45166145 unidad 4 metalurgia de cobre y oro

Universidad Nacional de Cuyo

Facultad de Ciencias Aplicadas a la Industria

Alumno: Cristian González

Legajo N° 3149

Industrias mineras de base metálica - 2010 Página 1

Unidad N° 4

“Metalurgia de Cobre y Oro”

Metalurgia del Cobre

Introducción

Las razones que han contribuido al uso industrial del cobre, son las siguientes:

1. Elevada conductividad eléctrica, solo superada por la plata.

2. Excelente resistencia a la corrosión.

3. Elevada conductividad térmica.

4. Facilidad de formar aleaciones con el zinc y con el estaño (latón y bronce), que

poseen excelentes propiedades.

5. Valor de la chatarra de cobre.

De los metales pesados, el cobre es el de mayor importancia científica y técnica.

Minerales

El cobre está presente en la corteza terrestre principalmente en forma de minerales

sulfurados como la calcopirita (CuFeS2), bornita (Cu5FeS4) y calcocita (Cu2S). La ley o

concentración de estos minerales es baja, las menas más comunes contienen de 0,5% (minas a

cielo abierto) hasta 1 a 2%Cu (minas subterráneas). Los procesos para la recuperación de cobre

puro a partir de estas menas corresponden a procesos pirometalúrgicos.

También se presenta en formas de minerales con oxígeno (carbonatos, óxidos, silicatos y

sulfatos) pero en menor concentración. Se emplean métodos hidrometalúrgicos casi siempre

para tratar las menas que contienen dichos minerales.




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Yacimientos Argentinos

Son, en general, de baja ley de cobre comparadas con proyectos y yacimientos

conocidos en otros países, tales como Perú y Chile, en que las leyes de cobre y/o las toneladas

son significativamente superiores, si no se trata de yacimientos de cobre oxidado o lixiviables,

que permiten aplicar procesos de más bajo costo que no requieren fundición.

Extracción de cobre a partir de menas sulfuradas

Casi el 90% del cobre que se produce en el mundo proviene de los minerales de sulfuro.

Estos no se tratan fácilmente con los métodos hidrometalúrgicos (no se lixivia con facilidad) de

manera que la mayor parte de la extracción es mediante técnicas pirometalúrgicas.

Las etapas fundamentales en la pirometalurgia del cobre son:

1. Concentración por flotación

2. Tostación

3. Fusión

4. Oxidación de la mata

5. Afino

Un esquema general de la producción de cobre a partir de minerales sulfurados se

detalla a continuación:




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Tratamientos Previos

Las concentraciones de cobre en las menas actuales son demasiado bajas por lo que la

fundición directa sería muy costosa. Por esta razón, todas las menas que son destinadas a la

extracción pirometalúrgica se benefician por medios físicos previos a la fundición.

La extracción hidrometalúrgica, por otra parte no requiere calentamiento y fundición de

la mena, en este caso, el beneficio no se necesita.

El beneficio de las menas de cobre consta de dos etapas principales:




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a) Disminución de tamaño de la mena hasta un tamaño bastante fino de manera

que los granos de mineral queden sueltos.

b) Separación física de las partículas de mineral por flotación sobre espuma para

formar un concentrado de alto grado de minerales de cobre.

En el siguiente diagrama de flujo se muestra la producción de concentrado de cobre a

partir de menas de sulfato de cobre - sulfato de hierro.




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Reducción de tamaño

La reducción de tamaño se realiza en 2 etapas:

a) Trituración de las grandes piezas de mineral durante la cual la mayor parte se

efectúa aplicando fuerzas de compresión en trituradoras de mandíbulas o de

conos.

b) Molienda en húmedo de las partículas trituradas en molinos de barras y de

bolas, mediante los cuales todas las fuerzas de abrasión, impacto y compresión

contribuyen a quebrar la mena.




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Flotación en espuma

La herramienta indispensable en el beneficio de menas es el proceso de flotación. Los

principios son los siguientes:

a) Los minerales sulfurados normalmente se humedecen por el agua pero pueden

ser adicionados con reactivos que los volverán hidrofóbicos.

b) Esta hidrofobicidad puede ser creada en minerales específicos dentro de una

pulpa agua-mena.

c) Los choques entre las burbujas de aire y los minerales que se han hecho

hidrofóbicos darán por resultado la unión entre las burbujas y los minerales.

d) Las partículas del mineral no acondicionadas (húmedas) no se unirán a las

burbujas de aire.

Por consiguiente, la floración en espuma que se aplica a las menas de cobre consiste en:

1) El acondicionamiento de la pulpa de mena para ser hidrofóbicos los minerales de

cobre sin afectar a los otros.

2) El paso ascendente de una corriente dispersa de burbujas de aire a través de la

pulpa.

Una celda típica de flotación se muestra en la siguiente figura:




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Pirometalurgia

Tostación

La tostación, que se realiza en la

extracción de cobre, es una oxidación

parcial de los concentrados de los sulfuros

de cobre con aire. En la extracción

pirometalúrgica se practica tostación

previamente a la fundición en hornos de

reverbero y en horno eléctrico. Los

objetivos son:

1) Utilizar el calor de tostación

para secar y calentar la carga

antes de ser introducida al

horno de fundición.

2) Aumentar la concentración de

cobre en el producto de

fundición, o sea, en la mata

líquida.

El proceso de tostación se lleva a

cabo en tostadores de hogar múltiple y de

lecho fluidizado a temperaturas entre 500

y 700°C. Normalmente es autógena pero si

los concentrados están excesivamente

húmedos se puede requerir combustibles

de hidrocarburos

La tostación controlada de

concentrados de cobre da como resultado

la oxidación parcial del azufre a dióxido de

azufre y la oxidación parcial de sulfuros de

hierro a sulfatos y óxidos de hierro. El gas

SO2 se elimina durante la tostación y los

óxidos y sulfatos de hierro se eliminan

posteriormente en forma de escoria

durante la fusión. Los óxidos y sulfatos de

cobre se forman durante la tostación

parcial pero se reducen de nuevo a

sulfuros dentro del horno de fusión.

Por lo tanto, la tostación da por

resultado una eliminación neta de hierro y




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azufre, y esto conduce a un producto de fundición (mata) que es de un grado de cobre

considerablemente más alto que el concentrado original.

Las reacciones principales durante la tostación son la oxidación de sulfuros de hierro y

cobre para obtener sulfatos y óxidos. Algunos ejemplos son:

�� + 4� → �� + ��

4�� + 7� → 2��. �� + 2��

4�� + 13� → 4�� + 2�� + 8��

Fusión de mata

La producción de mata líquida (mata fundida) y su conversión posterior a cobre blíster

(cobre ampollado) es el método más importante de extracción de cobre a partir de minerales

sulfurados. Las ventajas son:

a) Procesa cobre metálico de los minerales sulfurados de cobre con un gasto de

energía relativamente bajo.

b) El cobre se produce a una velocidad alta.

La principal desventaja del método es la contaminación a la atmosfera con gas SO2.

Los objetivos de la fusión de mata son formar una fase líquida de sulfuros (mata) la cual

contiene todo el cobre de la carga y una fase líquida de escoria sin cobre. La mata

posteriormente es oxidada para formar cobre blíster impuro y la escoria fundida se desecha

directamente o después de una etapa de recuperación de cobre.

El proceso se lleva a cabo al fundir la carga total del horno a una temperatura

aproximada de 1200°C normalmente con fundentes de sílice. La sílice, alúmina, óxidos de

hierro, cal y otros óxidos menores forman la escoria fundida; el cobre, azufre, hierro sin oxidar

y los metales preciosos forman la mata. El producto principal de la fundición es una mata de

Cu-S-FeS (de 35 a 65%Cu) la cual se dirige al proceso de conversión para la producción de

cobre blíster.

Las operaciones de fundición se llevan a cabo en los siguientes hornos:

• Alto horno

• Horno de reverbero

• Horno eléctrico

• Horno de fusión instantánea

Alto horno

Es un aparato de flujo a contracorriente en el cual los materiales de carga fría bajan por

una flecha de manera vertical mientras que los gases calientes ascienden (producidos al

quemar coque y los sulfuros de la carga). Esta configuración da por resultado desecación,

calentamiento y fundición de la carga muy eficientes a medida que esta desciende para formar

la mata y escoria en el fondo del horno.




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Actualmente su uso es escaso debido al uso creciente de flotación para producir

concentrados de alto grado.

Horno de reverbero

Es esencialmente un horno de hogar en el cual la carga sólida consiste en concentrados,

calcinados y fundentes junto con escoria fundida y polvos recirculados provenientes del

convertidor y que contienen cobre. Dicha carga se calienta a 1200 o 1250°C debido a los gases

calientes de combustión que se extiende sobre la superficie del baño.

Los productos del horno de reverbero son la escoria fundida que se desecha y la mata

fundida la cual se transfiere al convertidor.

Tiene dos defectos principales:

1) Consume más energía que otras unidades de fundición.

2) Produce grandes volúmenes de gases de combustión diluídos en SO2.




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Lo anterior genera problemas atmosféricos, por lo tanto, está siendo reemplazado por

hornos eléctricos o de fundición instantánea.

Horno eléctrico

Es similar a un horno de reverbero, con la excepción de que no se utiliza combustible

externo. El calor necesario para la fundición se genera por la resistencia de la escoria al paso

de una corriente de alto amperaje entre los densos electrodos de carbón sumergidos en la

escoria

El horno eléctrico usa eficientemente la energía eléctrica debido a que la pequeña

cantidad de gases producida arrastra poco calor sensible. Sin embargo, la energía eléctrica es

costosa y el horno eléctrico predomina donde la energía eléctrica es abundante y barata.

Tiene las ventajas de una buena flexibilidad y control de temperaturas, y debido a que

no existen gases de combustión, hay buen control sobre las condiciones de oxidación.

Solamente se producen pequeñas cantidades de gas y por lo tanto la concentración de SO2 se

controla fácilmente ajustando la cantidad de aire que entra al horno

Horno de fusión instantánea

El horno de fusión instantánea utiliza gran parte de la energía de combustión en los

sulfuros:

a) Oxidando parte de la carga de sulfuros.

b) Utilizando el calor así liberado para la fusión de la mata y la escoria.

La fusión instantánea consiste en la inyección de concentrados secos junto con aire

caliente u oxígeno o la de una mezcla de estos al interior de un horno tipo hogar caliente. Una

vez dentro del horno, las partículas de sulfuro reaccionan rápidamente con los gases oxidantes

que las acompañan.

Existen 2 tipos básicos de fusión instantánea:

a) El proceso INCO que usa oxígeno comercial y que es completamente autógeno.




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b) El proceso Outokumpu el cual usa aire precalentado o aire enrarecido con

oxígeno precalentado o a temperatura ambiente. Este proceso no es autógeno a

menos que el aire de entrada se enriquezca intensamente con oxígeno. Se usa

combustible de hidrocarburos para compensar el déficit térmico.

La reacción de combustión puede representarse por la siguiente ecuación:

4��

+ 5� + 2 �!�"#$%&'%�'

→ 2 ��. ��(��

+ 2 ��. �!��')��

+ 4�� + *+,-.

Las ventajas principales de estos hornos son:

a) Su baja demanda de combustibles fósiles

b) La facilidad y eficiencia con la cual puede ser eliminado el SO2 de sus gases

efluentes.

Su única desventaja son las pérdidas altas de cobre en la escoria y en los polvos de

chimenea.




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Conversión

La conversión del cobre consiste en la oxidación (con aire) de la mata líquida

proveniente de la fundición. La conversión elimina el hierro y el azufre de la mata, dando por

resultado la producción de cobre blíster sin refinar (99%Cu).

El proceso se lleva a cabo en un convertidor horizontal cilíndrico Peirce-Smith revestido

con refractario básico, algunas veces modificado con un sistema mejorado de recolección de

gases.

La mata líquida se vierte dentro del convertidor a través de una entrada grande central y

el aire de oxidación se introduce por una línea simple de toberas que está a lo largo del

recipiente. La mata se adiciona a una temperatura próxima a los 1100°C y el calor generado en

el interior del convertidor por la oxidación del hierro y del azufre es suficiente para hacer el

proceso autógeno.




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La conversión se lleva a cabo en dos etapas consecutivas, en las cuales se utiliza la

inyección del aire hacia el interior de la fase de sulfuro fundida. Estas son:

a) La etapa formadora de escoria o de eliminación del FeS.

2�� + 3 �/��'

+ �!�"#$%&'%�'

→ 2 ��. �!��')��

+ 2��

b) La etapa formadora de cobre blíster.

�� + �/��'

→ 2��"��0�' 0��)�'�

+ ��

La formación de cobre (b) no sucede hasta que la mata contiene menos del 1% de Fe, de

modo que casi todo el hierro se elimina del convertidor (como escoria) antes de comenzar la

producción de cobre. En la industria el convertidor se carga con mata en varias etapas, y cada

etapa es seguida por oxidación parcial y remoción de escoria. Esto da por resultado una

acumulación gradual de Cu2S dentro del convertidor seguido por una inyección “formadora de

cobre” final.

El producto del proceso de conversión es el cobre blíster el cual contiene entre 0,02 y

0,1%S. No ocurre formación significativa de óxido de cobre hasta que el contenido de S no está

por debajo de 0,02% de modo que la oxidación de cobre no es un problema.

La mayor parte de níquel y los metales preciosos contenidos en la mata forman parte

del cobre blíster. El hierro y el zinc están casi completamente oxidados en la escoria, mientras

que el antimonio, arsénico, bismuto, cadmio y plomo tienden a vaporizarse. La escoria del

convertidor inevitablemente contiene de 2 a 10%Cu el cual posteriormente se recupera

mediante un horno de fundición o un horno eléctrico.

El SO2 es un subproducto de las reacciones de conversión. La concentración en los gases

del convertidor es moderadamente alta (mayor al 5% de SO2)y puede ser eliminado

eficientemente de los gases en forma de H2SO4. Sin embargo, parte se escapa hacia la

atmósfera durante las operaciones de carga y vaciado.




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Refinación

Refinación térmica

El afino del metal por el calor se puede hacer en un horno de reverbero, a unos 1150°C,

mediante fusión oxidante con volatilización y escorificación. A pesar de que las impurezas

tienen más afinidad por el oxígeno que el cobre, se forma óxido cuproso, que es soluble en el

metal fundido, y reacciona con las impurezas del metal. Al hacer pasar el aire comprimido, la

eliminación de las impurezas se realiza del modo siguiente: el azufre y el cadmio, por

volatilización; el zinc, parte por volatilización y parte en la escoria; el magnesio, el aluminio, el

hierro y el estaño, en la escoria; el plomo en la escoria si la acción es intensa; el arsénico y el

antimonio, en la escoria de carbonato de calcio y cal. El bismuto no se elimina por el calor, y el

cobre, que contiene este elemento se afina, en general, electrolíticamente.

La oxidación de la carga dura de 2 a 3 horas, según la cantidad y el carácter de las

impurezas presentes. El cobre contiene, ahora, bastante más óxido cuproso del que

corresponde a la composición eutéctica, y si se moldeara en este estado, sería completamente

frágil. Para la segunda parte del proceso se elimina de la mata fundida la escoria y se cubre con

antracita, carbón vegetal o coque, para tener en el horno condiciones reductoras. Cuidando de

que no llegue aire al metal fundido se elimina el óxido cuproso disuelto, por agitación del

baño, a unos 1100°C. El cobre en esta etapa, se conoce como cobre tenaz (tough-pitch), y no

está completamente desoxidado, sino que contiene aproximadamente un 0,05% de oxígeno

(0,45% de óxido cuproso), que se ve en el microscopio en forma de un eutéctico Cu-Cu2O en

los bordes de los grandes granos. La mayor parte del cobre comercial es de esta clase. Esta

operación dura de 1 a 3 horas.

El afino anteriormente mencionado persigue una de las dos finalidades siguientes:

a) Afino completo del cobre, con el objeto de producir barras apropiadas para la

fabricación de chapas, láminas, varillas, etc., o lingotes destinados a la

elaboración de aleaciones.

b) Afino parcial del cobre, con el fin de formar con él ánodos para su refino

electrolítico.




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Refinación electrolítica

El cobre blíster se refina electroquímicamente a un producto de una pureza de 99,99%,

que sirve en la industria eléctrica. Por afino a fuego no se puede obtener esta pureza. Cuando

el fin del afino al fuego es obtener ánodos de cobre para el proceso electrolítico, tal como

sucede cuando el cobre contiene la suficiente cantidad de plata, oro y metales raros que

compensen el gasto de su recuperación, el afino se suspende en un momento bastante

avanzado. Todo lo que se exige de los ánodos es que sean lisos, uniformes y sobre todo,

consistentes.

Los ánodos de cobre, relativamente impuros, se sumergen, entre cátodos de cobre puro,

en un electrolito compuesto de sulfato de cobre y ácido sulfúrico. Al pasar la corriente

continua, el cobre de los ánodos se disuelve y se deposita sobre los cátodos. Al mismo tiempo

que el cobre, se disuelven las impurezas del ánodo que están por encima del cobre en la serie

electroquímica, pero estas no se depositan sobre el cátodo. Otras impurezas, tales como el

plomo, selenio, teluro, plata, oro y los metales raros, no se disuelven, por ser más nobles que

el cobre, y forman barros.

La aplicación de un potencial eléctrico entre un ánodo de cobre y un cátodo de cobre,

ambos sumergidos en una celda que contenga una solución de sulfato de cobre acidificada,

origina que tengan lugar las reacciones y procesos siguientes:

a) El cobre del ánodo se disuelve electroquímicamente dentro de la solución, es decir:

��1á3-4-5 ↔ ��7 + 2�8 9° = −0,34?

Con lo que se producen cationes de cobre más electrones

b) Los electrones producidos por la reaccipon anterior son conducidos hacia el cátodo

a través del circuito y suministro de energía externo

c) Los cationes Cu2+

en la solución emigran por difusión y convección hacia el electrodo

negativo (cátodo)

d) Los electrones y los iones Cu2+

se combinan en la superficie del cátodo para producir

cobre metálico que se deposita sobre el mismo.

��7 + 2�8 ↔ �� 9° = 0,34?

Los efectos finales son la disolución electroquímica del cobre del ánodo, la emigración

de los electrones e iones de cobre hacia el cátodo, y el depósito de cobre sobre la superficie

del mismo.

Para el proceso global, el potencial teórico reversible es de cero. Sin embargo, en la

práctica, la resistencia al flujo de corriente en el electrolito y la resistencia al flujo de

electrones en las barras de distribución y conexiones eléctricas deben ser vencidas aplicando

una tensión entre los ánodos y los cátodos. También existe una sobretensión de

aproximadamente 0,06v necesaria para el depósito de cobre sobre el cátodo y un más

pequeño en el ánodo. La tensión en las celdas industriales es de 0,25 a 0,30v.




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Se practican dos procedimientos de afino electrolítico:

• El sistema múltiple, que produce la mayor parte del cobre afinado

electrolíticamente.




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• El sistema en serie.

Esta clasificación es en base a la disposición de los electrodos en cada tanque, es decir,

en paralelo o en serie.

La diferencia esencial entre los dos procedimientos es que, mientras que en el sistema

múltiple se encuentran los ánodos y cátodos separados, estando todos los ánodos de un

tanque en contacto por medio de un conductor de cobre situado en uno de los lados, y todos

los cátodos en contacto con otro conductor de cobre en el otro lado, en el sistema en serie no

hay cátodos separados, excepto uno en el extremo negativo del tanque, y el circuito eléctrico

se completa introduciendo la corriente eléctrica a través del electrodo en el extremo opuesto:

los electrodos intermedios no tienen conexión eléctrica con el circuito. Por consiguiente, la

corriente pasa desde el primer electrodo, a través del electrolito, a la cara adyacente del




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segundo electrodo, que se convierte así en cátodo. A medida que pasa la corriente a través del

tanque, es evidente que una cara del electrodo hace de cátodo y la otra de ánodo.

La operación continúa hasta que el cobre en cada electrodo, excepto el último, se ha

transferido al electrodo siguiente.

Hidrometalurgia

Las técnicas hidrometalúrgicas para la extracción de cobre se aplican principalmente a

los minerales de cobre con oxígeno y a los desechos de óxido y sulfuro de baja ley. Cuando la

concentración de cobre es muy baja en las menas de óxido no puede emplearse la técnica

pirometalúrgica. Además, la mayor parte de los minerales de óxido no pueden ser

concentrados eficientemente por flotación con espuma y, por consiguiente, se tratan con

mayor efectividad con técnicas hidrometalúrgicas, es decir, por la lixiviación mediante ácido

sulfúrico seguida por la precipitación o electrólisis del cobre de la solución.

Minerales y Reactivos

El medio de lixiviación para minerales de cobre casi siempre es una solución acuosa de

ácido sulfúrico. El amoníaco y el ácido clorhídrico se usan en 2 o 3 casos para minerales de

sulfuro Ni-Cu o mata y también han sido propuestos para concentrados de sulfuro de cobre.

Las ventajas principales del ácido sulfúrico son su bajo costo, su acción rápida sobre los

minerales de cobre que contienen oxígeno, y el hecho de que es regenerado cuando son

lixiviados minerales de sulfato o sulfuro.

Las fuentes principales de cobre para la extracción hidrometalúrgica son los minerales

de óxido, los más importantes se muestran en la siguiente tabla:




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Estos minerales oxidados son los productos de la degradación de los depósitos de

sulfuros originales y en ellos siempre se encuentran pequeñas cantidades de sulfuro de hierro

y sulfuro de cobre.

Los minerales de sulfuro también son lixiviados con ácido sulfúrico, pero el proceso es

muy lento. Sin embargo esta técnica permite extraer grandes cantidades de cobre y su

importancia va en aumento.

Los principales minerales de sulfuro encontrados en los depósitos de lixiviación son la

calcopirita (CuFeS2), calcocita (Cu2S) y pirita (FeCu2).

Lixiviación

Se denomina lixiviación al proceso de separación del metal por ataque y disolución del

mismo a partir de la mena tratada físicamente. Existen varios procedimientos de lixiviación y a

continuación se resumen los utilizados para el cobre:

a) Lixiviación In situ aplicada a masas minerales de baja ley.

b) Lixiviación en escombreras (o terreros) y montones (o pilas) para material apilado.

c) Lixiviación por percolación en cajones (o en tanque) para material de tamaño fino.

d) Lixiviación en reactor agitado, con o sin presión o temperatura, para material fino.




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La lixiviación In situ, en escombreras y montones es esencialmente la misma técnica. La

mena o mineral se tritura para exponer los minerales de cobre en las interfaces de fractura

generalmente débiles; y el lixiviante (soluciones diluidas de ácido sulfúrico que por lo general

contienen bacterias) escurre por gravedad entre las piezas de mena. Las condiciones

especiales para los tres métodos son una base impermeable en la que pueden recolectarse las

soluciones de lixiviación saturadas y una roca huésped que no consuma cantidades

extraordinarias de ácido sulfúrico.

Lixiviación In situ

La lixiviación In situ implica el rompimiento de la mena con explosivos sin que la mena

sea extraída por los métodos más usados en las minas. Esto puede hacerse en depósitos

superficiales de baja ley o minas subterráneas ya trabajadas.

Si los estudios hidrológicos y estratigráficos así lo indican, se podrían diseñar pozos de

recolección del licor de lixiviación. Un bombeo con poco costo puede llevar el licor rico a la

planta de extracción.

Lixiviación en escombreras o terreros

Se aplica a los desechos con bajo contenido de cobre provenientes de los métodos

comunes de explotación, generalmente operaciones a cielo abierto. La roca se amontona en

grandes depósitos (millones de tn) y el lixiviante se distribuye periódicamente sobre la

superficie para que escurra a través del depósito. La mayor parte del cobre lixiviado en los




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terreros proviene de minerales sulfurados para lo cual es necesario el oxígeno. El oxígeno es

suministrado entre las aplicaciones periódicas del lixiviante (aproximadamente por mes) de

modo que el aire suba a través de los depósitos.

Lixiviación en pilas o montones

Es esencialmente lo mismo que la lixiviación en terreros sólo que los depósitos de

mineral oxidado superficiales, a diferencia de los desechos de mina, se parten y apilan en

montones más pequeños que rondan entre 100.000 y 500.000tn. Los materiales sólidos en los

montones son algo más pequeños que en los depósitos (es decir, alrededor de 10cm) y la

lixiviación es continua y considerablemente más rápida.

En los 3 casos, la solución de lixiviación concentrada tiene poco cobre (1-5kg/m3) y por

lo tanto el proceso posterior es la cementación del cobre de la solución sobre chatarra de

acero o la extracción con disolvente de cobre para la preparación del electrolito.




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Lixiviación en tanque o cajones

La lixiviación en tanques de los minerales de cobre que contienen oxígeno (1 a 2%Cu) se

realiza para producir directamente una solución de lixiviación concentrada con el suficiente

cobre para la separación por electrólisis (30 a 50 Kg Cu/m3). Comparada con la In situ, en

terreos y pilas, es un método de alto nivel de producción.

La lixiviación en tanque incluye mineral triturado (1cm) con soluciones de 50 a 100kg de

ácido sulfúrico por m3 en grandes tanques rectangulares (25m de largo, 15m de ancho y 6m de

profundidad con capacidad para 3000 a 5000tn). La lixiviación normalmente tiene lugar en una

secuencia de 4 a 7 ciclos de llenado y desagüe.




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Lixiviación por agitación

Es la lixiviación rápida de partículas finas (normalmente entre 90 y 75μm) de

concentrados de cobre oxídicos o productos calcinados provenientes del tostador en

soluciones concentradas de ácido (50 a 100kgH2SO4/m3). Mientras que la lixiviación in situ,

pilas y terreros toma años y la que se realiza en tanques toma días, la lixiviación por agitación

toma de 2 a 5hs.

Las razones para esta rápida velocidad son:

a) El tamaño fino de las partículas sólidas.

b) La rápida saturación de la solución de lixiviación de la superficie de mineral como

resultado de la agitación vigorosa.

Los minerales de sulfuros no son lixiviados durante el corto contacto proporcionado por

la lixiviación por agitación.

Por lo general, la lixiviación tiene lugar continuamente en una serie de 3 o 4 tanques

(volumen de 50 a 200m3), el aire o medios mecánicos proporcionan la agitación. La lixiviación

de minerales que contienen oxígeno, es un proceso relativamente simple debido a su alta

solubilidad en ácido sulfúrico. Las únicas precauciones necesarias para obtener extracciones de

más de 95% son:

a) Molienda fina de sólidos.

b) Concentración de ácido moderadamente alta en el comienzo y terminación del ciclo

de lixiviación.

c) Agitación adecuada.

d) Temperatura de operación relativamente alta (60°C).




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Lixiviación de sulfuros mediante bacterias

Un proceso muy interesante es el de lixiviación bacteriana utilizada para menas de cobre

de baja ley y desechos industriales. Ciertas bacterias aceleran la oxidación de los sulfuros de

cobre y hierro. Las especies más conocidas son el Thiobacillus thiooxidans, que oxida el sulfuro

a sulfato y el Thiobacillus ferroxidans que oxida al hierro (II) a hierro (III); esta oxidación es muy

lenta con el oxígeno atmosférico pero la bacteria, aprovechando la energía del proceso, eleva

considerablemente la velocidad de oxidación. La velocidad de reacción depende de la

condición de vida de las bacterias. La lixiviación bacteriana de sulfuros de cobre se lleva a cabo

a temperaturas entre 25 y 40°C, pH de 1,5 a 3,5 (ácido sulfúrico), una concentración bien

definida de iones metálicos y aireación para un suministro continuo de oxígeno.

Las reacciones involucradas en el ataque de los sulfuros de cobre en medio sulfato y con

presencia de bacterias son las siguientes:

��1@5 + 4� + A� → ��1+B5 + ��1+B5

2��1+B5 + A�� +12

� → ��1��5�1+B5 + A�

2��1��5�1+B5 + �� + 3� + A� → 5��1+B5 + 2A�� + ��1+B5




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Recuperación de cobre a partir de soluciones diluidas de lixiviación

Las soluciones saturadas provenientes de las operaciones de lixiviación son de 2 tipos:

a) Concentradas: contienen de 30 a 50 kg Cu/m3 y son provenientes de la lixiviación en

tanque o por agitación. Estas soluciones contienen una concentración suficiente

para la separación por electrólisis directa de cobre de alta pureza.

b) Diluidas: contienen de 1 a 5 kg Cu/m3 provenientes de la lixiviación In situ, pilas y

terreros. Estas soluciones son demasiado diluidas para la separación por electrólisis,

por lo tanto el cobre se recupera mediante cementación o extracción con solventes.




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Cementación

La reducción y precipitación de cobre a partir de las soluciones de lixiviación con hierro

en chatarra es el método hidrometalúrgico más antiguo.

La base del proceso de cementación es electrometalúrgica. El potencial de reducción del

cobre (II) es 0,34v, mientras que el de hierro (II) es -0,41v, por lo que la reacción:

��7 + �� ↔ ��7 + ��

Tiene un potencial estándar de 0,75v que da una energía libre negativa, muy favorable a

un desplazamiento de esa reacción a la derecha.

En la práctica, se puede producir chatarra de hierro, en forma de chapas o de esponjas e

incluso como polvo, por procedimientos especiales de reducción, pero se suele utilizar más

chatarra fina mecánica o recortes. La reducción del cobre se realiza en celdas, tanques o

precipitadores cónicos especiales.

El precipitado, cobre cementado, es un cobre impuro de un 50-90% de riqueza que

precisa un posterior afino térmico. El cobre cementado, cuando está relativamente puro,

puede utilizarse como materia prima para la producción de sulfato de cobre.

Hoy en día los procedimientos de cementación se ven relegados con respecto a la

extracción con solventes orgánicos.

Extracción con solventes orgánicos

Una vez puesto el cobre en solución acuosa, su concentración suele ser baja, del orden

de pocos g/l, estando a su vez acompañado por otros cationes impurificantes. La extracción

con solventes orgánicos permite, mediante el paso de cobre a una solución orgánica,

concentrar la solución acuosa con un proceso posterior de reextracción. La nueva solución se

habrá concentrado entre 10 y 50 veces eliminando las impurezas según el grado de

selectividad del extractante orgánico utilizado.

Existen varios grupos importantes de compuestos químicos orgánicos para el proceso de

extracción con solventes, por ejemplo: los reactivos tipo LIX, los tipo KELEX, los ACORGA, etc.

hasta más de 30 para el cobre. Estos compuestos son salicilaldoximas y ketoximas.




Legajo N° 3149


La base del proceso para un reactivo orgánico tipo LIX está en la reacción reversible,

donde R representa a un radical orgánico:

2CA + ��7 + ��8 ↔ 1C − �� − C5 + 2A7 + ��

�8

En la que 2 moléculas del solvente orgánico intercambian 2 protones por un ión cúprico

en un medio a pH débil (disolución de lixiviación). Una vez extraído el metal a la fase orgánica,

la reextracción se produce con un contacto del solvente con una solución a pH fuerte

(electrolito de retorno). El proceso se apoya en que las soluciones acuosas y orgánicas son

inmiscibles.

Este proceso se realiza en mezcladores sedimentadores:




Legajo N° 3149


Recuperación de cobre a partir de soluciones concentradas de lixiviación

Precipitación por electrólisis o electrorecuperación

La deposición electrolítica del cobre a partir de soluciones de lixiviación ricas consiste en

la reducción del cobre sobre hojas catódicas de inicio y con ánodos inertes. La reacción

catódica es la misma que la de afino electrolítico:

��7 + 2�8 ↔ ��1*áD-4-@ E�.-@5 9° = 0,34?

La reacción anódica es la correspondiente a la descomposición del agua, con producción

de oxígeno y protones:

A� ↔ 2A7 +12

� + 2�8 9° = −1,23?

El ácido que se forma se retorna a la lixiviación o al circuito de extracción. Los ánodos

son insolubles y no se forman lodos anódicos. Normalmente, se fabrican en plomo aleado,

aunque se pueden hacer de titanio platinado, pues disminuyen el potencial de oxígeno, lo que

permite reducir el potencial de la reacción de formación gaseosa y aumentar el rendimiento de

la corriente hasta un 90%.

La tensión de la celda se obtiene de la suma de los potenciales, de tal manera que el

valor es de –0,89v. A este potencial teórico hay que sumar los sobrepotenciales de oxígeno-gas

(0,5v), del cobre (0,05v) y la caída Ohmica, por lo que se aproxima a los 2v. El consumo de la

electrorecuperación es de más de 2.000kWh/Mg, frente a los 300 del afino.




Legajo N° 3149


Las plantas de electrorecuperación se construyen, se equipan y se operan de forma

similar a las de afino electrolítico. Su capacidad de producción, sin embargo, es relativamente

menor.

Metalurgia del Oro

Introducción

Es un metal precioso blando de color amarillo. Su símbolo es Au (del latín aurum,

"brillante amanecer").

Es un metal de transición blando, brillante, amarillo, pesado, maleable y dúctil. El oro no

reacciona con la mayoría de los productos químicos, pero es sensible al cloro y al agua regia. El

metal se encuentra normalmente en estado puro y en forma de pepitas y depósitos aluviales y

es uno de los metales tradicionalmente empleados para acuñar monedas. Se utiliza en la

joyería, la industria y la electrónica por su resistencia a la corrosión.

Exhibe un color amarillo en bruto. Es considerado por algunos como el elemento más

bello de todos y es el metal más maleable y dúctil que se conoce. Una onza (31,10 g) de oro

puede moldearse en una lámina que cubra 28 m2. Como es un metal blando, son frecuentes las

aleaciones con otros metales con el fin de proporcionarle dureza.

Además, es un buen conductor del calor y de la electricidad, y no le afecta el aire ni la

mayoría de los agentes químicos. Tiene una alta resistencia a la alteración química por parte

del calor, la humedad y la mayoría de los agentes corrosivos, y así está bien adaptado a su uso

en la acuñación de monedas y en la joyería.




Legajo N° 3149


Minerales

El oro se encuentra en la naturaleza en estado nativo o como una aleación con plata

denominada ELECTRUM. Otras aleaciones con metales del grupo del platino, o con cobre, son

bastante raras. En cantidades muy pequeñas existen minerales del tipo teluro, como la

calaverita (AuTe2), la krenneirita ((Ag,Au)Te) y la sylvanita ((Ag,Au)Te2).

El oro se encuentra en las redes de muchos minerales de cobre (en solución sólida),

plomo, plata y platino en cantidades pequeñas, en particular en los sulfuros.

Las menas de oro presentan dos características generales:

1) El oro está prácticamente presente en su forma nativa, formando granos o

partículas diseminadas en las betas de cuarzo y de otras rocas. Aparece a menudo

aleado con plata, pero raramente con otros metales.

2) Los contenidos medios de oro en menas explotables son siempre muy bajos

rebasando raramente los 10g/Mg.

Desde el punto de vista de la metalurgia extractiva, las menas se pueden clasificar en

función de las asociaciones del oro con otros elementos. La clasificación es la siguiente:

• Oro libre: Cuando no está incluido en otros minerales. Es particularmente fácil

de extraer por simple separación gravimétrica, amalgamación o cianuración

directa.

• Oro asociado a sulfuros de hierro: Cuando se encuentra diseminado bajo la

forma de finas partículas en los cristales de pirita o de pirrotina. Su extracción

necesita un proceso más complejo, precisando una preconcentración y una

calcinación, seguida de una cianuración.

• Oro asociado a minerales de arsénico o de antimonio: La presencia de estos

elementos hace al tratamiento aún más difícil, y el proceso clásico

(concentración, calcinación y cianuración) puede conducir a rendimientos de

extracción demasiados bajos como para permitir una explotación económica.

• Oro asociado a minerales de cobre, plomo y zinc: El oro puede ser un

subproducto de otros metales. Algunos minerales de cobre, extraídos a gran

escala, dan producciones importantes de oro. En la metalurgia del cobre, el oro

sigue al cobre hasta su afino electrolítico donde es recuperado en los lodos

electrolíticos.

• Oro en menas refractarias: Se denominan menas refractarias de oro a aquellas

en que el oro, visible al microscopio dentro de los sulfuros metálicos (piritas,

arsenopiritas), no se puede liberar por molienda. Estas menas presentan

dificultades o gastos excesivos en su cianuración.

Yacimientos Argentinos

En la Región de Cuyo

La mina Veladero es quizás sea una de las más importantes del país. Fue durante el mes

de octubre de 2005 cuando la empresa canadiense Barrick Gold comenzó la extracción de oro




Legajo N° 3149


y plata. Se estima que su vida útil es de 17 años y en las proyecciones se prevé que extraerá

trece millones de onzas de oro.

Otro proyecto importante es Pascua Lama, dado que es el primer proyecto binacional

entre Chile y Argentina. Este yacimiento está a cargo de la canadiense Barrick Gold y extraerá

oro y plata. Se avizora que a mediados de 2009 exportará oro y plata de suelo sanjuanino. Su

vida útil es de 23 años.

El yacimiento que lleva por nombre Pachón fue descubierto en 1960, no obstante nunca

había pasado la etapa de exploración. La empresa propietaria es la suiza Xstrata, que según sus

directivos cuando la mina inicie su producción puede constituirse como el principal proveedor

de cobre del país al tiempo que su producción representaría el 3% de la producción mundial.

Ubicada en Calingasta, a tan sólo 3 kilómetros de la frontera con Chile. Por último cabe señalar

que Pachón es un yacimiento de cobre y molibdeno, aunque también tiene oro y plata.

Famatina es un proyecto de la canadiense Barrick Gold, en el que la idea es explotar una

mina de oro y plata en el cerro Famatina (La Rioja).

En la provincia de San Juan Gualcamayo produce oro y plata.

En la Región Patagónica

El Desquite es un proyecto de oro y plata a cielo abierto ubicado a sólo diez kilómetros

del centro urbano de Esquel. El proyecto pertenece a la empresa Meridian Gold (Estados

Unidos) que mas allá de algunos inconvenientes permanece en cartera.

El proyecto Calcatreu de la compañía canadiense Aquiline se halla desde hace cuatro

años trabajando para la puesta en marcha de una mina de oro y plata en Ingeniero Jacobacci

(Río Negro); las últimas informaciones brindadas por la empresa señalan que transitan una

etapa de “exploración avanzada”.

El yacimiento de oro y plata Cerro Vanguardia es quizá la más importante mina de

metales preciosos a nivel producción de Argentina. La empresa propietaria es Anglo Gold

Ashanti -un consorcio británico y sudafricano-, y también tienen participación la provincia de

Santa Cruz y el Grupo Perez Companc. Once años atrás esta mina empezó su construcción, y la

extracción se dio al año siguiente. Se estima que su vida útil se extenderá hasta 2027. A nivel

geográfico se sitúa en el corazón del desierto patagónico, la localidad más cercana esta a 150

kilómetros, Puerto San Julián.

También está el proyecto Manantial Espejo ubicado en la provincia de Santa Cruz, con

producción de Oro y plata. En la misma provincia el proyecto San José que produce también

oro y plata.

En la Región Norte

En Andalgalá (Catamarca), Minera Alumbrera es, desde hace doce años, la vedette de la

minería metalífera a gran escala. Tanto es así que se halla entre los diez más grandes

emprendimientos de cobre del mundo y entre los 15 de oro: realiza exportaciones por 190 mil

toneladas anuales de concentrados de cobre y por 23 mil toneladas de oro. A nivel propietario




Legajo N° 3149


está gerenciada por un consorcio de empresas: la suiza Xstrata y las canadienses Goldcorp y

Northern Orion. De acuerdo a lo comunicado por la compañía la vida útil del yacimiento llegará

al 2016.

La canadiense Yamana Gold tiene un mega proyecto en puerta: Agua Rica. Este

yacimiento que tiene como objetivo de extraer oro, plata cobre y molibdeno, es casi tres veces

más grande que Alumbrera, y está situado a 17 kilómetros del centro de Andalgalá. Asimismo,

se prevé que su tiempo de duración serán 30 años. La producción tendrá que esperar al 2011.

Extracción del oro de sus menas

Debido a la considerable diferencia de peso específico entre el oro y la ganga que lo

acompaña, el metal puede ser extraído por procedimientos gravimétricos. El oro suele

encontrarse combinado con plata, pero en las menas en las que se encuentra como metal

principal podemos recuperarlo por amalgamación, cianuración y otros procedimientos.

Antes de utilizar cualquiera de estos procesos, la mena debe triturarse hasta que las

partículas de oro queden liberadas y puedan ser concentradas o sometidas a la acción de un

solvente. Las trituraciones groseras se pueden realizar en quebrantadoras giratorias o de

mandíbulas, y las trituraciones más finas en molinos de bolas, de rodillos o de cilindros de

acero.

Tratamiento de la mena (concentración gravimétrica, molienda,

amalgamación)

La amalgamación se basa en el hecho de que cuando el oro limpio entra en contacto con

el mercurio líquido, éste forma una aleación con aquel para dar una partícula revestida con el

metal líquido. Dicha partícula tiene propiedades similares a las del mercurio. Las partículas

amalgamadas se adhieren unas a otras formando una masa plástica que se conoce como

amalgama.

Las menas de oro terrosas contienen partículas de oro grandes o sulfuros, por lo tanto,

es necesario un pretratamiento que consiste en la concentración gravimétrica, normalmente,

seguida de una amalgamación. Para realizar la concentración se pasa el lodo molido sobre una

tela rugosa o una banda de goma con listas que retienen el oro mientras que la ganga es

arrastrada por el agua.

Los concentrados de los procesos de separación gravimétrica no pueden ser

directamente fundidos en barras de oro porque contienen cantidades considerables de piritas

y de hierro metálico. El oro y la plata se separan, normalmente, por amalgamación. El

concentrado, que tiene un contenido elevado en agua, se introduce en un tambor de bolas de

acero en el que rota durante 12 horas. Al cabo de este tiempo, las partículas de oro, ya

liberadas, están en condiciones de amalgamarse, para lo que se añade el mercurio. El tambor

continua rotando 2 horas más y la amalgama resultante se separa de los otros componentes

en un hidrociclón, el exceso de agua u de mercurio se eliminan en un filtro prensa. El mercurio

de la amalgama se elimina por destilación, dejando una masa impura de oro esponjoso que se

funde en lingotes.




Legajo N° 3149


El proceso de flotación se puede usar en el caso en que el oro está íntimamente

relacionado a materiales piríticos con los que flota.

La tostación de menas en aire es un proceso que suele usarse luego de la concentración

gravimétrica o la flotación. Los óxidos resultantes son tratados y lavados por cianuración. Las

menas refractarias de oro que contienen sulfuros pueden ser tratadas por biolixiviación de tal

manera que se disuelvan los sulfuros y queden las partículas de oro en condiciones de poder

ser cianuradas.

Cianuración

Se basa en el hecho de que cuando la mena finamente dividida, que contiene solamente

algunos gramos del metal por tonelada, se trata con una solución diluida de cianuro de potasio

o de sodio, el oro y la plata se disuelven con gran facilidad, mientras que la mayoría de los

demás componentes metálicos permanecen inalterados.

La reacción para la lixiviación del oro metálico en una solución diluida de cianuro está

representada por la ecuación de Elsner:

4F� + 8G+�G + 2A� + � → 4G+[F�1�G5�I + 4G+A

El consumo de reactivos se puede minimizar utilizando un medio alcalino, con la adición

de cal y por tanto no permitiendo la descomposición y pérdida del cianuro debida al ácido

sulfúrico generado a partir de sulfuros de la mena o por reacción directa con ellos.

El consumo de cianuro es siempre elevado (entre 0,11 y 0,22 kgNaCN/tn de mena)

debido a pérdidas mecánicas y a reacciones secundarias. Estas reacciones secundarias se

producen con sustancias denominadas cianicidas, por ejemplo ácido sulfúrico, CO2, FeS, y

otros minerales sulfurados.

Se deben evitar, en la medida de lo posible, los efectos perjudiciales de las sustancias

cianicidas. Para ello, se emplea soda cáustica, o mejor cal, las cuales neutralizan la acidez. Un

exceso de cal protege al cianuro de sodio de la hidrólisis, pero si es demasiado grande, puede

retrasar la disolución de oro. Por este motivo es necesario controlar cuidadosamente la

alcalinidad.

El proceso de cianuración se puede dividir en varias etapas: molienda húmeda del

mineral, disolución propiamente dicha, separación del licor de oro, tratamiento del precipitado

y tratamiento de la ganga.

La molienda húmeda del mineral tiene como objetivo liberar el oro (y la plata). Se realiza

a menudo en presencia de cianuro y cal. Esta última, en cantidades necesarias para mantener

el pH de la pulpa en 10,5. Se obtiene con esto una pulpa de productos finos reciclándose los

gruesos para ser molinos de nuevo.

La pulpa obtenida en la molienda se introduce en reactores y se mantiene en suspensión

por medio de agitación mecánica y/o neumática. Es ahora cuando se trata la mena con el


Facultad de Ciencias Aplicadas a la Indus


Legajo N° 3149

Industrias mineras de base metálica

cianuro sódico o potásico. La velocidad de reacción es baja y el tiempo de permanencia en el

reactor es de 24 a 48 hs.

La separación del licor de oro se puede h

en contracorriente. El primer método consiste en recoger la pulpa obtenida en la cuba de

reacción y separar el licor rico mediante espesadores, para acabar haciendo un filtrado.

El mineral agotado se separa d

filtrado se trata con zinc, preactivado en una solución de acetato de plomo, para precipitar el

oro:

2G+HF�

El oro bruto se trata con ácido sulfúrico para elimina

tuesta con aire a 800°C para oxidar el plomo, el zinc y el hierro.

La presencia de restos de cianuro sódico en el material agotado causa un problema

ecológico. De todos modos, cuando el material agotado se expone a la at

convierte en un cianato no tóxico y posteriormente, en un carbonato. Además, hoy se

construyen balsas de lodos en los que la solución de cianuros que se separan se recoge en

tanques de recirculación o neutralizadores.

Recuperación del oro con carbón activado

El carbón activo es útil debido a la gran capacidad de la estructura carbonosa, que pone

a disposición del sistema una superficie enorme, para adsorber diversas especies. En el caso de

cianuro de oro, el proceso es más químico que

a 2 cianuros en el complejo, en presencia de carbón, forma otra unión química.



Cristian González

Industrias mineras de base metálica - 2010


La separación del licor de oro se puede hacer pos espesamiento y filtración o por lavado

El primer método consiste en recoger la pulpa obtenida en la cuba de


El mineral agotado se separa de la solución en grandes filtros de vacío rotativos. El


F�1�G5�I � J3 � G+�HJ31�G5�I � 2F�

El oro bruto se trata con ácido sulfúrico para eliminar el exceso de zinc, se seca y se

tuesta con aire a 800°C para oxidar el plomo, el zinc y el hierro.


ecológico. De todos modos, cuando el material agotado se expone a la atmósfera, el cianuro se



tanques de recirculación o neutralizadores.

l oro con carbón activado



cianuro de oro, el proceso es más químico que físico y se basa en el hecho de que el oro unido


Página 34


acer pos espesamiento y filtración o por lavado

El primer método consiste en recoger la pulpa obtenida en la cuba de


e la solución en grandes filtros de vacío rotativos. El


r el exceso de zinc, se seca y se


mósfera, el cianuro se





físico y se basa en el hecho de que el oro unido





Legajo N° 3149


El proceso CIP (carbon in pulp)

recuperación del oro de la pulpa cianurada. La base del proceso consiste en que a medida que

el oro se disuelve contacta con el carbón activo y se adsorbe en su superficie. La fácil

separación del carbón retira de la solución de lixiviación el oro que se reextrae de aquél con

una solución alcalina concentrada.

Las reacciones más importantes del proceso son;

• Lixiviación:

4F� � 8�



Cristian González


CIP (carbon in pulp) es el método preferido a nivel mundial para la



ra de la solución de lixiviación el oro que se reextrae de aquél con

una solución alcalina concentrada.

Las reacciones más importantes del proceso son;

�G8 �� 2A� � 4HF�1�G5�I8 � 4A8

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es el método preferido a nivel mundial para la



ra de la solución de lixiviación el oro que se reextrae de aquél con




Legajo N° 3149


• Adsorción:

2[F�1�G5�I8�+�7 + � → �+[� − F�1�G5�I�

• Bloqueo del Carbón:

2�G8 + � + 2A8 + 2A� → 2��8 + 2GA�

�+�7 + ��8 → �+��

• Lavado ácido:

�+�� + 2A�, → �+�7 + 2�,8 + A� + ��

�+[� − F�1�G5�I� + 2A7 → �+�7 +23

[� − F��GI% + 2A�G

• Reextracción:

[� − F��GI% + 3G+�G → 3G+7 + 3[F�1�G5�I8 + �

1� − A5 + A8 → 1� − 58 + A�

El carbonato de calcio es nefasto para el proceso ya que rellena los poros del carbón

evitando que el oro se adsorba. Para evitar esto, de vez en cuando, se lava el carbón con ácido

clorhídrico, que no afecta al oro.

Con el método CIP se tratan menas que tienen contenidos variables de oro (0,25 a

100g/Mg). La densidad de la pulpa varía entre 1,30 y 1,45 g/cm3 dependiendo de su viscosidad.

Una tonelada de carbón puede adsorber hasta 70kg de oro.

Este proceso se diferencia esencialmente de la cianuración clásica por la ausencia de

etapas de separación sólido-líquido (filtración y clarificación) y por el hecho de que el agente

extractante es reciclable.

La operación se realiza sobre la pulpa cianurada y finalmente cribada (100μm) en

reactores, con agitación que operan en contracorriente. El tiempo de contacto necesario entre

el carbón y la pulpa es de 1h. Los granos de carbón activo deben ser de 2 a 3 mm de tamaño y

suficientemente resistentes a la abrasión. El carbón, el oro y la plata, se recuperan al final del

proceso por flotado con aire y cribado o bien por flotación espumante.

Existe otro procedimiento para recuperar oro de la pulpa cianurada: el CIL (carbon in

leach), es decir carbón en lixiviación. Se diferencia del anterior en que el carbón se añade

directamente en el tanque lixiviador y a medida que se disuelve el oro, se va adsorbiendo. Este

método se recomienda cuando hay material carbonoso autóctono en la pulpa, que adsorbería

el oro, produciendo pérdidas.




Legajo N° 3149


Cuando se hace separación sólido

suele denominar CIC (carbon in column)



Cristian González


Cuando se hace separación sólido-líquido antes de introducir el carbón, el proceso se

CIC (carbon in column), es decir, carbón en columna.

Página 37

líquido antes de introducir el carbón, el proceso se




Legajo N° 3149


Posteriormente, se extraen los metales preciosos del carbón y se reactiva este para su

reutilización. Para ello, se realiza una percolación en caliente (70°C) de una disolución de sosa

y alcohol. El oro se recupera por electrólisis con cátodo de lana de hierro. La reactivación de

los granos de carbón, se realiza por vía seca, a una temperatura de 600-750°C.

Biolixiviación

La biolixiviación se ha manifestado extremadamente eficiente para el tratamiento de

concentrados de alta ley por lo desmesurado que sería el tamaño de una planta capaz de

tratar todo en uno. La gran ventaja de este procedimiento, es que deja liberado el oro de la

mena refractaria solubilizando los sulfuros y el arsénico, dos formas más eficaces, en términos

ecológicos, de manejar ambos elementos que cuando se produce su combustión.

En este proceso se genera ácido y se eleva la temperatura, lo que se debe controlar por

medio de la densidad de la pulpa (10-15%). La temperatura se mantendrá entre 35 y 40°C y el

pH será en torno a 1,5 y 2, pues este es el medio preferido por la bacteria Thiobacillus

ferrooxidans y otras bacterias similares que aparecen en los sistemas de lixiviación. El control

del pH se consigue por la adición de cal al reactor de biolixiviación.

Afino del Oro

Métodos Tradicionales

Tienen en común el uso de solventes acuosos y distintos ácidos minerales inorgánicos.

Ellos son:

Proceso con ácido nítrico

El ácido nítrico es un reactivo muy eficiente para la solución de los metales base y de la

plata que puedan acompañar al oro; sin embargo, el oro contenido en el material de partida,

no debe exceder el 30% para que el proceso no pierda eficacia.

La plata se recupera de la solución por precipitación como cloruro de plata. A

continuación, se realiza la cementación de otros metales disueltos con hierro o zinc. El residuo

que queda después de la lixiviación con ácido nítrico se lava con ácido clorhídrico y se funde.

En muy raros casos se llega a obtener oro de un 99,9% de pureza.

Este proceso no tuvo demasiado éxito debido al elevado precio del ácido, a la formación

de compuestos del tipo NOx y a la dificultad de eliminar ciertas impurezas.




Legajo N° 3149


Proceso con ácido sulfúrico

Este proceso necesita que el material aurífero sea una aleación de oro con plata o con

cobre para que la lixiviación tenga éxito. La solubilización de la plata y de todos los metales

que forman sulfatos solubles, da lugar a un residuo aurífero que se puede fundir y moldear. El

oro obtenido no es de elevada pureza.

La plata se recupera de la disolución mediante cristalización del sulfato de plata y

posterior cementación, con hierro o zinc, o bien directamente mediante cementación con

cobre.

La desventaja de este proceso era que producía dióxido de azufre y que no se podían

tratar materiales de partida que tuvieran plomo.




Legajo N° 3149


Proceso con Agua Regia

Sólo se puede aplicar a productos con un alto contenido de oro. Es conveniente que el

contenido en plata no sobrepase el 10% debido a la formación de cloruro de plata que origina

densas capas sobre el material.

En este proceso, a diferencia de los dos anteriores, el oro pasa junto con los metales

base a la solución acuosa, mientras que la plata permanece con el residuo.

Las desventajas de este procedimiento son el elevado costo de los ácidos, el alto costo

del equipo, la producción de vapores de NOx y que sólo se pueden tratar ciertos materiales de

partida.




Legajo N° 3149


Proceso de base clorhídrico

El oro se puede disolver en ácido clorhídrico en presencia de un oxidante. La plata

precipita en este medio y puede aprovecharse si se para. El oro, posteriormente, se precipita

con ácido oxálico. El paladio puede precipitar con el oro. Los metales básicos, como el cobre,

se pueden precipitar con dióxido de azufre. Las precipitaciones se deben repetir varias veces

para conseguir metales puros. Este método tiene ventajas ya que es barato en equipo, es

rápido y, por lo tanto, recomendable para cantidades pequeñas de metal.

Métodos Actuales

Proceso Miller

Se basa en el hecho de que el oro no forma fácilmente cloruros mientras que la mayoría

de las impurezas que lo acompañan sí. Además, a una temperatura de tratamiento con cloro

gaseoso de 1150°C, unos cloruros son volátiles y otros están fundidos. Debido a esta

propiedad, dichas impurezas se pueden eliminar mediante el burbujeo de cloro en el oro

fundido.

El cobre y la plata se recogerán en la escoria y los otros metales se volatilizarán; primero

lo harán el zinc, hierro y plomo, y luego el cobre y la plata.

Se puede decir, de forma general, que con este método se obtiene un oro de un 99,5%

de pureza. El problema es que no se separan los metales del grupo del platino.

Proceso Wohlwill

Este proceso utiliza la electrólisis para el refino de oro. El metal impuro se moldea en

ánodos y los cátodos son de Ti u Au muy fino. El electrolito es una solución acuosa de ácido

tetracloroáurico (2M) con ácido clorhídrico (2,5M). La temperatura es de 70°C. Se utilizan 5




Legajo N° 3149


ánodos de unos 10kg y 6 cátodos, la tensión total es de 1,5v y la densidad de corriente del

orden de 0,07 A/cm2.

El ácido tetraáurico se produce mediante la siguiente reacción:

2F� + 3�,� 1K5 + 2A�, → 2AF��,�

Para obtener oro de alta pureza se necesita realizar una electrólisis que presenta

algunos problemas. La disolución anódica del oro es en la forma Au(III), pero una parte de este

metal pasa a la solución como Au(I). Esto da lugar a la obtención de malos depósitos catódicos

y a la formación de finos de oro en la celda electrolítica. Los finos se pueden eliminar si se

emplea una densidad de corriente alta y un cátodo proporcionalmente más pequeño que el

ánodo.

Las reacciones en el ánodo son:

F� → F��7 + 3�8

F��7 + �,8 → F��,�8

Las reacciones en el cátodo son:

F��7 + 3�8 → F�

F��,�8 → F��7 + �,8

Este proceso se aplica a materiales con un contenido en plata inferior al 10%. El principal

problema se debe a la polarización que genera la plata y a la obtención de cátodos cada vez

más impuros.

A pesar de utilizar distintos métodos para evitar estos problemas es difícil obtener de

forma continua, mediante este procedimiento, un oro con una pureza superior al 99,99%.

El proceso es un poco lento, lo que cuesta dinero, pero permite aprovechar los metales

del grupo del platino. Se afina por este procedimiento, aproximadamente entre la cuarta parte

y un tercio del oro producido.

Proceso para recuperar el oro de lodos anódicos

Gran parte del oro que se produce se obtiene como producto secundario de las

operaciones electrolíticas en las refinerías de cobre. En dichas refinerías, se recogen los lodos

anódicos del afino del cobre, en los que se concentra la plata y el oro. En primer lugar se

eliminan impurezas como el níquel, selenio, telurio y plomo por copelación. El producto

obtenido, un concentrado de plata-oro, se trata a ebullición con ácido sulfúrico concentrado

para eliminar la plata y el cobre. Se obtiene así un oro en forma de arena que se funde y se

refina electrolíticamente.




Legajo N° 3149


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45166145 unidad 4 metalurgia de cobre y oro