura 4 muestra el equilibrio del cianuro de hidrogeno (HCN) y el ion cianuro (CN-) con el pH, el cual da origen a un gráfico que se convierte en una herramienta de manejo del cianuro. A pH mayores de11, el 90 % del cianuro permanece en la solución como CN-, mientras que a pH 7, el 99 % del cianuro existirá como HCN. Aunque el HCN es altamente soluble en agua, su solubilidad disminuye con el aumento de la temperatura y bajo condiciones altamente salinas. [13]

Figura 4. Equilibrio del cianuro de hidrogeno (HCN) y el ion cianuro (CN-) con el pH. [12] El HCN como gas y líquido son incoloros y tienen el olor de almendras amargas, aunque no todos los individuos pueden detectar el olor. Estas formas de cianuro libre son importantes porque se consideran como los cianuros más tóxicos. Sin embargo, también son las formas que se eliminan fácilmente de las

(30)

16

soluciones mediante bien elaborados procesos de tratamiento y mecanismos naturales de atenuación.

Como resultado de la ruptura de la cadena de carbón por la hidrólisis, el HCN se transformará lentamente a la forma de amonio, así tenemos las siguientes reacciones [14] y [15]:

CN-+ H2O HCN + OH- [14]

HCN + 2H2O ↔ HCOONH4 [15]

La reacción [15] depende de la temperatura [14]

.

1.4.4. Naturaleza electroquímica de la cianuración.

El principal avance en la comprensión de la química de la cianuración de oro fue hecho por Kudryk y Kellog (1954)[15]

,

quienes demostraron la naturaleza

electroquímica de la cianuración del oro. La reacción de disolución de oro, denominada ecuación de Elsner [16], puede escribirse como:

2 Ag + 4 NaCN + 1/2 O2 + H2O 2NaAg (CN)2 + 2NaOH [16]

Esta reacción consiste de dos medias reacciones anódicas y catódicas.

 Reacción anódica.

La reacción anódica involucra la oxidación del Ag (0) a Ag (I) a través de dos etapas: la reacción de oplata con un ion de cianuro para formar un film superficial que puede ser AgCN y luego la formación del complejo de cianuro de de plata (I) Ag(CN)2- como se observa en las siguientes reacciones [17]:

Ag + CN–AgCN + e[17]

(31)

17  Reacción catódica.

Las anteriores reacciones están acompañadas por la reducción catódica del oxígeno en la superficie del metal. En la superficie de la plata, la reacción 19 muestra la reducción del oxígeno a peróxido y la reacción 20 muestra la reducción del peróxido a hidroxilo [18]:

O2 + 2H2O + 2e–↔ H2O2 + 2OH– [19]

H2O2 + 2e–↔ 2OH– [20]

Las reacciones para la disolución de oro son análogas a las ecuaciones para la disolución de plata.

Los diagramas pH – potencial (diagramas de Pourbaix) para los sistemas Ag–CN–H2O se muestran en las figura 5.

A partir de estos diagramas de estabilidad acuosa se puede observar lo siguiente: [19]

La Ag(CN)2- son los principales complejos iónicos con un amplio campo de estabilidad.

El sólido AgCN se forma sólo a bajo pH (< 3.5).

 La fuerza impulsora electroquímica para la disolución del metal es maximizada a valores de pH sobre 9.4. Lixiviaciones con cianuro a pH menor a 9.4 se han efectuado en Australia [20], pero se demostró que el HCN no disuelve el oro tan rápido como el ion CN– y además el consumo de cianuro fue considerable durante todo el proceso de disolución.

(32)

18

Figura 5. Diagrama Eh–pH para el sistema Ag–CN–H2O a 25C. Concentración de todas las

especies de plata solubles = 10– 4M, [CN] = 10– 3M, P(O2) = 1 atm [21]

1.4.5. Cinética de la reacción de cianuración de plata

El proceso de disolución de plata en soluciones con cianuro involucra reacciones heterogéneas en la interface sólido – líquido. Por lo tanto, los pasos secuenciales siguientes pueden ser considerados como principales para la lixiviación de estos metales nobles:

1. Absorción de oxígeno en la solución.

2. Transporte de cianuro y oxígeno disuelto a la interface sólido – líquido. 3. Adsorción de los reactantes (CN– y O2) en la superficie sólida.

4. Reacción electroquímica.

5. Desorción de los complejos solubles de oro – cianuro, plata – cianuro y otros productos de reacción desde la fase sólida.

(33)

19

6. Transporte de los productos desorbidos a la solución.

El proceso de cianuración es función de diferentes parámetros tales como disponibilidad de oxígeno en la interfase sólido – líquido, concentración de cianuro en la solución, temperatura de pulpa, pH y Eh de la suspensión sólido – solvente, área superficial disponible y velocidad de agitación.

(34)

20

II. DESARROLLO EXPERIMENTAL.

El éxito industrial de los resultados obtenidos en la experimentación metalúrgica, depende de gran parte de que la muestra sujeta a investigación, represente fielmente el mineral que va a construir la alimentación de la planta, tanto química como mineralógicamente es decir, en el contenido de los elementos o compuestos que forman su composición química, los minerales de asociación y la matriz, así como también el estado de alteración, tamaños, etc., de las mismas especies. De las características mencionadas depende no solamente el tratamiento, sino también el tipo y tamaño de equipo de molienda, clasificación, agitación, asentamiento, etc., De tal manera que para garantizar la producibilidad de la investigación se debe contar con una muestra sea representativa, es indispensable que su peso no sea menos de 50 kilos, preferible de 100 a 250 kilogramos[22]

.

2.1. Condiciones de experimentación. 2.1.1. Reactivos.

A continuación se muestran los reactivos utilizados en la experimentación para la lixiviación del mineral caimán-óxidos.

Tabla 3. Reactivos utilizados en la experimentación. Compuesto Peso Molecular

(g/gmol)

Grado de Pureza (%)

Marca del reactivo

NaCN 47.0072 98 Baker Analyzed

H2SO4 98.079 95 Fermont

(35)

21

2.1.2. Elaboración de soluciones.

Soluciones de Cianuro de sodio.

La adición del cianuro, se hace en forma de solución y nunca en forma de sal; para esto, se prepara una solución de cianuro de sodio químicamente puro adicionando 10g de NaCN aforándolo a un matraz de 100 mL con agua des-ionizada por lo que se obtiene una concentración de 100 miligramos de cianuro de sodio por 1 mL de solución.

(10𝑔 𝑁𝑎𝐶𝑁)/(100𝑚𝑙 𝐻2𝑂) = (1𝑔 𝑁𝑎𝐶𝑁)/(10 𝑚𝑙 𝐻2𝑂)

El pH de la solución de acuerdo a las condiciones requeridas en la experimentación es ajustando con CaO.

En las tablas 4-6 se indican las cantidades requeridas de reactivo para cada una de las soluciones de experimentación en base a los siguientes cálculos.

De acuerdo a la ecuación de Elsner, indica que por cada 2 moléculas de Ag necesitan 4 moléculas de NaCN.

2 Ag + 4 NaCN + 1/2 O2 + H2O 2NaAg (CN)2 + 2NaOH La ley de Ag del mineral es de 726 g/t.

Se calcula cuantos g de mineral de Ag se tiene por cada kg.

726 g/t

1 𝑡

1000 𝑘𝑔

= 0.726𝑔/𝑘𝑔

.

El resultado obtenido se multiplica por 2 por la relación de las moléculas de acuerdo a la ecuación, por la masa atómica del NaCN, dividido entre la masa atómica de la plata.

(0.726

𝑔

(36)

22

El resultado es la proporción estequiométrica de g de NaCN por cada kg de mineral.

Para poder obtener las gramos en exceso de NaCN se debe de multiplicar de acuerdo a la cantidad requerida.

(0.664g NaCN estequimetrico)𝑥 2.7 = 1 . 79 𝑔 𝑁𝑎𝐶𝑁 𝑎𝑙 170% 𝑑𝑒 𝑒𝑥𝑐𝑒𝑠𝑜 (0.664g NaCN estequimetrico)𝑥 3 = 2.11𝑔 𝑁𝑎𝐶𝑁 𝑎𝑙 200% 𝑑𝑒 𝑒𝑥𝑐𝑒𝑠𝑜

Para 400 g de mineral se realiza la siguiente operación.

0.664g NaCN 400 𝑔 𝑑𝑒 𝑚𝑖𝑛𝑒𝑟𝑎𝑙

1000 𝑔 𝑑𝑒 𝑚𝑖𝑛𝑒𝑟𝑎𝑙= 0.26 𝑔 𝑁𝑎𝐶𝑁 𝑒𝑠𝑡𝑒𝑞𝑢𝑖𝑜𝑚𝑒𝑡𝑟𝑖𝑐𝑜

Para poder obtener las gramos en exceso de NaCN se debe de multiplicar de acuerdo a la cantidad requerida.

(0.2656g NaCN estequimetrico)𝑥 3 = 0.79 𝑔 𝑁𝑎𝐶𝑁 𝑎𝑙 200% 𝑑𝑒 𝑒𝑥𝑐𝑒𝑠𝑜 (0.2656g NaCN estequimetrico)𝑥 5 = 0.1.32 𝑔 𝑁𝑎𝐶𝑁 𝑎𝑙 400% 𝑑𝑒 𝑒𝑥𝑐𝑒𝑠𝑜

Tabla 4. Cantidad de NaCN requerido para las diferentes soluciones. NaCN Concentración (%) NaCN (g) (1 kg de mineral) NaCN (g) (400 g de mineral) NaCN (g) (100 g de mineral) NaCN (mL) en 400 g de mineral NaCN (mL) en 100 g de mineral. Estequiométrico 0.66 0.26 0.06 2.61 0.60 170 exceso 1.79 0.71 0.17 7.18 1.70 200 exceso 2.11 0.79 0.21 7.90 2.11 270 exceso 2.45 0.98 0.24 9.81 2.43 400 exceso 3.34 1.32 0.34 13.28 3.40 800 exceso 5.97 2.39 0.59 22.39 5.90

(37)

23  Solución a 0.5 M de H2SO4 500𝑚𝐿 1 𝐿 1000 𝑚𝐿𝑥 0.5 𝑚𝑜𝑙 1 𝐿 𝑥 98.079𝑔/𝑚𝑜𝑙 𝐻2𝑆𝑂4 1 𝑚𝑜𝑙 = 24.519𝑔 𝑉 = 24.519 𝑔 1.84 𝑔/𝑐𝑚3 = 13.32 (100%𝑝𝑢𝑟𝑜) 𝑥 =13.32 𝑥 100 % 97% = 12.92 𝑚𝑙

La tabla numero 5 representa los mL de ácido sulfúrico aforados a un matraz de 400 mL con agua des-ionizada por cada 100 g de mineral.

Tabla 5. Cantidad de a 0.5 M requerido.

H2SO4 (mL) en 0.5 L de disolución. H2SO4 (mL) en 100 g de mineral.

12.92 100

Solución a 0.5 N de HNO3

Pureza= 70%, densidad ρ = 1.4 g/mL 1. 1 Equivalente de HNO3= 63 g

1

= 63 g

2. Pureza del ácido = 100 g (impureza)70 g (puros) 3. Operación. 1 𝐿 𝑥 63 𝑔 𝐻𝑁𝑂3 1 𝑒𝑞𝑢𝑖𝑣𝑎𝑙𝑒𝑛𝑡𝑒 𝐻𝑁𝑂3𝑥 100 𝑔 𝐻𝑁𝑂3 70 𝑔 𝐻𝑁𝑂3 𝑥 1 𝑚𝐿 𝐻𝑁𝑂3 1.4𝑔 𝐻𝑁𝑂3 = 32.14 𝑚𝐿 𝐻𝑁𝑂3

La tabla numero 6 representa los mL de ácido nítrico aforados a un matraz de 400 mL con agua des-ionizada por cada 100 g de mineral.

Tabla 6. Cantidad de a 0.5 N requerido.

HNO3 (mL) en un 1L de disolución. HNO3 (mL) en 100 g de mineral.

(38)

24

2.2. Equipos y materiales a utilizar.

1. Trituradora de rodillo, STURTEVANT (Mod. 0723813) 2. Trituradora mandíbula, STURTEVANT (Mod. 073) 3. Separador Jigs

4. Molino de bolas

5. Serie de tyler cribas, MONT INOX. 6. Rotap (Mod. rx29 ws.tyler)

7. Balanza digital (Mod. t084-ad-4713)

8. Byonsdad international desionizador (Mod.d440046) 9. Difracción de rayos x, BRUCKER (Mod. d8focus)

10. Microscopia electrónica de barrido (MEB), JEOL (Mod.jsm6707f) 11. Máquina de agitación

12. Material de laboratorio de vidrio 13. Conductronic ph20 (Mod.A.M 089)

(39)

25

En la figura 6 se explica el procedimiento realizado para las pruebas que conllevaron esta investigación.

(40)

26

2.3. Muestreo del mineral.

El cual consiste en:

1. El muestreo se realiza por cono y cuarteo, se parte de una muestra representativa con un peso de 120 kg.

2. Muestra se clasifica escogiendo del producto más grueso ejemplares que representen mineralógicamente a la mena sujeta a investigación 3. Se realizó una disminución de tamaño pasándola por la trituradora

primaria y secundaria.

4. Se pasa todo el mineral por la malla 10, el mineral con un tamaño mayor a esta malla se realiza una pre-molienda procurando realizar la menor cantidad de finos posible.

5. Homogenizar el material, haciéndolo pasar por el partidor Jones repitiendo el procedimiento entre 5 a 7 veces.

6. Este material se cuartea perfectamente y se toman 50 kg que se utilizaran en toda la experimentación.

7. El material se distribuye con la ayuda de una pala para formar primero, un cono y después un pastel circular plano.

8. El cono circular plano se divide en 4 partes perpendiculares entre sí. 9. Dos cuartos opuestos del pastel se toman como muestra

representativa.

10. El material sobrante es el rechazo.

11. El material escogido se vuelve a muestrear repitiendo los mismos pasos solo que ahora se toman las partes contrarias y lo sobrante es el rechazo.

(41)

27

12. Se repite el procedimiento hasta que se logre una muestra con un peso ideal para su manejo en el laboratorio.

13. Se clasifican en bolsas de 1kg para las pruebas correspondientes. El mineral se muestrea de acuerdo a la siguiente secuencia.

(42)

28

2.4. Determinación de molienda.

Se emplea un molino de bolas de laboratorio de 22.118 cm de altura con un diámetro de 19.91 cm y un espesor de 0.024cm en el cual se realizan moliendas con muestras de 1 kg y dilución 1:1 a los siguientes tiempos (20, 30, 40, 50, 60, 80 y 100 min), la muestra se lleva a sequedad y se disgrega este para realizar su análisis granulométrico, empleando un juego de cribas con mallas de: 50, 100, 140, 200, 230, 275; de la serie de Tyler, se colocan en el ROTAP como se ilustra en la figura 8 y se procede agitar por un tiempo de 25 minutos. Del juego de cribas se pesan las muestras por intervalo de tamaño a fin de investigar la distribución de los valores del mineral en las condiciones de molienda y determinar posteriormente las recuperaciones obtenidas en cada tamaño.

(43)

29

2.5. Análisis del mineral por DR-X.

Se toma 1 kg de mineral reduciéndolo de tamaño hasta un tamaño inferior a los 2 mm. Posteriormente se seca en la estufa hasta alcanzar un grado de humedad en torno al 10%. Tras homogeneización y cuarteo de la muestra seca y molida, se han separado 100 g que se han molido en su totalidad y se han tamizado hasta tamaños inferiores a las 50 micras, se toman 3 muestras de 100 g para ser analizados por difracción de R-X, se efectuó este análisis en el laboratorio del Departamento de Ingeniería en Metalurgia y Materiales (DIMM) del IPN. El resultado de esta muestra se muestra en la Grafica 1., donde se puede observar las especies más abundantes en el mineral. En la obtención del difractograma R-X se utiliza el programa llamado EVA que representa un sistema profesional de gráficos e informes de análisis listos para la publicación de los elementos químicos que obtiene el mineral valor.

Se realizó el difractograma del pre concentrado por DR-X con una velocidad de 45 min de barrido.

Especificaciones de la prueba:

1 Simple ID Mineral en polvo 12°/min 2 Start: 5 Scanspeed: 12°/min 3 Stop: 120 Increment: 0.02

(44)

30

2.6. Análisis del mineral por MEB.

La determinación de las fases presentes se complementó con un análisis por microscopia electrónica de barrido (MEB), que se llevó a cabo también en el laboratorio del Departamento de Ingeniería en Metalurgia y Materiales (DIMM) del IPN. Para lograrlo, el equipo cuenta con un dispositivo (filamento) que genera un haz de electrones para iluminar la muestra y con diferentes detectores se recogen después los electrones generados de la interacción con la superficie de la misma para crear una imagen que refleja las características superficiales de la misma.

De la muestra sobrante utilizado para el análisis de Difracción de Rayos X, se utilizó para la preparación de la muestra para ser analizada por MEB.

1. 100 g tamizados por la malla -270.

2. Se homogenizo y fueron tomados 50 g de mineral.

3. Se preparó la muestra para ser conductora con una aleación de oro-paladio.

4. Se colocó la muestra en la cámara de vació del MEB. 5. Se tomaron micrografías a 1500 X y 3600 X.

(45)

31

2.7. Parámetros de lixiviación.

En la lixiviación los parámetros de estudio son:

1. Tiempo de permanencia del ácido con el mineral en el recipiente. 2. Concentración de ácido.

3. Tamaño del mineral en la lixiviación. 4. pH de la solución.

2.7.1. Tablas de pruebas y condiciones.

En las siguientes tablas 7 y 8 se presentan las condiciones de las pruebas en reactor y en botella de los experimentos realizados, el tiempo de lixiviación, molienda y la concentración de cianuro de sodio empleado.

 Pruebas de Reactor

1. Se tomó un 1 kg de mineral previamente homogenizado y se le realiza la molienda de acuerdo a las condiciones establecidas como dilución y tiempo (1 L de agua con 1 kg de mineral).

2. El mineral es secado, homogenizado y separado en muestras de 100 g para cada prueba.

3. El mineral es depositado en un reactor Erlenmeyer. Se agrega un volumen 300mL y la solución de cianuro de sodio, se coloca el reactor sobre la plancha, se le inyecta oxígeno y es colocado el agitador a 500 revoluciones por minuto.

4. Se adiciona los mL. requeridos de NaCN al 10% de acuerdo a la prueba a realizar.

(46)

32

Tabla 7. Pruebas en Reactor. Prueba

W min

(g) pH

Molienda NaCN Tiempo de

Lixiviación (h) Tiempo

(min) Dilución %. Dilución

1 100 11 60 1:1 400 1:1 12 2 100 11 60 1:1 800 1:1 12 3 100 11 80 1:1 400 1:1 12 4 100 11 80 1:1 800 1:1 12 5 100 11 60 1:1 400 1:1 12 6 100 11 60 1:1 400 1:1 12  Pruebas en Botellas

1. Se tomó un 1 kg de mineral previamente homogenizado y se le realiza la molienda de acuerdo a las condiciones establecidas como dilución y tiempo (1 L o ½ L de agua con 1 kg de mineral).

2. El mineral es secado, homogenizado y separado en muestras de 400 g para cada prueba.

3. El mineral es depositado en botellas ámbar de 3.2 L. Se agrega un volumen de 400 mL de H2O y se colocan en la máquina de agitación. 4. Se adiciona los mL de la solución de NaCN al 10 % de acuerdo a la

(47)

33

Tabla 8. Pruebas en Botella.

Prueba W min (g) pH

Molienda NaCN Tiempo de

lixiviación (h) Tiempo (min) Dilución % Dilución

1 400 10.5 40 1:1 170 1:1 60 2 400 10.5 40 1:1 270 1:1 60 3 400 10.5 80 1:2 170 1:1 78 4 400 10.5 80 1:2 270 1:1 78 5 400 11 60 1:1 200 1:1 48 6 400 11 60 1:1 400 1:1 78 7 400 11 80 1:1 400 1:1 78 8 400 11 80 1:1 200 1:1 78 9 400 11 100 1:1 200 1:1 78 10 400 11 40 1:1 400 1:2 48 11 400 11 40 1:1 200 1:2 48

2.8. Toma de muestra y preparación para su análisis químico por absorción atómica.

Pruebas de Reactor

1. En cada una de las pruebas se toma muestra cada 2 horas, tomando 10 mL de la solución aforando a 100 mL en un matraz Erlenmeyer.

2. Regresando 10 mL de agua des-ionizada con el pH establecido, teniendo el mismo volumen y alcalinidad en toda la prueba.

3. El matraz Erlenmeyer se agita durante un periodo de 3 min para homogenizar la solución.

(48)

34

4. Se toman 10mL de la solución aforando a 100 mL en un matraz Erlenmeyer.

5. Se mide las concentraciones específicas de cada muestra con la ayuda del método de absorción atómica

6. Se obtiene el [%] de recuperación de cada prueba.

7. El residuo se filtra y se seca, se procede a colocarlos en un contenedor de desechos industriales.

Pruebas de Botella

1. En cada una de las pruebas se toma muestra cada 3 horas, tomando 10 mL de la solución aforando a 100 ml en un matraz Erlenmeyer. 2. Regresando 10 mL de agua des-ionizada con el pH establecido,

teniendo el mismo volumen y alcalinidad en toda la prueba.

3. El matraz Erlenmeyer se agita durante un periodo de 3 min para homogenizar la solución.

4. Se toman 10mL de la solución aforando a 100 mL en un matraz Erlenmeyer.

5. Se mide las concentraciones específicas de cada muestra con la ayuda del método de absorción atómica.

6. Se obtiene el [%] de recuperación de cada prueba.

7. El residuo se filtra y se seca, se procede a colocarlos en un contenedor de desechos industriales.

(49)

35

IIIRESULTADOS.

3.1. Análisis químico y caracterización de la muestra.

Los resultados se desarrollaron en tres partes, la primera se observaran los resultados obtenidos del análisis químico de la cabeza del mineral, en la segunda parte se observaran los resultados de la caracterización del mineral y en la tercera parte se observa los resultados de la lixiviación por agitación.

3.1.1 Resultados del análisis Químico

La tabla 12 presenta el análisis químico obtenido por absorción atómica para el mineral “Caimán-Óxidos”, para la muestra a estudiar:

Tabla 9. Análisis Químico de la muestra del mineral. Elementos Resultados Ag 726 g/t Au 0.2 g/t Pb 1.4 % Zn 0.8 % Fe 2.7 %

Nota: La técnica de análisis se presenta en el apéndice.

3.1.2. Análisis de resultados por Difracción de Rayos X.

Se realiza un difractograma de rayos-X de "polvo total", con un intervalo de barrido entre 24 y 654, y con una velocidad de goniómetro de 12 /min. Está equipado con monocromador de grafito y con tubo de cobre (radiación Cu-ka). A partir del difractograma de la muestra, se ha establecido la composición mineralógica cualitativa, caracterizándose todos los minerales presentes en la misma. Analizando el difractograma con el programa EVA.

(50)

36

La grafica 1 representa el difractograma con los compuestos mineralogicos presentes del mineral “Caimán-Oxidos”.

G ra fic a 1. D ifr ac to gr am a de l m in er al a ev alu ar p or D ifr ac ció n de R ay os X .

(51)

37

A partir del análisis cualitativo mostrado en la figura 1 se obtienen una cantidad de 8 posibles minerales las cuales se muestran a continuación:

Nombre del mineral Composición

1 Hematita Fe2O3

2 Pirrotita FeS

3 Blenda ZnS

4 Zincita ZnO

5 Oxido de Plomo Pb5O8

6 Óxido de oro (III) Au2O3

7 Óxido de Plata (II) AgO

8 Sulfito de Plata Ag2SO3

3.1.3 Análisis de resultados por Microscopia Electrónica de Barrido.

Los resultados del análisis por el microscopio electrónico de barrido se caracterizaron por la presencia de minerales oxidados. En la figura 10 se presenta la imagen composicional de la muestra inicial.

Figura 9. Imagen composicional muestra inicial: Fe= 8.86 %, O= 33.87%, SI= 6.31%, Pb= 12.5 %, Au=0.11% y Ag= 4.1%.

(52)

38

Después de realizar la lixiviación con cianuro de sodio, la ganga fue filtrada y secada para realizar una caracterización por el microscopio electrónico de barrido, en la figura 11 se muestra el resultado de esta caracterización teniendo en mayor porcentaje los óxidos de fierro, y silicatos. No se observa ninguna presencia de plata ni de oro.

Figura 10. Imagen composicional Cianurada (2): Fe= 39.01%, O= 37.89, Si=11.9.

3.1.4 Resultados de la pruebas de granulometría.

Los resultados obtenidos del ensayo granulométrico del mineral se recogen y se anotan en una hoja de cálculo para obtener gráficamente el ensayo. Las curvas granulométricas se presentan en las gráficas 2 y 3 representando el porcentaje del mineral que pasa por cada tamiz en ordenadas respecto al tiempo empleado. Este análisis se hace importante debido a que con la ayuda de estas graficas se puede observar el P80 ya que este es un indicador granulométrico donde nos indica que se obtiene el 80 % pasante del mineral.

(53)

39

Cabe mencionar que se tuvieron problemas de sedimentación del mineral por el equipo de laboratorio empleado ya que no se encontraban en las mejores condiciones.

La grafica 2 muestra el análisis granulométrico del mineral graficando Acumulativo negativo vs Tiempo (h), empleando las mallas 50, 100, 140, 200, 230 y 270 de la serie de Tyler.

Grafica 2. Análisis Granulométrico: Tiempo vs Acumulativo (-), mallas 50, 100,140, 200, 230 y 270.

Se realizó el agrupamiento granulométrico de acuerdo a los pesos obtenidos en cada molienda, se efectuaron 7 moliendas de 1 kg de mineral con una dilución 1:1 a diferentes tiempos (20, 30, 40, 50, 60, 80 y 100 min), el mineral es secado y se realiza el análisis de cribas. En la gráfica 3 se observa el agrupamiento de estos 7 tiempos contra el tamaño en micras.

0 10 20 30 40 50 60 70 80 90 100 0 20 40 60 80 100 120 Aco m u lativ o ( -) Tíempo (min)

Analisis Granulometrico

50 100 140 200 230 270 Mallas

(54)

40

Grafica 3. Agrupamiento de los 7 tiempos “Ac (-) Vs Tamaño en micras

3.1.5. Resultados de las pruebas de cianuración por agitación.

Las tablas 13 y 14 describen los porcentajes de recuperación de todas las pruebas

realizadas en esta investigación, también las variables aplicadas en cada prueba.

Tabla 10. Resultados de las pruebas en reactor.

Prueba W min (g) pH Molienda NaCN Tiempo de Lixiviación (h) % Rec. Tiempo

(min) Dilución % Dilución

1 100 11 60 1:1 400 1:1 12 22 2 100 11 60 1:1 800 1:1 12 23 3 100 11 80 1:1 400 1:1 12 28 4 100 11 80 1:1 800 1:1 12 26 5 100 11 60 1:1 400 1:1 12 37 6 100 11 60 1:1 400 1:1 12 39 0 20 40 60 80 100 0 50 100 150 200 250 300 350 A co m u lativ o ( -) Tamaño en micras

Agrupamiento Granulometrico

20 min 30 min 40 min 50 min 60 min 80 min 100 min

(55)

41

Tabla 11. Resultados de las pruebas en botella.

Prueba W min (g) pH Molienda NaCN Tiempo de Lixiviación (h) % Rec. Tiempo

(min) Dilución % Dilución

1 400 10.5 40 1:1 170 1:1 60 57 2 400 10.5 40 1:1 270 1:1 60 57 3 400 10.5 80 1:2 170 1:1 78 70 4 400 10.5 80 1:2 270 1:1 78 70 5 400 11 60 1:1 200 1:1 48 42 6 400 11 60 1:1 400 1:1 78 94 7 400 11 80 1:1 400 1:1 78 100 8 400 11 80 1:1 200 1:1 78 80 9 400 11 100 1:1 200 1:1 78 90 10 400 11 40 1:1 400 1:2 48 43 11 400 11 40 1:1 200 1:2 48 41

(56)

42

IV. ANALISIS DE RESULTADOS

El análisis de resultados se desarrolla en tres partes principales, la primera parte es la lixiviación en botella se analiza el efecto del tiempo de lixiviación, la cantidad de cianuro de sodio en cada prueba de lixiviación además del tamaño de la partícula, en la segunda parte se analiza las diferencias en realizar una previa eliminación del contenido de Fe antes de realizar la cianuración y en la tercera parte se analizan las diferencias en realizar una lixiviación en reactor con variantes de velocidad de agitación y suministro de oxígeno.

Las gráficas a continuación representan el tiempo vs recuperación de cada prueba, las tablas de recuperación se reportan en el apéndice.

4.1 Tiempo de Molienda.

De acuerdo a los resultados obtenidos en los análisis granulométricos a diferentes tiempos de molienda, se determinó un P80 a - 140 mallas (105 µm) y un P60 a – 200 mallas (74 µm) en un tiempo de molienda de 80 min.

Incrementando principalmente la distribución de finos con respecto al tiempo de 60 min.

4.1 Efecto de la concentración.

En la siguientes graficas se observan las comparaciones de las pruebas a un tiempo de molienda semejante, se analiza el comportamiento de las recuperaciones variando la concentración de cianuro de sodio.

En la gráfica 4 se observa las pruebas 1 y 2 con tiempo de molienda a 40 minutos, variando la concentración de cianuro de sodio, mostrando que las dos

(57)

43

pruebas se obtienen recuperaciones similares del 57 % a un tiempo de agitación de 60 h, la concentración de cianuro de sodio no afecta la recuperación para un tiempo de molienda de 40 minutos.

Tabla 12. Comparación entre la prueba 1 y 2 en botella

Prueba Wmin (g) pH Molienda NaCN Tiempo de Lixiviación (h) % Rec. Tiempo

(min) Dilución % Dilución

1 400 10.5 40 1:1 170 1:1 60 57

2 400 10.5 40 1:1 270 1:1 60 57

Gráfica 4. Prueba 1 y 2 en Botella, Variable: Concentración de CN- .

En las pruebas 3 y 4 se procedió a realizar una molienda más fina,

aumentando esta molienda a 80 min, teniendo una dilución de 0.5 L de agua por 1 kg de mineral (1:2), con la finalidad de realizar la mayor cantidad de finos posible.

La grafica 5 muestra la recuperación de ambas pruebas teniendo como variable la concentración de cianuro de sodio, observando que la tendencia de

0 10 20 30 40 50 60 0 10 20 30 40 50 60 70 R e cu p e rac n % Tiempo (h)

Concentración de NaCN.

prueba 1 prueba 2

(58)

44

recuperación es muy similar, logrando una recuperación final del 70 % en ambas pruebas. La concentración de cianuro de sodio no repercute en las recuperaciones finales por lo que se procede a elevar dicha concentración.

Tabla 13. Comparación entre la prueba 3 y 4 en botella

Prueba Wmin (g) pH Molienda NaCN Tiempo de Lixiviación (h) % Rec. Tiempo

(min) Dilución % Dilución

3 400 10.5 80 1:2 170 1:1 78 70

4 400 10.5 80 1:2 270 1:1 78 70

Grafica 5. Prueba 3 vs Prueba 4 en botella, Variable: Concentración de CN-.

0 10 20 30 40 50 60 70 80 0 10 20 30 40 50 60 70 80 90 R e cu p e rac n % Tiempo (h)

Concentración de NaCN.

Prueba 3 Prueba 4

(59)

45

4.2 Efecto de la eliminación de Fe previo a la cianuración.

En estas pruebas se determina la influencia del Fe en la cianuración por lo que se procede a la eliminación de este mediante una lixiviación con H2SO4 y HNO3, posteriormente se enjuaga el material residual y se cianura, con las condiciones mostradas en la tablas 14-16.

Eliminación con ácido sulfúrico

La grafica 6 presenta la recuperación entre realizar una lixiviación previa con H2SO4 y una lixiviación por cianuración directa en botella, este con el fin de observar como percute en el proceso de cianuración el Fe. Se observa que el experimento 5, obtiene una recuperación del 36 % en las primeras 3 horas de lixiviación, estabilizándose hasta llegar a una recuperación final del 42 % en 48 h de agitación, mientras por cianuración directa la tendencia de recuperación en la primeras 3 h es del 22 %, teniendo una recuperación final del 56 % a 40 h de lixiviación, llegando a la conclusión que la eliminación del Fe previo a la cianuración si afecta en las recuperaciones iniciales del proceso, a un tiempo de 60 min de molienda la concentración de NaCN también repercute en el porcentaje de recuperación.

Tabla 14. Comparación de la prueba 5 y 6 en botella.

Prueba Wmin (g) pH Molienda NaCN Tiempo de Lixiviación (h) % Rec. Tiempo

(min) Dilución % Dilución

5 H2SO4

400 11 60 1:1 200 1:1 48 42

(60)

46

Grafica 6. Prueba 5 y 6, Variable: Lixiviación Previa H2SO4 y concentración de NaCN.

Se realizan las siguientes pruebas en reactor teniendo un suministro de oxígeno con la ayuda de una manguera y una velocidad de agitación de 500 rpm.

Se hace una comparación entre la prueba 1 que se realizó por cianuración directa contra la prueba 5, donde se le aplicó una lixiviación previa con H2SO4, teniendo las mismas variables como concentración de cianuro de sodio, tiempo de molienda y pH, en ambas pruebas.

El Fe es el principal cianicida del mineral, al ser eliminado antes del proceso de cianuración nos ayuda a tener más cianuro en la solución. De acuerdo a la gráfica 7, se observa que la prueba número 5, la recuperación es mayor (37 %) que por la prueba 1 (22 %), esto nos indica que si nos favorece una previa eliminación de Fe antes de la lixiviación por cianuración ya que se tienen recuperaciones mayores del 15 % en toda la prueba.

0 10 20 30 40 50 60 0 10 20 30 40 50 60 R e cu p e rac io n % Tiempo (h)

Lixiviación previa con Acido Sulfúrico

Prueba 5 Prueba 6

(61)

47

Tabla 15. Comparación de la prueba 1 y 5 en reactor.

Prueba Wmin (g) pH Molienda NaCN Tiempo de Lixiviación (h) % Rec. Tiempo

(min) Dilución % Dilución

1 100 11 60 1:1 400 1:1 12 22

5 H2SO4

100 11 60 1:1 400 1:1 12 37

Grafica 7. Prueba 1 y 5 en reactor, Variable: Lixiviación Previa H2SO4.

Eliminación con ácido nítrico

En la prueba número 6 se realizó una lixiviación previa con ácido nítrico antes del proceso de cianuración, este con el fin de observar la tendencia de recuperación, eliminando dos cianicidas presentes (Fe y Pb), se realiza una comparación con la prueba 1 la cual es cianuración directa, para delimitar cómo afecta estos cianicidas en la lixiviación por cianuración.

De acuerdo a la gráfica 8, la prueba número 6 tiene una recuperación final del 39 % a comparación de la prueba 1 la cual tuvo una recuperación final del 22 %, lo cual indica, que si afecta la presencia de Fe y Pb en el mineral, ya que al

0 5 10 15 20 25 30 35 40 45 0 2 4 6 8 10 12 14 R e cu p e rac io n % Tiempo (h)

Lixiviación previa con Acido Sulfurico

Prueba 1 (reactor) Prueba 5 (reactor)

(62)

48

realizar una eliminación previa de estos dos elementos las recuperaciones aumentan un 18 %, por lo que se concluye que si se requiere una previa eliminación de los cianicidas presentes antes de realizar la lixiviación por cianuración para obtener mayores recuperaciones.

Tabla 16. Comparación entre la prueba 1 y 6 en reactor.

Prueba Wmin (g) pH Molienda NaCN Tiempo de Lixiviación (h) % Rec. Tiempo

(min) Dilución % Dilución

1 100 11 60 1:1 400 1:1 12 22

6 HNO3

100 11 60 1:1 400 1:1 12 39

Gráfica 8. Prueba 1 y 6 en reactor, Variable: Lixiviación previa con HNO3.

0 5 10 15 20 25 30 35 40 45 0 2 4 6 8 10 12 14 R e cu p e rac io n % Tiempo (h)

Lixiviación previa con Ácido Nítrico

Prueba 1 (reactor) Prueba 6 (reactor)

(63)

49

4.3 Tiempo de molienda.

Las pruebas siguientes se incrementa el tiempo de molienda cuyo objetivo es producir partículas más finas y liberar más la partícula de plata, la concentración de NaCN se incrementó para que este no sea una limitante en el proceso.

La gráfica 9 se observa el comportamiento de las pruebas 6 y 7, bajo estas condiciones se logró obtener recuperaciones del 94 % con 60 min de molienda y el 100 % con 80 min, a un tiempo de lixiviación de 78 h, con lo cual se concluye que la recuperación en disolución de plata del mineral “caimán-óxidos”, está en función de la liberación de la partícula.

Tabla 17. Comparación entre la prueba 6 y 7 en botella.

Prueba Wmin (g) pH Molienda NaCN Tiempo de Lixiviación (h) % Rec. Tiempo

(min) Dilución % Dilución

6 400 11 60 1:1 400 1:1 78 94

7 400 11 80 1:1 400 1:1 78 100

Gráfica 9. Prueba 6 y 7 en Botella, Variable: Tiempo de molienda.

0 10 20 30 40 50 60 70 80 90 100 0 10 20 30 40 50 60 70 80 90 R ECUP ER A CION % TIEMPO (h)

Tiempo de Molienda

Prueba 6 Prueba 7

Figure

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