Dirección de Investigación y Posgrado

MARLETH ROXANA GARZA ROMÁN

UNIVERSIDAD AUTÓNOMA DE

COAHUILA

FACULTAD DE METALURGIA

¨ CIANURACIÓN DE ORO Y PLATA ASISTIDA CON GLICINA¨

TESIS QUE PRESENTA:

ING. MARLETH ROXANA GARZA ROMÁN

COMO REQUISITO PARA OBTENER EL GRADO DE:

MAESTRO EN CIENCIA Y TECNOLOGÍA DE LA METALURGIA

DIRECTOR DE TESIS:

DR. FRANCISCO RAÚL CARRILLO PEDROZA

CO-DIRECTOR DE TESIS:

DRA. MA. DE JESÚS SORIA AGUILAR

ASESOR DE TESIS:

DRA. NALLELY GUADALUPE PICAZO RODRÍGUEZ

MONCLOVA, COAHUILA ABRIL, 2020

FACULTAD DE METALURGIA MAESTRIA EN CIENCIA DE LA METALURGIA

MARLETH ROXANA GARZA ROMÁN i

CONTENIDO

ÍNDICE DE FIGURAS ..................................................................................................... iii

ÍNDICE DE TABLAS ....................................................................................................... v

CAPITULO 1 RESUMEN................................................................................................. 1

CAPÍTULO 2 INTRODUCCIÓN ....................................................................................... 4

CAPÍTULO 3 ANTECEDENTES ..................................................................................... 6

3.1 Introducción a la historia del oro y plata................................................................. 6

3.2 Métodos de extracción de minerales ..................................................................... 7

3.3 Historia de la hidrometalurgia ................................................................................ 7

3.4 Producción de oro y plata en México y el mundo .................................................. 8

3.5 Propiedades generales del oro y la plata ............................................................... 8

3.6 Química del oro y plata .......................................................................................... 9

3.7 Ocurrencia mineralógica de oro ........................................................................... 10

3.8 Selectividad de los minerales de oro y plata ........................................................ 11

3.9 Pretratamientos para la liberación del oro y la plata ............................................ 13

3.9.1 Eliminación de azufre elemental ................................................................... 13

3.9.2 Eliminación de jarositas ................................................................................. 14

3.10 Métodos de lixiviación de Oro y Plata ................................................................ 15

3.10.1 Constantes de estabilidad y potenciales de reducción estándar para

complejos de oro .................................................................................................... 16

3.10.2 Método Tradicional de Cianuración ............................................................. 17

3.10.2.1 Mecanismo de la Cianuración .................................................................. 18

3.10.2.2 Distribución de especies cianuradas ........................................................ 19

3.10.3 Métodos alternativos ................................................................................... 20

3.10.3.1 Tiosulfato .................................................................................................. 20

3.10.3.2 Tiourea ..................................................................................................... 22

3.10.3.3 Tiocianato ................................................................................................. 23

3.10.3.4 Haluros ..................................................................................................... 25

3.10.3.5 Amoniaco ................................................................................................. 27

3.10.3.6 Solventes Orgánicos ................................................................................ 28

3.10.3.6.1 Termodinámica del sistema glicina ....................................................... 31

3.10.3.6.2 Sistema termodinámica de oro-glicina .................................................. 31


MARLETH ROXANA GARZA ROMÁN ii

CAPÍTULO 4 DESARROLLO EXPERIMENTAL ........................................................... 33

4.1 Materiales ............................................................................................................ 33

4.1.1 Caracterización de materiales ....................................................................... 34

4.1.1.1 Espectrofotometría de Emisión de Plasma ................................................ 34

4.1.1.2 Difracción de Rayos X (DRX) ..................................................................... 34

4.1.1.3 Fluorescencia de Rayos X (FRX) ............................................................... 35

4.1.1.4 Software Medusa ....................................................................................... 35

4.1.1.5 HSC ............................................................................................................ 35

4.2 Pretratamientos ................................................................................................... 35

4.2.1 Remoción de azufre ...................................................................................... 36

4.2.2 Preoxidación ................................................................................................. 36

4.2.3 Recuperación de valores ............................................................................... 37

4.2.3.1 Pruebas de lixiviación ................................................................................. 37

4.2.3.2 Condiciones experimentales ...................................................................... 37

4.2.3.3 Variables de respuesta (% de Extracción) ................................................. 39

CAPÍTULO 5 RESULTADOS Y DISCUSIÓN ................................................................ 40

5.1 Material A: Piritoso sin ningún tratamiento ........................................................... 40

5.2 Material B: Residuo de lixiviación de calcopirita sin pretratamientos ................... 42

5.3 Material BT1: Residuo de lixiviación de calcopirita desulfurado .......................... 48

5.4 Material BT2: Residuo de lixiviación de calcopirita sin desulfurar y pre oxidado . 50

5.5 Material BT3: Residuo de lixiviación de calcopirita desulfurado y pre oxidado .... 53

5.6 Material BT4: Residuo de lixiviación de calcopirita tratado con NaOH ................ 55

5.7 Resumen de resultados ....................................................................................... 57

5.8 Pruebas de consumo de cianuro ......................................................................... 58

CAPITULO 6 CONCLUSIONES .................................................................................... 60

CAPITULO 7 RECOMENDACIONES A FUTURO ........................................................ 61

CAPITULO 8 TRABAJOS REALIZADOS ...................................................................... 62

CAPITULO 9 REFERENCIAS ....................................................................................... 63

ANEXO I RECONSTRUCCIÓN MINERALÓGICA ........................................................ 70

I.I Reconstrucción Mineralógica ................................................................................. 70


MARLETH ROXANA GARZA ROMÁN iii

ÍNDICE DE FIGURAS

Figura Descripción Página

1. Participación de los metales y minerales en el valor de la

producción Minero- Metalúrgica en 2018……………………………..

8

2. Tabla periódica de Goldschmidt……………………………………….. 12

3. Métodos de lixiviación de metales preciosos………………………… 15

4. Estructura general del aminoácido……………………………………. 29

5. Estructura de la glicina…………………………………………………. 29

6. Diagrama de distribución de especies para el sistema glicina-H₂O

a 25⁰C gli [0.5 M] y Eh [0.63]……………………………………………

31

7. Diagrama de distribución de especies para el sistema Au-gly-H2O

a 25°C, [Au]=10-5 M, [gly]=0.5 M, Eh=0.63 V…………………………

32

8. Diagrama de distribución de especies para el sistema Au-gly-H2O

a 25°C, [Au]=10-5 M, [gly]=0.5 M, pH=10……………………………..

32

9. Diagrama de pretratamientos realizados a los materiales………….. 34

10. Porcentajes de extracción de Au, Ag y Fe del Material A en los

diferentes sistemas lixiviantes………………………………………….

41

11. Porcentajes de extracción de Au, Ag y S del Material B en los


43

12. Diagrama de distribución de especies del sistema plata – cianuro

Condiciones, [Ag+]Tot = 4.9 mM; [CN-]Tot = 60 mM.

………………………………………………………………………….....

45

13. Diagrama de distribución de especies del sistema plata, cianuro y

glicina Condiciones, [Ag+]Tot = 4.9 mM; [CN-]Tot = 60 mM; [gly-] =

60 mM.……………………………………………………………………

45

14. Diagrama de distribución de especies del sistema cianuro –

tiocianato. Condiciones, [SCN-]Tot = 65 mM; [CN-]Tot = 60 mM…...

47

15. Porcentajes de Extracción de Au, Ag y Fe del Material BT1 en los

diferentes sistemas lixiviantes……………………………………........

48


MARLETH ROXANA GARZA ROMÁN iv

16. Diagrama de distribución de especies del sistema Fe3+ Fe2+, CN-.

Condiciones, [Fe3+]Tot = 33 mM; [Fe2+]Tot = 33 mM; [CN-]Tot = 60

mM……………………………………………………………………......

50

17. Porcentajes de Extracción de Au, Ag, S y Fe del Material BT2 en

los diferentes sistemas lixiviantes……………………………………...

51

18. Poliedros de coordinación de cationes en la estructura de

argentojarosita proyectados en (100)………………………………….

53

19. Porcentajes de Extracción de Au, Ag y Fe del Material BT3 en los


54

20. Porcentajes de Extracción de Au, Ag, S y Fe del Material BT4 en

los diferentes sistemas lixiviantes……………………………………...

56

21. Recopilación de mejores extracciones en los sistemas de lixiviación 57

22. Consumo de cianuro durante la cianuración y la cianuración con

glicina del Material B sin pretratamientos……………………………..

59


MARLETH ROXANA GARZA ROMÁN v

ÍNDICE DE TABLAS

Tabla Descripción Página

I. Clasificación de minerales de oro con mayor importancia económica. 11

II. Constantes de estabilidad y potenciales de reducción estándar para

complejos de oro a temperatura de 25˚C…………………………………

17

III. Datos de Energías libres de Gibbs para las especies cianuradas de

Ag’(I) y Au’(I) en (J/mol) a 25 °C………………………………………….

20

IV. Análisis químico y especies de composición del Material A…………… 33

V. Análisis químico y especies de composición del Material B…………… 33

VI. Condiciones de pruebas de descomposición hidrotérmica…………… 36

VII. Condiciones experimentales para la recuperación de valores………… 38

VIII. Composición química y fases del Material A antes y después de la

lixiviación con cianuro, cianuro con glicina y glicina……………………..

41

IX. Composición química y fases del Material B antes y después de la


44

X. Composición química y fases del Material BT1 antes y después de la


49

XI. Composición química y fases del Material BT2 antes y después de la

lixiviación con cianuro y glicina……………………………………………

52

XII. Composición química y fases del Material BT3 antes y después de la


55

XIII. Composición química y fases del Material BT4 antes y después de la


57

I.I Reconstrucción mineralógica de elementos a partir del análisis de

fluorescencia de rayos-x (FRX) de la muestra Material A; los valores

se reportan en %...................................................................................

70

I.II. Reconstrucción mineralógica de elementos a partir del análisis de

fluorescencia de rayos-x (FRX) de la muestra Material B; los valores

se reportan en %...................................................................................

70


MARLETH ROXANA GARZA ROMÁN vi

I.III. Reconstrucción mineralógica de elementos a partir del análisis de

fluorescencia de rayos-x (FRX) de la muestra Material BT1; los

valores se reportan en %......................................................................

71

I.IV. Reconstrucción mineralógica de elementos a partir del análisis de



71

I.V. Reconstrucción mineralógica de elementos a partir del análisis de



71

I.VI Reconstrucción mineralógica de elementos a partir del análisis de



71


MARLETH ROXANA GARZA ROMÁN vii

DEDICATORIAS

A Dios, por permitirme despertar cada día, por su infinito amor, y por

haberme bendecido con mi familia, mis amigos y mis logros; porque

gracias a ti Señor lo tengo todo.

A mis padres Irma Román y Armando Garza, por todos sus sacrificios en

todos estos años, por brindarme amor cada día, y siempre enseñarnos

a mí y a mis hermanos a nunca darnos por vencidos y luchar por lo que

deseamos, es un orgullo ser su hija.

A mi amiga Nallely Picazo, por tu genuina amistad y por tu apoyo

incondicional en momentos difíciles.

A mi amado esposo y mejor amigo Daniel Rendón por siempre apoyarme

y motivarme día a día en todo lo que me propongo. Gracias por siempre

estar incondicional para mí y nuestra hija te amo.

Finalmente, a mi hija Melissa Rendón, a ti cariño que día con día me

motivas a ser una mejor persona y un buen ejemplo para tu vida. Y a

pesar de que, algunas veces los días son grises tú los llenas de colores

con tan solo mirar tus lindos ojos y tu sonrisa de oreja a oreja, hija

gracias por llegar a mi vida y llenarme de tanta felicidad, te amo con

toda mi alma.


MARLETH ROXANA GARZA ROMÁN viii

AGRADECIMIENTOS

Este trabajo de investigación se realizó gracias a el Consejo Nacional de Ciencia y

Tecnología al otorgarme la beca (No. 700925).

A el programa de Maestría en Ciencia y tecnología de la Metalurgia y sus colaboradores,

por darme la oportunidad de ser parte de su núcleo estudiantil, y brindarme su apoyo

durante mi estancia en esta institución.

Todas las muestras y análisis llevados a cabo fueron proporcionados por la empresa

Peñoles. Se agradece el apoyo al Ing. Ricardo Benavides, al Ing. Isaías Almaguer y al

Ing. Josué Cháidez por el apoyo otorgado durante todo el proyecto, igualmente se

agradece a Aron Rodríguez y Miriam López.

Se agradece de manera especial a mi Director de Tesis, Dr. Francisco Raúl Carrillo

Pedroza, por compartirme su sabiduría, sus consejos y apoyo incondicional durante este

trabajo.

A la Dra. Ma. de Jesús Soria Aguilar y Dra. Nallely Guadalupe Picazo Rodriguez, por sus

conocimientos y cooperación en la investigación.

A mis sinodales, el Dr. Felipe De Jesús López Saucedo, Dr. Jorge Carlos Ríos Hurtado,

Dra. Isabel Araceli Facundo Arzola, por compartir su sabiduría, y por sus múltiples

aportaciones a este trabajo, las cuales permitieron enriquecerlo.


MARLETH ROXANA GARZA ROMÁN ix

OBJETIVO GENERAL

Estudiar la extracción de oro y plata en dos materiales; el primer material con alto

contenido de pirita y el segundo corresponde a un residuo procedente de un proceso de

lixiviación ácida de calcopirita, mediante agentes lixiviantes como cianuro, glicina y una

mezcla de ambos.

OBJETIVOS ESPECÍFICOS

• Comparar la eficiencia de la lixiviación con glicina y la cianuración asistida con

glicina, y caracterizar los componentes del residuo.

• Realizar tratamiento al Material B de acuerdo con su composición química, con la

finalidad de optimizar la extracción de oro y plata en los diferentes medios

empleados.

• Realizar un análisis termodinámico del sistema Au, Ag, C₂H₅NO₂ a través de la

construcción de diagramas de Pourbaix, para fortalecer las observaciones

experimentales de las reacciones químicas que intervienen en el sistema de

lixiviación.


MARLETH ROXANA GARZA ROMÁN 1

CAPITULO 1

RESUMEN

En el presente trabajo se llevó a cabo la extracción de oro y plata a partir de materiales

con diferente composición, uno de ellos es un material con alto contenido de pirita (85%),

y el segundo es un residuo de lixiviación ácida de calcopirita, los cuales provienen de una

planta metalúrgica del estado de Coahuila. Este proyecto se realizó con el objetivo de

estudiar la extracción de oro y plata contenidos en los dos materiales, mediante cianuro,

glicina y una mezcla de cianuro y glicina. El estudio metalúrgico consistió en analizar el

balance de masa de oro y plata, los cuales se reportan en términos del % de Extracción.

Los trabajos experimentales se desarrollaron bajo condiciones controladas a nivel

laboratorio, donde se establecieron las siguientes variables, medio lixiviante, reactivos

adicionales, pH, tipo de reactor, concentración del medio lixiviante, reactivos adicionales

y tiempo, para todas las pruebas se utilizaron 30 g de material y 300 mL de agua

purificada. Los trabajos de caracterización fueron realizados por el Centro de

Investigación y Desarrollo Tecnológico (CIDT) del Grupo Peñoles, la caracterización fue

dirigida para reconocer la composición química y mineralógica de los materiales, antes y

después del proceso de lixiviación, a través de las técnicas analíticas de

espectrofotometría de emisión de plasma (ICP), fluorescencia de rayos-x (FRX) y

difracción de rayos-x (DRX). Bajo una iniciativa pertinente, se propuso la aplicación de

dos pretratamientos (desulfuración y peroxidación en medio alcalino/adicionado con

NaOH) para analizar la extracción de oro y plata del residuo de lixiviación ácida de

calcopirita. Los resultados indicaron que el % de Extracción de oro y plata más altos se

dieron a través de la cianuración, independientemente del material y del tipo de

pretratamiento. Así mismo, se observó que el material con alto contenido de pirita

presenta los porcentajes más altos de extracción de oro (99.22%) y plata (94.90%). Con

respecto al análisis del subproducto de lixiviación ácida de calcopirita, se reconoce que

la combinación de los tratamientos de desulfuración y pre-oxidación permiten alcanzar

los % de Extracción más altos de oro (99.50%). Mientras que la aplicación del tratamiento

de desulfuración permite alcanzar los % de Extracción más altos de plata (46.71%).



Finalmente, se comprobó que la adición de glicina disminuye el consumo de cianuro, bajo

esta condición se producen residuos más amigables con el medio ambiente, que permiten

mejorar las condiciones de almacenamiento y/o destrucción.



ABSTRACT

In the present work, the extraction of gold and silver from materials with different

composition was carried out, one of them is a material with a high content of pyrite (85%),

and the second is a residue of acid leaching of chalcopyrite, which come from a

metallurgical plant in the state of Coahuila. This project was carried out with the objective

of studying the extraction of gold and silver contained in the two materials, using cyanide,

glycine and a mixture of cyanide and glycine. The metallurgical study consisted of

analyzing the mass balance of gold and silver, which are reported in terms of% Extraction.

The experimental works were carried out under controlled conditions at the laboratory

level, where the following variables were established: leaching medium, additional

reagents, pH, type of reactor, concentration of the leaching medium, additional reagents

and time, for all tests 30 g of material and 300 mL of purified water. The characterization

work was carried out by the Peñoles Group Research and Technological Development

Center (CIDT), the characterization was directed to recognize the chemical and

mineralogical composition of the materials, before and after leaching process, through

analytical spectrophotometric techniques OF plasma emission (ICP), x-ray fluorescence

(XRF) and x-ray diffraction (XRD). Under a relevant initiative, the application of two

pretreatments (desulfurization and peroxidation in alkaline medium / added with NaOH)

was proposed to analyze the extraction of gold and silver from the acid chalcopyrite

leaching residue. Results indicated that the highest% Gold and Silver Extraction occurred

through cyanidation, regardless of material and type of pretreatment. Also, it was

observed that the material with a high pyrite content presents the highest percentages of

extraction of gold (99.22%) and silver (94.90%). Regarding the analysis of the acid

leaching by-product of chalcopyrite, it is recognized that the combination of desulfurization

and pre-oxidation treatments allow reaching the highest Gold Extraction% (99.50%).

While the application of the desulfurization treatment allows reaching the highest Silver

Extraction % (46.71%). Finally, it was found that the addition of glycine reduces cyanide

consumption, under this condition more environmentally friendly waste is produced, which

allows for improved storage and / or destruction conditions.



CAPÍTULO 2

INTRODUCCIÓN

México tiene gran tradición minera que se remonta a la época de la conquista y

colonización española. La minería ha sido fundamental en la historia y desarrollo

económico de México. Dentro de la industria minero-metalúrgica mexicana, la extracción

de valores metálicos no férreos (oro, plata, plomo y zinc), ha tenido gran importancia

debido a su alta demanda [1].

La industria minera y su cadena productiva tienen una contribución importante en México,

el cual se encuentra dentro de los doce productores a nivel mundial de 17 minerales [2].

El oro es el segundo metal precioso más importante que produce México y que lo coloca

en octavo lugar como el productor a nivel mundial [3].

La extracción de oro y sus minerales se realiza por medio de procesos hidrometalúrgicos

donde industrialmente a dominado el proceso tradicional de cianuración, sin embargo, su

principal desventaja es su toxicidad, ya que esta puede ocasionar daños graves a la salud

y medio ambiente [4].

Una alternativa emergente es la implementación de solventes orgánicos, entre otras

alternativas que puedan competir con la cianuración, en aspectos como costo,

rendimiento y efectividad. La glicina es una opción como medio lixiviante de elementos

de valor como el oro y la plata, esta ha sido utilizada por diversos investigadores,

individualmente, así como complemento para asistir al cianuro durante la recuperación

de valores.

En el presente trabajo se llevó a cabo un estudio referente a la recuperación de oro y

plata empleando como medios lixiviantes el cianuro y la glicina, esto con el objetivo de

evaluar el efecto de la glicina en la recuperación de estos metales de valor y así como la

posibilidad de sustituir al cianuro o disminuir su consumo.



Las pruebas llevadas a cabo en esta investigación fueron realizadas a partir de dos tipos

de materiales: un material piritoso, el cual se conforma mayoritariamente de pirita (85%)

y un residuo de lixiviación de calcopirita. Este último material con características

refractarias (debido al abundante contenido de azufre elemental y plumbojarosita en su

composición) en los medios lixiviantes empleados, por lo tanto, se decidió aplicar

diferentes tipos de pretratamiento para modificar la composición del material, y hacerlo

más susceptible al medio lixiviante.



CAPÍTULO 3

ANTECEDENTES

3.1 Introducción a la historia del oro y plata

Desde los tiempos prehistóricos el hombre aprovechaba los metales tal y como se

encontraban en la naturaleza, ahora en la actualidad con los grandes avances de la

metalurgia y aplicaciones industriales, los metales han sido y serán la base del progreso

de la humanidad. Los primeros metales que el hombre utilizó fueron el oro, la plata y el

cobre que se encuentran con cierta facilidad en estado metálico puro (en forma de

elementos nativos). Paulatinamente se fue desarrollando la tecnología necesaria para

obtener nuevos metales, calentándolos en un horno de piedra o barro mediante carbón

de madera [5].

Los seres humanos han valorado el oro por su color brillante y su resistencia al deslustre,

por lo que se usó para adornos decorativos especiales y joyas. La veneración reservada

al oro por los antiguos ha llevado a su uso durante muchos siglos para artefactos

religiosos. En diversas culturas el oro a menudo se lanzaba en forma de ídolos o se

martillaba en papel de aluminio para hacer máscaras para los muertos. Años más tarde

el oro fue utilizado para el trueque y posteriormente para la acuñación. En el siglo VIII

antes de Cristo, las barras pequeñas e irregulares de oro impuro se intercambiaban como

moneda en Asia Menor, y en el siglo quinto antes de Cristo, las monedas de oro se

usaban libremente. Incluso hoy en día, la mayoría del oro producido se convierte en

lingotes de oro (es decir, en lingotes que sirven de estándar para los sistemas monetarios

del mundo) y se utilizan en el comercio y el intercambio internacional [6]. Al igual que el

oro, la plata también fue fundamental en la historia ya que esta también fue utilizada como

moneda de cambio debido a sus características, sin embargo, a diferencia del oro algunos

autores, mencionan que esta se encuentra 200 veces más que el oro en la corteza

terrestre.



3.2 Métodos de extracción de minerales

En la antigüedad se encontraron diversas evidencias de la aplicación de la pirometalurgia

para la obtención de los primeros metales, esta técnica fue desarrollada y conocida

tempranamente por algunas civilizaciones. Por el contrario, la hidrometalurgia no fue

conocida ni registrada por la historia de la humanidad sino hasta más tarde, y en efecto

las primeras aplicaciones de la hidrometalurgia se registraron en el Lejano Oriente [7].

Sin embargo, hasta el día de hoy la hidrometalurgia ha sido muy efectiva, ya que los

metales preciosos ya no se encuentran en su estado nativo, y es necesario realizar un

proceso de separación sólido - líquido para la extracción de estos, por lo cual la

hidrometalurgia se ha convertido en un proceso muy importante para la metalurgia

extractiva.

3.3 Historia de la hidrometalurgia

La hidrometalurgia corresponde a la tecnología de extraer los metales, desde los

materiales que los contienen, mediante medios fisicoquímicos acuosos [7]. La

comercialización de este proceso revolucionó la industria del oro, y sigue siendo la

columna vertebral de la metalurgia extractiva de oro y otros metales preciosos por más

de un siglo [8], cabe también recalcar que esta tecnología tiene un papel muy importante

ya que mantiene una disciplina fundamental para la perseveración de la calidad del agua,

su tratamiento, la eliminación segura y económica de los desechos [9].

En los últimos 20 años se han desarrollado e implementado varios procesos

hidrometalúrgicos de alta tecnología que han transformado la industria química de

procesamiento y obtención de oro las cuales han permitido procesar minerales cada vez

más complejos, y con grados de mineral más bajos, dando como resultado que la

producción de oro mundialmente se duplicara [8].



3.4 Producción de oro y plata en México y el mundo

México tiene un importante lugar en la extracción de metales preciosos en el mundo ya

que contamos con un alto potencial en cuanto a recursos minerales y el sector continúa

dando resultados positivos en la inversión, la generación de empleos y fuertes

contribuciones fiscales [3].

En la Figura 1 se ilustran las participaciones de los metales y minerales que tienen una

colaboración importante en la producción de metales y minerales del País, de acuerdo

con la Cámara minera de México [3], el metal más importante en producción es el oro,

seguido del cobre y la plata.

Figura 1. Participación de los metales y minerales en el valor de la producción Minero- Metalúrgica en

2018 [3].

3.5 Propiedades generales del oro y la plata

El oro es un metal blando de color amarillo plateado el cual jugó un papel importante para

el desarrollo de la metalurgia, y para su recuperación no había necesidad de ningún

conocimiento químico o metalúrgico, ya que este se encontraba en su estado nativo en

la naturaleza. El oro tiene una densidad de 19.3 g/cm3 [6], su peso atómico es de 196.97,

su punto de fusión es de aproximadamente 1.430˚K, además a temperaturas mayores



que 3.801˚K puede volatizarse ya que el oro posee una alta conductividad térmica y

eléctrica [7].

La plata pura es un metal brillante, resistente, dúctil y maleable, de todos los metales

tiene el color blanco óptico reflectivamente más alto y la conductividad térmica y eléctrica

más alta, presenta un brillo blanco metálico susceptible al pulimiento. Desde el punto de

vista químico, es uno de los metales pesados y nobles; desde el punto de vista comercial,

es un metal precioso. La plata tiene una densidad de (19.5 g/cm3), y tiene un estado de

oxidación de +1, cabe mencionar que es propensa a reaccionar con el azufre o sulfuro

de hidrogeno [10].

3.6 Química del oro y plata

El oro y la plata suelen presentarse acompañados entre sí en la naturaleza por lo que la

química de su recuperación es muy semejante [7]. Desde el comienzo de nuestra

civilización, el oro se ha considerado como una sustancia de gran valor, pero tal vez,

debido a su carácter noble, el estudio en profundidad de la química del oro comenzó

relativamente hace poco tiempo [11]. El oro, posee varios estados de oxidación que van

de -1 a +5, en donde los compuestos con estados de oxidación +1 y +3 son los más

dominantes en química. La disolución de oro depende de la fuerza del agente oxidante y

el potencial redox estándar de oro (I) u oro (III), el cual depende de un ligando adecuado

para que se lleve a cabo la reacción [12].

Además, la estabilidad del complejo está influenciada por átomos donadores "suaves"

electronegativos en el caso de iones metálicos con valencias bajas, y átomos donadores

"duros", para los iones metálicos de alta valencia. Por lo tanto, el oro (I) forma complejos

más estables con ligandos que contienen donantes "suaves" como S, C, Se y P, y el oro

(III) forma complejos estables con más donantes electronegativos o "duros", como N, O,

F y Cl. Esto indica que los complejos de oro (III) con ligandos "suaves" se convertirán

fácilmente en la forma de oro (I), mientras que los complejos de oro (I) con ligandos

donantes "duros" probablemente se desproporcionarán en oro (III) y oro (0). Esto explica

por qué el oro (I) forma preferentemente un complejo con ligandos como el cianuro,



tiourea, tiocianato y tiosulfato en solución, los cuales tienen un átomo donador "suave" y

hacen que los complejos de oro (I) sean diamagnéticos [12].

3.7 Ocurrencia mineralógica de oro

El oro se encuentra en muy pequeñas cantidades esparcido en la naturaleza, su

presencia se ha detectado en una gran diversidad de materiales tales como: granito,

carbón, caliza, arcilla, rocas acidas, e incluso el agua de mar, así mismo Dominic

menciona que también se encuentra asociado muy frecuentemente en depósitos de

minerales básicos, especialmente los que corresponden con minerales sulfurados de

cobre. Sin embargo, el oro también se encuentra en forma de oro nativo ya sea en la

superficie o diseminado a través de la matriz de otras partículas de mineral [7].

Dominic también menciona las clasificaciones de los diversos minerales de oro los cuales

tienen mayor importancia económica en la actualidad las cuales se pueden apreciar en

la Tabla I.



Tabla I. Clasificación de minerales de oro con mayor importancia económica [7].

Clasificación de minerales de oro con mayor importancia económica

Minerales de

oro Minerales presentes Descripción

Oro Nativo Au˚

Se encuentran en estado elemental, por lo

cual no están atrapados en partículas de

sulfuros u otros minerales.

Oro asociado

con súlfuros

Pirita (FeS₂) En esta forma el oro puede encontrar en

estado libre o diseminado en sulfuros, sin

embargo, es común que se encuentra

presente la pirita, la cual es relativamente

estable en soluciones cianuradas sin

embargo cuando se llega a encontrar con

presencia de pirrotina esta reacciona con

el cianuro formando tiocianato lo cual

reduce la proporción de cianuro remanente

en la solución, disponible para la

disolución del oro.

Pirrotina (FeS)

Arsenopirita (FeAsS)

Calcopirita (CuFeS₂)

Estibnita (Sb₂S₃)

entre otros

Telururos de

Oro

Calaverita (AuTe₂) Los telururos de oro se encuentran

comúnmente asociados con oro nativo y

sulfuros

Krennerita ((Au,Ag)Te₂)

Silvanita (AgAuTe₄)

Oro en otros

minerales

Auroestibinita (AuSb₂) Cabe mencionar que de acuerdo con los

mencionados anterior mente estos

minerales tienen oro asociado con cobre

porifiricos y en minerales de plomo y zinc Kostovita (CuAuTe₄)

3.8 Selectividad de los minerales de oro y plata

Los investigadores Eksteen y Oraby [13], realizaron una patente en la cual describen un

proceso para facilitar la recuperación de metales por medio de la selectividad, el proceso

puede usarse para minerales, concentrados de minerales, materiales secundarios o

residuos provenientes de algún proceso hidrometalúrgico.

Como se puede observar en la Tabla I, muchos de los elementos significativos se

encuentran encerrados en matrices de minerales o rocas en la naturaleza con cantidades

significativas de minerales que consumen ácido y otros elementos no económicos.



Los autores hacen referencia a la clasificación de Goldschmidt de la tabla periódica la

cual se muestra en la Figura 2, esta es una clasificación geológica, que se divide en cinco

grupos los cuales constan de: Litófilos (elementos formadores de rocas o silicatos),

Siderófilos (formadores de hierro), Calcófilos (formadores de azufre o sulfuros), atófilos y

sintéticos. Los autores se enfocan principalmente a calcófilos (cp) y siderófilos (sp).

Figura 2. Tabla periódica de Goldschmidt [13].

Los elementos del grupo de calcófilo y sus respectivas clasificaciones Goldschmidt

incluyen cobalto (sp), níquel (sp), cobre (cp), zinc (cp), rodio (sp), paladio (sp), oro (sp),

plata (cp), cadmio (cp), indio (cp), iridio (sp), platino (sp), mercurio (cp), galio, (cp),

germanio (cp), arsénico (cp), bismuto (cp), estaño (cp) , plomo (cp) y talio (cp).

Los inventores han reconocido que los miembros siderófilos de los CPM enumerados

anteriormente también tienen una alta afinidad por el azufre además de su afinidad por

el hierro (como aleaciones), y tienden a ser más nobles o menos reactivos (LR),

particularmente con respecto a su afinidad para que el oxígeno forme óxidos [13].



3.9 Pretratamientos para la liberación del oro y la plata

Según Nan et al. [14] las estadísticas muestran que, un aproximado del 2/3 de los recursos

de oro en el mundo pertenecen a los minerales de procesamiento difíciles, y

aproximadamente 1/3 de la producción total de oro mundial se produce a partir de oro

refractario y mencionan que estas cifras aumentaran en un futuro. A medida que se

agotan las reservas conocidas de minerales de oro de molienda libre, la atención se

centra en el desarrollo de procesos eficientes para recuperar oro y plata de minerales

refractarios, muchos de los cuales también son de baja ley, lo cual se refiere a que el

mineral contiene aproximadamente de 3 a 5 ppm de oro y/o aproximadamente 25 a 50

ppm de plata, y que además contienen sulfuros y carbono, por lo cual la disolución de oro

y plata en una solución de cianuro sigue siendo relativamente baja [15].

Los pretratamientos de minerales, concentrados refractarios y residuos de procesos

hidrometalúrgicos se tienen que realizar antes de la cianuración o de la lixiviación con

agentes alternativos, ya que para que se obtengan buenas extracciones el oro y la plata

deben estar fácilmente susceptibles al medio [16].

Cuando se desean obtener valores (oro y plata) a partir de residuos de operaciones

hidrometalurgicas, su extracción no es muy favorable, debido a que las reacciones que

ocurren en estos procesos producen azufre elemental [17].

La presencia de especies como jarosita y/o azufre elemental (productos de las reacciones

de lixiviación) pueden ocasionar que la cianuración no sea muy eficiente, debido a que

algunos de estos elementos actúan como cianicidas [18].

3.9.1 Eliminación de azufre elemental

Muchos sulfuros que se encuentran en los materiales coproducen azufre elemental como

producto de lixiviación. Este azufre elemental puede pasivar severamente los minerales

y metales objetivo para ser lixiviados, o bien pueden detener la lixiviación por completo.

Esto es particularmente problemático ya que cuando los metales preciosos están

asociados con sulfuros, el azufre elemental también puede provocar bloqueos de poros

en sistemas que dependen de una buena porosidad del mineral [13]. Sin embargo en la



actualidad existen procesos de disolución selectiva de azufre elemental en donde se

utilizan disolventes orgánicos tales como el percloroetileno, queroseno, aceite diáfano,

tricloroetileno, etilciclohexano, tetracloruro de carbono, tetracloroetano y mezclas entre

ellos, este mecanismo se refiere a la afinidad química entre los solventes orgánicos los

cuales forman compuestos organosulfurados [19].

3.9.2 Eliminación de jarositas

Para el caso de la presencia de jarositas, algunos autores han llevado a cabo diversas

investigaciones realizando pruebas de descomposiciones ácida y alcalina, en donde

mostraron la descomposición hidrotermal de las jarositas. Entre algunos trabajos de

descomposición hidrotérmica ácida, Calla et al. [20], proponen que la descomposición

ácida de la jarosita con calor (90-250 °C), promueve la formación de especies de sulfato

los cuales son solubles en medios, para esto llevaron a cabo pruebas en donde fue

simultanea la lixiviación con tiourea y la descomposición térmica, despues observaron

que la cinética de lixiviación de la plata se va incrementando a medida que su pH

disminuye. Para esto realizaron pruebas a pH 1, 1.5, y 2, en donde encontraron que en

pH superiores de 1.5 la jarosita es más estable por lo cual, la recuperación de plata tiende

a disminuir, debido a que la oxidación de la tiourea es mayor al resto de los metales

contenidos en la jarosita.

Por otro lado tenemos la descomposición hidrotermal alcalina, en donde González et al.

[21], llevaron a cabo pruebas de descomposición hidrotérmica alcalina de una jarosita de

sodio industrial, la cual estaba compuesta de 150 g/t de plata. Estos investigadores

emplearon como agentes alcalinizantes NaOH y Ca(OH)2 a diferentes pH (8, 9, 10 y 11)

a una temperatura de 60 °C y determinaron que el mejor pH para llevar a cabo las pruebas

fue de 11 con los dos reactivos. Los resultados de su investigación demostraron que la

descomposición total hidrotermal de jarosita se completó en tres minutos cuando se utilizó

NaOH para ajustar el pH a 11 y que la cinética del proceso estaba controlada por reacción

química. En cambio, con el uso de Ca(OH)2 como agente alcalinizante a pH 11

encontraron que la descomposición total hidrotermal de la jarosita se completó en 40

minutos debido a que la cinética del proceso es controlada por la difusión, ya que



observaron la formación de una capa de producto la cual frena la reacción de los iones

hidroxilo con el núcleo sin reaccionar de la jarosita.

3.10 Métodos de lixiviación de Oro y Plata

Como una tecnología eficiente de hidrometalurgia, la lixiviación es el método más

utilizado para recuperar oro, plata y otros metales valiosos [22].

Esta consiste en la disolución de un metal (en este caso oro y plata) en un líquido, para

lograr tasas de recuperación aceptables, la solución requiere un complejante y un

oxidante [4].

Dentro del proceso para la recuperación del oro y plata se conocen los siguientes

métodos que se observan en la Figura 3:

Figura 3. Métodos de lixiviación de metales preciosos [4].



3.10.1 Constantes de estabilidad y potenciales de reducción estándar para

complejos de oro

Aylmore [23] demuestra las constantes de estabilidad de β2 o β4 (las cuales son constantes

de equilibrio parciales de K1, K2…K6; el producto de estas se expresa como constantes

de estabilidad globales β) [24], para los diferentes complejos de Au (I) y Au (III), junto con

sus potenciales de reducción estándar de acuerdo con la Tabla II. También menciona

que el más estable es el cianuro, ya que los reactivos como tiosulfato, tiourea y bisulfito

cuentan menos estabilidad debido a que, cuando ocurre la oxidación del ligando se

produce a un potencial inferior al complejo Au (I) correspondiente, mientras que lo

contrario es cierto para los ligandos SCN- y Cl-, por lo tanto, existe una reacción

competitiva a la disolución del oro con la mayoría de los lixiviantes alternativos, lo que

aumenta el consumo de reactivos [23].



Tabla II. Constantes de estabilidad y potenciales de reducción estándar para complejos de oro a

temperatura de 25˚C [23].

Constantes de estabilidad y potenciales de reducción estándar para complejos de oro a

25°C

Ligando Complejo Au(I) ó Au (III) Log β₂ ó β₄ E° Au (I ó III) / Au (V vs.

SHE)

Rango de

pH

CN¯ Au(CN)₂ 38.3 -0.57 >9

S₂O₃²¯ Au(S₂O₃)₂³¯ 28.7 0.17 8 - 10

CS(NH₂)₂ Au(NH₂CSNH₂)₂⁺ 23.3 0.38 ˂3

Cl¯ AuCl₂¯ 9.1 1.11

˂3 AuCl₄¯ 25.3 1.00

Br¯ AuBr₂¯ 12.0 0.98

5 - 8 AuBr₄ 32.8 0.97

I¯ AuI₂¯ 18.6 0.58

5 - 9 AuI₄¯ 47.7 0.69

HS¯ Au(HS)₂¯ 29.9 -0.25 ˂9

NH₃ Au(NH₃)₂⁺ 13 0.57 >9

Glicinato Au(NH₂CH₂COO)₂¯ 18 0.632 9

SCN¯ Au(SCN)₂¯ 17.1 0.66

˂3 Au(SCN)₄¯ 43.9 0.66

SO₃²⁻ Au(SO₃)₂³¯ 15.4 0.77 >4

Electrodo de hidrógeno estándar

3.10.2 Método Tradicional de Cianuración

Este método ha sido aplicado desde finales del siglo XIX, y fue patentado (No. 13174)

por John S. MacArthur y los hermanos Forrest, en el año de 1887, quienes lo aplicaron

en una disolución de oro y plata de minerales de baja ley, en Reino Unido, sin embargo,

la acción del cianuro de potasio como complejante del oro fue descubierta por el químico

sueco Carl Scheele desde 1793[7][25].

Según Wadsworth et al. [26], el uso del cianuro en la lixiviación de oro y otros metales

preciosos es una fuente impulsora para la investigación sobre la disolución de oro. Como

menciona Fleming [8], la química de la disolución que presentan los metales (oro y plata),

sometidos en soluciones de cianuro alcalino han sido objeto de una considerable



investigación desde las primeras aplicaciones prácticas, ya que cuando se encuentra bajo

condiciones oxidantes, el Au y la Ag pueden ser acomplejados y disueltos fácilmente.

Además, sus tasas de extracción son considerablemente altas, este es usado

universalmente debido a su bajo costo, y su gran efectividad para la disolución de los

metales preciosos [27].

3.10.2.1 Mecanismo de la Cianuración

La ecuación más utilizada para la disolución del oro en una solución de cianuro es

conocida como la ecuación de Elsner, Ecuación (1)[28].

4Au + 8NaCN + O2 + 2H2O ↔ 4NaAu(CN)2+ 4NaOH (1)

La disolución del oro es una reacción electroquímica, en la cual el oxígeno absorbe

electrones en una parte de la superficie metálica llamada zona catódica, mientras que el

metal los entrega en la zona anódica, según la reacción anterior la tasa de disolución es

en función de la concentración del cianuro, la disolución del oro es una reacción

heterogénea que se controla mediante la difusión de ambas especies que reaccionan con

O2 el cual se encuentra como oxidante y el CN- como agente complejante [28].

La química del proceso de cianuración está basada en el hecho, que, bajo condiciones

oxidantes, el Au y la Ag pueden ser acomplejados y disueltos en soluciones alcalinas de

cianuro. La Ag habitualmente se encuentra junto al Au en cantidades significativas, por

lo tanto, el comportamiento de las soluciones de cianuro es muy importante. La Ag

metálica se comporta de manera similar al Au en soluciones acuosas y anódicamente se

disuelve como se muestra en la siguiente Ecuación (2)[7]:

Ag(CN)2

- + e ↔ Ag + 2CN

- (2)

Nunan et al. [29] realizaron una serie de pruebas las cuales consistieron en realizar una

previa oxidación al mineral antes de ser sometida a la cianuración, además, también

realizaron mediciones del oxígeno disuelto y concentración de NaCN libre. La



experimentación la llevaron a cabo con las siguientes condiciones pH 10.5, se le inyectó

peróxido de hidrógeno, el cual ayudó en gran manera reduciendo el uso del cianuro en el

circuito de cianuración e incremento la recuperación metalurgica de Au en un promedio

de 91.3% a 92.5%.

Por otro lado Salinas et al. [18], llevaron a cabo una cianuración en la cual estudiaron el

efecto de la oxidación de minerales sulfurosos, su investigación se llevó a cabo en cuatro

etapas las cuales comprendieron de pruebas de cianuración convencional sobre el

mineral sulfuroso, oxidación del mineral con ozono, pruebas de cianuración convencional

sobre el mineral sulfuroso pre oxidado con ozono, y un estudio comparativo con relación

al grado de disolución de oro y plata. Para la etapa de pre oxidación la llevaron a cabo

con un generador de ozono, en el cual se llevó a cabo mediante inyección del gas en

agua destilada. Las pruebas de cianuración del mineral con o sin pretratamiento se

llevaron a cabo con las siguientes condiciones 1.8 M de NaCN y 0.252 - 0.360 M de CaO

a 72 horas en temperatura ambiente, los resultados que obtuvieron en cuanto al mineral

sin pre oxidación se observó rapida disolucion de Ag y se obtuvo una disolución total de

60% y en cuanto al preoxidado 70.8%.

3.10.2.2 Distribución de especies cianuradas

Perez e Higuera [30], realizaron una construcción de diagramas de estabilidad para el

cianuro en sistemas de CN-H2O, a temperatura ambiente, utilizando los datos de energia

libre para el HCN, los cuales los tomaron de diversos autores. A partir de lo anteriormente

mencionado, realizaron una constante de disociación se derivo el valor para el CN⁻. En

la Tabla III. podemos observar los diagramas potencial vs pH, de las diferentes especies

cianuradas.



Tabla III. Datos de Energías libres de Gibbs para las especies cianuradas de Ag’(I) y Au’(I) en (J/mol) a

25 °C [30].

Especie ΔG (J/mol) Especie ΔG (J/mol)

H₂O -237.178 Ag⁺ acuoso 77.160

H⁺ acuoso 0 Ag⁺² acuoso 269.160

H₂ 0 AgCN acuoso 249.490

O₂ 0 Ag(CN)¯₂ acuoso 301.457

CN⁻ acuoso 172.300 Ag(CN)¯²₃ acuoso 459.350

HCN acuoso 119.700 Ag(CN)¯³₄ acuoso 633.510

CNO¯ acuoso -98.700 AgCNO -58.190

HCNO acuoso -12.100 Au 0

(CN)₂ 296.300 Au⁺ 176.000

Ag 0 Au(CN)¯₂ acuoso 286.073

3.10.3 Métodos alternativos

Recientemente se han estado realizando estudios para la extracción de oro y plata, sin

cianuro o disminuyendo su uso y según la literatura se encuentra una gran variedad de

reactivos que se pueden utilizar para la disolución del oro.

A continuación, se muestran algunos de los procesos que han sido propuestos por ciertos

investigadores.

3.10.3.1 Tiosulfato

La lixiviación de oro con tiosulfato ha recibido mucha atención en los últimos años, debido

a las crecientes preocupaciones ambientales sobre el uso de cianuro. La lixiviación del

oro en soluciones de tiosulfato es una reacción electroquímica, siendo las reacciones

medias constituyentes la oxidación de tiosulfato de oro a oro y la reducción de amina de

Cu (II) a tiosulfato de Cu (I). Estas reacciones de media celda se muestran en las

Ecuaciones (3 y 4) respectivamente [31].

Au+2S2O32-

↔ Au(S2 O3 )2

3-+e- (3)

Cu(NH3 )4

2++3S2 O3

2-+ e- ↔ Cu(S2 O3 )3

5-+4NH3 (4)



Aunque el tiosulfato ha sido considerado, una alternativa más atractiva al cianuro para

lixiviar oro, esto es debido principalmente a su baja toxicidad y su uso potencial en menas

con alto contenido de cobre, materiales carbonosos que generan preg-robbing, sulfuros

refractarios y los productos de pretratamiento oxidativo [23].

Uno de sus principales problemas en la lixiviación de tiosulfato es su alto consumo. Esto

es causado principalmente por la descomposición de tiosulfato en soluciones que

contienen cobre, como se muestra en la siguiente Ecuación (5)[31].

2Cu(NH3 )4

2+ + 8S2O3

2- ↔ 2Cu(S2O3)

3

5- + 8NH3 + S4O6

2- (5)

Ventureño et al. [32], realizaron pruebas en el sistema de tiosulfato de sodio, utilizando

minerales de telururos. Las pruebas de lixiviación se realizaron en un reactor por lotes

enchaquetados, a temperatura constante de 25°C, para la solución utilizaron un vaso de

precipitado, y se vertió 0.08 L de agua desionizada, la cual mezclaron con Na2S2O3

CuSO4 y EDTA, el pH se mantuvo a 10.2 ajustado con NaOH. Ademas, prepararon una

segunda solución lixiviante de cianuro (NaCN) a una concentración de 0.048 M y pH 10,

el cual ajustaron con 1M de NaOH. Para la prueba con la lixiviación de cianuro la plata

se pudo disolver en un 88% en 6 h. Por otro lado la prueba con la lixiviación de EDTA, la

recuperación de plata fue del 36% en 6 h. Sin embargo los investigadores buscaron

mejorar la recuperación de la plata, contorlando el pH de las soluciones con NaOH, a

partir de esto, la disolución de plata aumento a 94%, con esto se comprobo que la cinética

de reacción del tiosulfato es más lenta, sin embargo también se comprobó el efecto de

beneficio del amoniaco sobre la formación de la tetraamina cúprica.

A pesar de que este método cuenta con una velocidad de disolución relativamente alta y

efectos de contaminación muy bajos con respecto a la cianuración, su aplicación en la

industria sigue siendo difícil, debido a que el tiosulfato se oxida muy fácil, y genera un

alto consumo de reactivo y por ende elevados costos de operación [4].



3.10.3.2 Tiourea

Potter [33] en Ubaldini et al. [34], menciona que el uso de tiourea, (NH2CSNH2), como

agente de extracción de metales preciosos se ha mostrado prometedor para su

implementación en la industria metalúrgica, y por ello esta práctica ha recibido un gran

interés como un agente lixiviante alternativo para la extracción de metales preciosos.

Las ventajas de la tiourea son que tienen un bajo impacto ambiental, tienen un manejo

sencillo del reactivo, y presenta una mayor selectividad hacia el oro y plata, y por ende

tiene una rápida cinética de disolución de estos metales [34].

El oro (I) forma un complejo catiónico fuerte con tiourea en solución ácida, como se

muestra en la Ecuación (6) [35].

Au + 2SC(NH2)2 ↔ Au[SC(NH2 )2

]2

+ + e (6)

Según Miller y Li [36] en Carrillo et al. [37], menciona que la tiourea es un agente lixiviante

que tiene el potencial para superar las limitaciones que presenta el cianuro debido a sus

factores de toxicidad, la tiourea forma cationes complejos los cuales se conocen como

tioureatos, que se asocian con el oro y la plata por la acción del disulfuro de formamidina,

el cual es oxidante activo para la disolucion de metales. En su trabajo utilizaron dos tipos

de minerales auroargentíferos de diferente naturaleza (oxidado y sulfurado), a los cuales

les realizaron pruebas metalurgicas de fracción granulométricas en botella para verificar

si el mineral era de carácter refractario, las lixiviaciones las realizaron por agitación

mecánica a 700 rpm, colocando 200 g de mineral, con densidad de pulpa del 30% de

sólidos, pH de 1.5 el cual fue ajustado con H2SO4 y un tiempo de 10 h.

De acuerdo con sus resultados, en condiciones en las que la reacción de disolución de

oro estaba limitada por la transferencia de masa, la velocidad no dependía

significativamente de la concentración de tiocianato, sino de los iones ferricos y cúpricos.



Por otro lado Ubaldini et al. [34] llevaron a cabo pruebas de lixiviación usando un matraz

de cuatro cuellos para agitar, muestrear y a si mismo mantener el control de la

temperatura y el pH. La mezcla del sistema de reacción se realizó con ayuda de un motor

directo de acondicionamiento, se utilizaron productos químicos de grado analítico, y la

solución se mezcló con ácido sulfúrico (H2SO4). La lixiviación con este agente permitió la

recuperación del 84% de oro después de 6 horas, ellos mencionaron que el efecto de la

temperatura de 20°C a 408°C y 608°C facilita la perdida de tiourea, esto debido a la

descomposición en compuestos de azufre, y está pérdida es irreversible, ya que la

oxidación es un factor significativo en la viabilidad económica, ya que ocurre una

pasivación en la película de superficie dorada, lo cual son factor para la disminución en

la tasa de extracción en la lixiviación.

Las condiciones de operación que fueron las más adecuadas para obtener la mayor

disolución de oro fueron con una relación molar Fe2(SO4)3/Tu de 1:2, potencial redox de

510 mV/SHE y concentración de tiourea de 2 g/L para el mineral oxidado y para el

sulfurado de 6 g/L.

Sin embargo, a pesar de que la tiourea resulta eficaz para la extracción del oro en

comparación con la cianuración, su uso se traduce en un elevado costo de operación, y

solo se podría justificar su uso en minerales con alto tenor de oro.

3.10.3.3 Tiocianato

El tiocianato es un lixiviante viable e interesante para la extracción del oro, esta se realiza

entre pH de 1 y 2, lo que permite el uso de sulfato férrico como agente oxidante. El

mecanismo de disolución de oro, por las soluciones férrico-tiocianato está directamente

relacionada con el proceso de auto reducción, en el que férrico se reduce

espontáneamente a ferroso mientras este se oxida SCN-. Esta oxidación ocurre a través

de la formación de varias especies intermedias, en particular (SCN)3- y (SCN)2, que

actúan tanto como oxidantes y complejantes para el oro en la reducción [38]. La reacción

de disolución de oro se muestra en la Ecuación (7) [39].

Au + Fe3++ 2SCN- ↔ Au(SCN)

2

- + Fe2+ (7)



Li et al. [40], llevaron a cabo un estudio de lixiviación ácida de tiocianato de oro, en

presencia de sulfato férrico como oxidante. Para las pruebas de lixiviación, utilizaron un

reactor cilindrico de 1 L, el cual se mantuvo a temperatura y presión constante. Se

monitorearon los efectos de la rapidez del disco rotacional de oro, la concentración del

tiocianato, el efecto férrico de la concentración, los efectos ferreos, iones cupricos, y el

efecto de plata (I). Lo anterior dio como resultado que la reacción de concentración del

tiocianato de (0.05 - 0.2 M) o concentración férrica (0.1 - 1.0 g/L), alcanzó su máximo en

120 min, ya que los iones ferrosos y cúpricos no tenían efecto sobre la cinética de

lixiviación de las condiciones que estudiaron, a su vez encontraron que los iones de cobre

(I) afectan significativamente la tasa de lixiviación de oro, ya que estos retrasan la

reacción haciendo que su cinética de disolución sea mas lenta.

Por otro lado Yang et al. [39] estudiaron una combinación de tiurea y tiocianato, con la

finalidad de determinar el efecto de los parámetros tales como la velocidad. Para que la

reacción se llevara a cabo utilizaron sulfato férrico como oxidante, en las pruebas

emplearon una técnica llamada disco giratorio, en la cual utilizaron un disco de oro de

99% de pureza, las condiciones estándar empleadas fueron una tiourea 5 mM; sulfato

férrico 0,055 M; tiocianato 0,02 M; pH 1,5; temperatura 25 ° C y una velocidad de rotación

del disco de 200 rpm, los quimicos que utilizaron fueron de grado analítico y el volumen

de la solución fue de 200 mL con un desaireado de nitrógeno antes de las mediciones de

potencial de circuito abierto.

Las pruebas dieron como resultado que al momento de agregar ambos lixiviantes, las

soluciones muestran una disolución mucho mayor, que la que se obtiene cuando se

trabajan individualmente, ya que cuando estas se mezclan la formación del complejo que

se crea muestra un ligando mixto [Au(Tu)2]SCN, el cual mejora la velocidad de extracción

del oro, ya que cuando solo se utiliza el tiocianato en este caso el oro se extrae

linealmente con el tiempo. Sin embargo se sabe que al momento de que el tiocianato se

disminuye, las tasas de extracción de oro son bajas. Y en cuanto a la tiourea, muestra

más masa de extracción del oro, en comparación con el tiocianato, ya que la velocidad

de disolución depende de su concentración.



Según Nava et al. [41], el tiocianto puede transformarse en cianuro, siempre y cuando las

condiciones de la destilación sean ácidas, ya que esto provoca un aumento en la cantidad

original del cianuro. Cabe destacar que el mecanismo de la transformación de tiocianato

a cianuro no está muy claro, debido a que no se puede controlar la cantidad de tiocianato

que se descompone.

3.10.3.4 Haluros

Con base en la revisión realizada por Hiskey y Atluril [42], sobre la química de la disolución

de oro y plata en diferentes lixiviantes, se encontró que los halógenos Cl, Br y I, muestran

ciertas características especiales para lixiviar dichos metales a partir de minerales o de

concentrados con complejos de sulfuros.

El cloro es uno de los halógenos empleado para recuperar oro y plata, la sal de hipoclorito

se ioniza en agua y a pH < 7.5, el ion hipoclorito (OCl-) se convierte en ácido hipocloroso

(HOCl). En condiciones ácidas elevadas (pH < 3.5) se forma cloro acuoso (Cl2(aq)) y se

desprende cloro gaseoso tóxico a partir de la solución. Entre estas especies, el ácido

hipocloroso es el oxidante más efectivo [43]. La oxidación de sulfuros por el ácido

hipocloroso tiene la ventaja de la formación de sulfato en lugar de azufre elemental como

se muestra en la siguiente Ecuación (8) [44].

2FeS2 + 15HOCl + 7H2O ↔ 2Fe(OH)3

+ 4H2SO4 + 15HCl (8)

En solución de ácido hipocloroso, el oro se disuelve y [AuCl4]- el complejo se forma según

la ecuación mostrada a continuación Ecuación (9) [43].

2Au + 3HOCl + 3H+

+ 5Cl- ↔ 2[AuCl4]- + 3H2O (9)

Ghobeiti et al. [45], examinaron los efectos de la concentración de hipoclorito de calcio, el

pH inicial y la concentración de cloruro de sodio en la recuperación de oro. Estos

investigadores consideraron dos condiciones; el rango de estabilidad del complejo de oro

(Eh >900 mV) y la formación de cloro gaseoso (pH<3.5), encontrando que, debido a la



oxidación del sulfuro y la generación de ácido, el pH disminuye durante la

lixiviación. Alrededor del 82% del oro fue recuperado de 200 g/L de concentrado después

de 2 horas usando 200 g/L de Ca (OCl)2, 200 g/L de NaCl a pH inicial de 11, una velocidad

de agitación de 600 rpm y una temperatura de 25°C.

En cuanto al empleo del bromo en la extracción de oro, se sabe que la velocidad de

lixiviación rápida, la no toxicidad y la aplicabilidad en una amplia gama de valores de pH

(de ácidos a neutros) son características importantes del sistema de lixiviación de

bromuro [46]. La disolución del oro en bromuro es un proceso electroquímico, descrito por

la Ecuación (10).

Au + 4Br- ↔ AuBr4

-+ 3e- (10)

En un estudio cinético, llevado a cabo por Encinas et al. [47], se estudió el uso de bromuro

cúprico, como un lixiviante alternativo para la extracción de oro, en la presencia de

bromuro de sodio. Se encontró que las soluciones CuBr2-NaBr son adecuados para

disolver oro, además que la tasa de disolución del oro está fuertemente influenciada por

la velocidad de agitación, temperatura, concentración de bromuro y iones cúpricos, lo que

resulta en una cinética compleja en el proceso, ya que implica un cambio de mecanismo

de control con una temperatura de transición de aproximadamente 62°C.

Por otro lado, Sousa et al. [48], llevaron a cabo pruebas de lixiviación de oro en donde

tostaron previamente el mineral recuperando el 89% de oro, sin embargo, utilizando

NaBr, NaOCl, HCl y H2O con la adición simultánea de H2O2 y FeCl3 obtuvieron una

extracción del 80%, la cual es una opción menos contaminante.

Finalmente, en cuanto al uso del yodo en los sistemas de lixiviación de oro, las primeras

aplicaciones de sistemas yoduro/yodo fueron para recuperar oro a partir de materiales

electrónicos y otros deshechos similares y de ahí que su desarrollo sea promovido

principalmente por no metalurgistas.



Entre los primeros en proponer el uso de soluciones conteniendo yoduro (I-) para lixiviar

minerales auríferos están McGrew y Murphy, quienes en 1985 lograron recuperar el 80

% del oro a partir de una mena con matriz de marcasita (FeS2) [49]. Su proceso fue

básicamente una lixiviación en columna mediante una solución en donde había una

combinación de yoduro/yodo, siendo este último el que actuaba como agente oxidante.

El oro se recuperaba mediante carbón activado y el excedente de yoduro formado durante

el proceso, era oxidado electroquímicamente a yodo mediante una celda de diafragma

especial.

Konyratbekova et al. [50] estudiaron los equilibrios termodinámicos y el aspecto cinético

de la disolución del oro en la lixiviación de yodo-yodo, con énfasis en los efectos del valor

del pH y la temperatura en el sistema, encontrando que existen numerosas formas de

yodo principalmente en la región ácida de los valores de pH, además que un aumento del

potencial del sistema da como resultado un aumento de la especiación con yodo, el

potencial oxidante del sistema aumentará mediante la adición del elemento yodo siendo

estables los aniones IO3- en el rango potencial de -2.0 a -0.75 V a un valor de pH mayor

que 12.1.

Baghalha [51], probó dos tipos de minerales de oro (un mineral carbonoso y un óxido de

oro), los cuales se sometieron a lixiviación empleando yodo a temperatura ambiente. El

mineral carbonoso mostró solo un 20% de extracción de oro, esto debido a que los

complejos de yoduro de oro se adsorben fácilmente sobre la materia orgánica. Por el

contrario, la extracción de oro del mineral de óxido en una solución que contiene 20 g /L

de yoduro y 4 g/L de yodo alcanzó el 77% en 6 horas y el 89% en 24 horas.

3.10.3.5 Amoniaco

El amoniaco ha demostrado tener un gran potencial en la hidrometalurgia moderna, ya

que además de ser poco tóxico es relativamente económico y de fácil regeneración

mediante evaporación, gracias a su baja presión de vapor y presentar operaciones de

baja corrosividad al trabajarse en medio alcalino. Se ha comprobado su alta capacidad

como complejante para metales como la plata [52] y específicamente para el oro, no fue



sino hasta que Skibsted & Bjerrum [53], en su serie de estudios publicados, demostraron

que el oro también puede formar complejos estables en solución amoniacal a 25°C, sin

embargo, a esa temperatura, la velocidad de reacción es demasiado lenta.

Por otro lado, Bas et al. [54], investigaron el tratamiento de un mineral de oro portador de

sulfuro de cobre mediante lixiviación directa con cianuro, pretratamiento con amoníaco y

lixiviación de cianuro amoniacal. Estos investigadores demostraron que el cobre interfiere

con la lixiviación de oro con cianuro, ellos encontraron que el pretratamiento con

amoníaco elimina fácilmente la interferencia de cobre, lo que permite la extracción casi

completa de oro con un consumo de reactivo bajo en la posterior lixiviación con cianuro.

En resumen, el aumento de la concentración de NH3 mejora la selectividad y el alcance

de la extracción de oro y reduce el consumo de cianuro.

Mohammadi et al. [55], estudiaron los efectos de la temperatura, el tiempo de lixiviación y

las concentraciones de tiosulfato, ion de cobre y amoníaco en la extracción de oro,

obteniendo una extracción máxima de oro del 55% utilizando concentraciones de

tiosulfato, amoníaco y sulfato de cobre de 0.1 M, 3 M y 0.0125 M, respectivamente. El

55% de extracción se logró después de la lixiviación a temperatura ambiente de una pulpa

con una densidad del 20% durante 16 h. La velocidad de agitación y el pH de la solución

acuosa fueron 400 rpm y 10, respectivamente.

3.10.3.6 Solventes Orgánicos

Se ha reportado que los solventes orgánicos tienen la capacidad de formar complejos

estables con el oro, por lo cual estos reactivos se han convertido en una interesante

alternativa a la cianuración [4].

Finar [56] en Oraby y Eksteen [57] menciona, que dentro de los solventes orgánicos más

factibles para la lixiviación del oro se encuentran los aminoácidos, los cuales se clasifican

según su acidez o el número de grupos amino y carboxilo en tres grupos: (1) neutro (un

amino y un carboxilo) como glicina, alanina, valina, leucina (2) ácida (un amino y dos

carboxilo) grupos) tales como ácidos aspárticos, ácido glutámico; (3) básico (dos grupos



amino y un grupo carboxilo) tal como lisina e histidina. En la Figura 4 podemos observar

la estructura general de los aminoácidos.

Figura 4. Estructura general del aminoácido [58].

La glicina (NH2CH2COOH) es el aminoácido más simple y tiene hidrógeno como cadena

lateral, como lo podemos observar en la Figura 5, la investigación sobre las propiedades

termodinámicas de la glicina en soluciones acuosas es de gran importancia en las

ciencias de la vida, el desarrollo biotecnológico y los procesos industriales [59].

Esta es un reactivo no tóxico, no volátil y de bajo costo que se produce en grandes

cantidades industriales para su uso en varias industrias. Puede producirse fácilmente

industrialmente o derivarse como subproducto de diferentes microorganismos [60].

Gracias a lo anterior la glicina se ha considerado como un lixiviante del oro en un

ambiente alcalino, con peróxido de hidrógeno como oxidante.

Figura 5. Estructura de la glicina [58].

La glicina y sus complejos de cobre y metales preciosos son estables en un amplio rango

de pH, Eh y temperatura además tiene una alta solubilidad en agua de alrededor de 250

g/L a 25 ° C, una densidad de 1.607 kg/t, una masa molar de 75.07 g/mol y un punto de

fusión de 233 ° C (con descomposición) [61], también de las pérdidas en los residuos de

lixiviación durante la separación sólido/líquido, la glicina se recupera y se recicla para

lixiviar.

https://www-sciencedirect-com.proxy.infosal.uadec.mx/topics/physics-and-astronomy/thermodynamic-properties

https://www-sciencedirect-com.proxy.infosal.uadec.mx/topics/physics-and-astronomy/thermodynamic-properties

https://www-sciencedirect-com.proxy.infosal.uadec.mx/topics/physics-and-astronomy/aqueous-solutions

https://www-sciencedirect-com.proxy.infosal.uadec.mx/topics/earth-and-planetary-sciences/solid-liquid-separation



Actualmente se realizaron investigaciones de lixiviación de oro y plata con glicina en

presencia de peróxido de hidrógeno, y dio como resultado que este sistema lixiviante

puede disolver oro y plata, bajo condiciones neutras y alcalinas a temperaturas ambiente

elevadas moderadas desde 23⁰C a 60⁰C. Las tasas de disolución de metales preciosos

aumentaron con el aumento de la concentración de glicina, el aumento del contenido de

plata y el aumento del pH (hasta pH 11), la estequiometría de este proceso de disolución

se describe en la Ecuación (11) [62].

4Au + 8NH2CH2COOH + 4NaOH + O2 ↔ 4Na[Au(NH2CH2COO)2) + 6H2O] (11)

A pesar de que la glicina puede disolver el oro éste presenta mayor afinidad por el cobre,

por lo que se ha evaluado la combinación cianuro-glicina con el fin de recuperar oro en

menas con alto contenido de cobre, obteniendo como resultado que la presencia de éste

mejora significativamente la velocidad de disolución de oro en soluciones que contienen

especies de cobre. La tasa de disolución de oro en un sistema Cu-CN-glicina es

aproximadamente 6.5 veces mayor que la velocidad de disolución de oro en la

cianuración convencional, este comportamiento se mantiene hasta una concentración de

glicina de 1 g/L y pH 12, por encima de estos valores genera un efecto adverso [4].

Chemuta [58], estudió la glicina como lixiviante potencial para minerales de cobre y oro de

bajo grado a pH alcalino, empleando el método de botellas en rodillos, colocando los

minerales de cobre en soluciones alcalinas de glicina, con una relación molar Glicina:

Cobre de 4:1, pH inicial de la solución de 11 a 25 ° C. Las extracciones de cobre de los

minerales empleados de azurita, malaquita, cuprita, crisocola, cobre metálico, calcocita y

calcopirita fueron 97, 90, 94, 19, 92, 42, 6%, respectivamente. Durante las pruebas

cinéticas de lixiviación para malaquita, calcocita y calcopiritas llevadas a cabo en un

reactor de vidrio donde las variables de proceso podían controlarse, se encontró que se

obtenían mayores tasas de extracciones de cobre, obteniendo extracciones de hasta 99%

de Cu de malaquita en solo 30 minutos. La lixiviación de una calcocita finamente molida

resultó en 78% de extracción de Cu en 48 horas. La lixiviación de calcopirita dio como

resultado una extracción del 90% de Cu después de 96 horas.



3.10.3.6.1 Termodinámica del sistema glicina

Perea [4], realizo un estudió de análisis termodinámico para evaluar el comportamiento

de los sistemas glicina y oro-glicina, en la Figura 6, se muestra el diagrama de distribución

de especies químicas para la glicina a temperatura ambiente y la concentración

establecida en su trabajo (0.5 M). Con esto el autor demostró que a pH alcalinos

incrementa la disociación de la glicina, logrando así la mayor fracción de concentración

de glicinato disponibles para formar complejos de oro.

Figura 6. Diagrama de distribución de especies para el sistema glicina-H₂O a 25⁰C gli [0.5 M] y Eh

[0.63][4].

3.10.3.6.2 Sistema termodinámica de oro-glicina

Para el sistema de oro glicina, Perea [4] estudió la lixiviación en una solución acuosa de

glicina y glutamato monosódico empleando permanganato de potasio y peróxido de

hidrógeno como agentes oxidantes, por medio de agitación magnética a temperatura

ambiente y presión atmosférica, a un tiempo de 24 horas, con 0.5 M, pH de 9.4 y 11 en

base a análisis termodinámicos que realizo y a trabajos previos.

Los diagramas de distribución de especies químicas realizados por Perea [4] entre valores

de pH 8 a 11 (Figura 7) y entre 0.5 a 0.9 voltios (Figura 8) muestran cómo se forma el

complejo del oro con la glicina a una fracción de concentración muy baja, dado que la



especie que predomina a pH alcalino y con valores de potencial entre 0.5 y 1 voltios es

el hidróxido auroso (AuOH).

Figura 7. Diagrama de distribución de especies para el sistema Au-gly-H2O a 25°C, [Au]=10-5 M,

[gly]=0.5 M, Eh=0.63 V [4].

Figura 8. Diagrama de distribución de especies para el sistema Au-gly-H2O a 25°C, [Au]=10-5 M, [gly]=0.5

M, pH=10 [4].



CAPÍTULO 4

DESARROLLO EXPERIMENTAL

4.1 Materiales

Para el presente trabajo, se utilizaron dos tipos de materiales los cuales fueron

proporcionados y caracterizados previamente por el Centro de Investigación y Desarrollo

Tecnológico (CIDT) del Grupo Peñoles, en la Tabla IV se puede observar que el Material

(A) se compone principalmente de pirita.

Tabla IV. Análisis químico y especies de composición del Material A.

Material

Análisis Químico (g/t-%)

Especies composición (% Peso)

Cuarzo Pirita Galena Esfalerita Mat. Amorfo Ag Au Fe SiO2 FeS₂ PbS Zn₀.₈₅Fe₀.₁₅S˚

A 1366 1503 39.55 5 85 2 6 2

Por otro lado, la caracterización del Material (B), el cual proviene de un residuo de

lixiviación ácida de calcopirita (RLC) muestra que su composición predominante es el

material amorfo, el azufre (producto de reacciones de proceso) y la plumbojarosita, como

se muestra la Tabla V.

Tabla V. Análisis químico y especies de composición del Material B.

Material

Análisis Químico (g/t-%)


Plumbojarosita Carposiderita Azufre Mat. Amorfo Ag Au Fe PbFe6(SO4)4(OH)12 Fe3(SO4)2(OH)5(H2O)2 S8

B 1608.69 4.66 13.613 25 17 26 32

Después de examinar los análisis químicos y las especies de composición de cada uno

de los materiales, se pudo determinar que solo sería necesario realizar los

pretratamientos al Material B, debido a que el Material A, aunque está constituido

principalmente de pirita, esta no afecta, ya que el oro y la plata está asociada a mineral

electrum, en la Figura 9 podemos observar cómo se llevaran a cabo las pruebas.



Material Piritoso Ningún tratamiento

Material A Material A

Ningún tratamiento

Materiales Material B

Desulfurado

Material BT1

RLC Sin desulfurar, pre-oxidado

Material B Material BT2

Desulfurado y pre-oxidado

Material BT3

NaOH

Material BT4

Figura 9. Diagrama de pretratamientos realizados a los materiales.

4.1.1 Caracterización de materiales

4.1.1.1 Espectrofotometría de Emisión de Plasma

Mediante la espectroscopia de emisión con plasma de acoplamiento inductivo fue posible

determinar de forma cuantitativa la mayoría de los elementos de la tabla periódica a

niveles de traza y ultra traza, partiendo de muestras en disolución acuosa. Para este

proyecto se utilizó un equipo de Emisión de Plasma acoplada ICP-OES marca Perkin

Elmer modelo Optima. Esta técnica se utilizó debido a que el oro y la plata están

presentes en bajas concentraciones en los materiales, por lo cual, en las muestras

obtenidas en la lixiviación, se espera analizar bajos contenidos de estos elementos.

4.1.1.2 Difracción de Rayos X (DRX)

La técnica de DRX sirvió para la determinación de los compuestos cristalinos en los

materiales sólidos presentes en la muestra, las especies no identificadas son

consecuencia de la falta de estructura cristalina, cabe destacar que esta técnica de

caracterización se empleó con la finalidad de detectar los cambios de fases en los



materiales, y así poder identificar el efecto de cada pretratamiento en la estructura de

estos, en este proyecto se utilizó un equipo Panalytical modelo Empyrean con una fuente

de K-alfa de Cu.

La reconstrucción mineralógica de los materiales en las tablas de caracterización, se

determinaron por los resultados de difracción de rayos X y el análisis químico; empleando

el software HSC 8.0 en el módulo Species Converter.

4.1.1.3 Fluorescencia de Rayos X (FRX)

Esta técnica permitió identificar los elementos químicos presentes en las muestras

sólidas; desde el Flúor al Uranio y se determinó la concentración aproximada de cada

elemento (análisis semicuantitativo). El equipo utilizado fue un Rigaky modelo Primus II.

4.1.1.4 Software Medusa

Este software se utilizó con el objetivo de obtener los diagramas de equilibrio de algunos

sistemas que se establecen durante la lixiviación de los materiales, bajo condiciones

reales, y con ello evaluar el comportamiento de los elementos que intervienen en el

sistema de lixiviación.

4.1.1.5 HSC

El software HSC se empleó para desarrollar la reconstrucción mineralógica de los

productos. Así mismo se utilizó para el análisis termodinámico de las reacciones químicas

consideradas.

4.2 Pretratamientos

El Material (B) que se utilizó para la etapa de experimentación, se consideró material

refractario, ya que como menciona Petruk en Parga & Carrillo [1], el término refractario

define a los minerales de oro y plata cuya recuperación por el proceso de cianuración

convencional es baja (< 80 %), considerando lo anterior se optó por realizar

pretratamientos, con el objetivo de cambiar su estado físico y químico, y así lograr una

susceptibilidad del material a los procesos convencionales.



4.2.1 Remoción de azufre

Este proceso se llevó a cabo por el método de Chaidez[17], este investigador menciona

que cuando se realiza la etapa de lixiviación, las reacciones que ocurren en el proceso

generan azufre elemental, el cual se considera un cianicida, y este disminuye la

rentabilidad del proceso de cianuración para la recuperación de valores.

Las pruebas de desulfuración se realizaron a nivel laboratorio, y se utilizó como reactor

un vaso de precipitado de 2 L y una parrilla electrica Thermolyne modelo Cimarec 2, al

reactor se le acondicionó una tapa de acrílico para evitar las pérdidas de volumen por

evaporación y se utilizó un agitador mecánico marca Arrow Engineering modelo Agitator,

el solvente utilizado para la remoción del azufre elemental fue el percloretileno.

4.2.2 Preoxidación

Las pruebas de preoxidación, se llevaron a cabo en un ambiente alcalino empleando un

reactor de 2 L calentado por una parrilla eléctrica marca Thermolyne modelo Cimarec 2,

el reactor se acondicionó con una tapa de acrílico para evitar las pérdidas de volumen

por evaporación y bafles para evitar vórtices durante la agitación que se realizó utilizado

un agitador mecánico marca Arrow Engineering modelo Agitator. En la Tabla VI se

pueden contemplar las condiciones de las pruebas de descomposición hidrotérmica, las

pruebas 1 y 2 se realizaron durante tres horas, se empleó una relación sólido- líquido del

10% y una temperatura de 50 °C mientras que la prueba 3 se realizó durante dos horas,

y se empleó una relación sólido-líquido del 10% y una temperatura de 60 ˚C.

Tabla VI. Condiciones de pruebas de descomposición hidrotérmica.

Prueba

Material

Preoxidación

pH

Medio alcalinizante /

acidificante

Oxidante

1 MBT2 Alcalina oxidante 11 NaOH Na2 S2 O8

2 MBT3 Alcalina oxidante 11 NaOH Na2 S2 O8

3 MBT4 Alcalina 11 NaOH -

Nota: La concentración de NaOH utilizado fue de 1M y la de persulfato de sodio de 0.1 M.



Las soluciones de los pretratamientos fueron filtradas, y los sólidos obtenidos se

empelaron en posteriores pruebas de recuperación de valores.

4.2.3 Recuperación de valores

4.2.3.1 Pruebas de lixiviación

Las pruebas de lixiviación se realizaron en dos tipos de reactores; botellas color ámbar

de 3.8 L de capacidad, agitadas en un banco de rodillos paralelos de 14 cm de diámetro

x 63 cm de largo, impulsados por un motor de ½ HP, el segundo reactor de 1 L de

capacidad calentado por una parrilla eléctrica marca Thermolyne modelo Cimarec 2 y

utilizando un agitador mecánico marca Arrow engineering modelo agitator. Para lo

anterior se emplearon diferentes concentraciones de cianuro de sodio, cianuro con glicina

y glicina, una relación sólido-líquido de 10%, el pH se mantuvo en 11, y las pruebas se

llevaron a cabo en temperatura ambiente.

4.2.3.2 Condiciones experimentales

Una vez que se realizaron los pretratamientos se prosiguió a realizar las pruebas

experimentales de la recuperación de valores, en la Tabla VII, se puede apreciar las

condiciones experimentales con las cuales se llevaron a cabo.



Tabla VII. Condiciones experimentales para la recuperación de valores.

Material Medio

lixiviante pH Reactor

[Medio

Lixiviante],

M

Reactivos

adicionales Tiempo (h)

MA Cianuro 11.5 Botellas 0.06 M

Cianuro x 0, 24

MA Cianuro +

Glicina 11.4 Botellas

0.06 M

Cianuro 0.06 M Glicina 0, 24

MA Glicina 10.5 Vaso de precipitado /

Botellas 1 M Glicina x 0, 6

MB Cianuro 11.5 Botellas 0.06 M

Cianuro x 0, 4, 8

MB Cianuro +


0.06 M

Cianuro 0.06 M Glicina 0, 4, 8

MB Glicina 11.5 Vaso de precipitado /

Botellas 1 M Glicina x 0, 4, 8

MBT1 Cianuro 10.6 Botellas 0.06 M

Cianuro x

0, 4, 6, 12, 24,

48

MBT1 Cianuro +


0.06 M

Cianuro 0.06 M Glicina

0, 4, 6, 12, 24,

48

MBT1 Glicina 11.5 Vaso de precipitado /

Botellas 1 M Glicina x 0, 4, 8

MBT2 Cianuro 11 Botellas 0.06 M

Cianuro x 0, 3, 6, 12, 24



MBT3 Cianuro 11 Botellas 0.06 M

Cianuro x 0, 3, 6, 12, 24



MBT4 Cianuro 10.8 Botellas 0.06 M

Cianuro x 0, 48

Nota: Para todas las pruebas se utilizaron 30 g de residuo y 300 mL de agua purificada a temperatura

ambiente.



4.2.3.3 Variables de respuesta (% de Extracción)

Para obtener el porcentaje de extracción (de Au y Ag), se utilizó la Ecuación (12)

% Extracción=mcabeza - mcolas

mcabeza x 100 (12)

Donde mcabeza es la masa en g del elemento en turno (Au o Ag) en la alimentación y mcolas

es la masa en g del elemento en turno (Au o Ag) en las colas.



CAPÍTULO 5

RESULTADOS Y DISCUSIÓN

5.1 Material A: Piritoso sin ningún tratamiento

En el caso del materia piritoso, no se llevó a cabo ningún pre tratamiento debido a la

naturaleza del mismo.

En la Figura 10 se muestran los resultados de la recuperación de valores, para la

cianuración. Se obtuvo como resultado un 99.22% de extracción oro y un 94.90% de

extracción de la plata. En cuanto al sistema de cianuro con glicina se puede observar un

98.72% de extracción de oro y 89.67% de plata mientras que en el medio de la glicina

solo se obtuvo un 25.77% de oro y 36.05% de plata.

En cuanto a la disolución de Fe en los diferentes sistemas lixiviantes se tienen un 27.86%

en cianuración, un 36.90% en medio de cianuro y glicina y un 27.58% en glicina. Cabe

mencionar que la cianuración fue más efectiva en la extracción de oro y plata, sin

embargo la combinación de cianuro y glicina también arrojo buenos resultados.



Figura 10. Porcentajes de extracción de Au, Ag y Fe del Material A en los diferentes sistemas lixiviantes.

En la Tabla VIII. se puede apreciar que el Material A se compone principalmente por pirita

(FeS2) seguido de otras especies con menor porcentaje de peso como: cuarzo (SiO2),

galena (PbS) y esfalerita (Zn0.85Fe0.15S˚).

Tabla VIII. Composición química y fases del Material A antes y después de la lixiviación con cianuro,

cianuro con glicina y glicina.

Muestra

Análisis Químico (g/t-%) Especies composición (% Peso)

Pirita Otros Mat. Amorfo Ag Au Fe

MA 1366 1503 39.55 85 13 2

CN MA 94.35 15.82 46.311 83 12 5

CN+GLI MA 166.89 22.61 40.705 71 25 4

GLI MA 1252 1599.15 40.672 88 5 7

Nota: La composición que se encuentra como otros, son elementos que no afectan el proceso de lixiviación.

99.22

94.90

27.86

98.72

89.67

36.90

25.77

36.05

27.58

0

20

40

60

80

100

Au Ag Fe

% E

xtr

acció

n M

A

Cianuración Cianuración y Glicina Lix. Glicina



Algunos autores como Salinas et al. [18] hacen mención que los minerales de oro y plata

son refractarios, y que afectan en los procesos convencionales de extracción, ya que

tales minerales (oro y plata en sulfuros de hierro) son formados por especies como pirita,

arsenopirita y/ó ambas. En el caso de este material no se requirió utilizar pretratamientos,

ya que durante la cianuración se logró extraer gran cantidad de oro y plata, esto sucedió

debido a que la plata se encontraba asociada con el mineral de oro electrum, y

suficientemente liberados o expuestos en su asociación con la pirita, para que puedan

reaccionar con los medios lixiviantes. Como bien mencionan Anhaeusser et al.[63];

Desborough [64]; Desborough et al. [65] en Allan y Woodcock [66] el oro nativo u oro electrum

son aquellas aleaciones naturales de oro, plata y cobre, este sistema tiene una serie

continua de aleaciones entre los tres componentes sin compuestos intermetálicos o fases

separadas.

No existe una composición específica para el oro nativo o el electrum. Sin embargo, en

los minerales, la mayoría de las partículas que se denominan oro tienen composiciones

(en peso) en el rango de 80-100% Au, 1-15% Ag y 0-5% Cu.

Lo anterior se puede respaldar por las ecuaciones (1) y (11), ya que los metales preciosos

se encuentran liberados y al momento en que las reacciones se llevan a cabo en el medio

acuoso, los metales se acomplejan más fácilmente con los agentes lixiviantes, por lo tanto

las tasas de extracción en este material fueron muy favorables.

5.2 Material B: Residuo de lixiviación de calcopirita sin pretratamientos

Para este material se emplearon los medios lixiviantes de cianuro, cianuro con glicina y

glicina, esto con la finalidad de comparar y analizar los resultados de extracción de oro y

plata.

En la Figura 11 se observa que en el medio lixiviante de cianuro se obtuvo el 47.21% de

extracción en oro y 14.85% de extracción en plata. Sin embargo, también se observa que

en el medio lixiviante de cianuro y glicina obtenemos 46.99% de extracción de oro y

12.33% en plata. En cuanto a la glicina solo se obtiene una extracción de oro de 2.14%

y 0% en plata.



Mientras que, en la disolución de azufre, se observa que en la cianuración el porcentaje

fue de 34.01%, en el sistema de cianuro y glicina fue de 10% y en el medio de glicina es

de 2.12%.

Figura 11. Porcentajes de extracción de Au, Ag y S del Material B en los diferentes sistemas lixiviantes.

En resumen, se observa que el medio más eficiente para este material fue el cianuro.

Como se puede ver en la Tabla IX, el material está compuesto principalmente de azufre

elemental (S˚), plumbojarosita (PbFe6(SO4)4(OH)12) y material no identificado seguido de

otras especies con menor peso de porcentaje como: cuarzo (SiO2) y molibdenita (MoS2).

Comparado con las gráficas de extracción (recuperación de valores) de la Figura 11

podemos observar que los resultados de extracción de oro y plata no son favorables.

47.21

14.85

34.01

46.99

12.3310

2.140

2.12

0

20

40

60

80

100

Au Ag S

% E

xtr

acció

n M

B




Tabla IX. Composición química y fases del Material B antes y después de la lixiviación con cianuro,


Muestra

Análisis Químico

(g/t-%)


Plumbojarosita Jarositas Azufre Otros Mat.

Amorfo Ag Au Fe

MB 1608.69 4.66 13.613 25 17 26 0 32

CN MB 23.89 0.22 1.511 25 0 19 5 51

CN+GLI MB 19.85 0.219 7.077 27 0 26 6 41

GLI MB 0.01 0.01 0.606 26 18 26 4 26


Cabe mencionar que en este material el análisis químico de la prueba de glicina no se encontró disponible

el análisis químico de sólido.

’

De acuerdo con Khalid y Larachi [67], en los procesos de cianuracion, la plata se asocia

frecuentemente con el oro, debido a que la plata metalica se disuelve anodicamente en

soluciones acuosas de cianuro, de manera similar al oro (Ecuación 13 y 14). Ademas en

lo que respecta a la cinetica de lixiviación encontraron que la plata metalica se disuelve

mas rapido que el oro.

4Au + 8CN- + O2 + 2H2O ↔ 4Au(CN)

2

- + 4OH

- (13)

4Ag + 8CN- + O2 + 2H2O ↔ 4Ag(CN)

2

- + 4OH

- (14)

Así mismo las reacciones anteriores las podemos apreciar en los siguientes diagramas

de distribución de especies Figura 12 y 13 los cuales se realizaron en el software Medusa

con las concentraciones reales utilizadas en las pruebas [68]. La Figura 12 muestra que la

plata, en presencia de cianuro, forma el complejo Ag (CN)2-, observando que el pH de la

cianuración debe ser mayor a 10 para que el cianuro en exceso sea estable como CN-, y

no se hidrolice a HCN. La Figura 13 muestra el sistema plata y cianuro en presencia de

glicina. En esta figura se constata que cuando hay dos especies que pueden formar

complejos con la plata (y el oro), prevalece el complejo más estable que, en este caso,



es el complejo cianurado de plata, bajo las condiciones dadas de concentración de

especies presentes en las pruebas experimentales.

Figura 12. Diagrama de distribución de especies del sistema plata – cianuro.

Condiciones, [Ag+]Tot = 4.9 mM; [CN-]Tot = 60 mM [68].

Figura 13. Diagrama de distribución de especies del sistema plata, cianuro y glicina.

Condiciones, [Ag+]Tot = 4.9 mM; [CN-]Tot = 60 mM; [gly-] = 60 mM [68].



Los minerales sulfurosos son solubles en soluciones de cianuro y oxígeno, por lo tanto,

algunas especies de azufre estarán presentes en la solución de lixiviación como resultado

de la disolución de minerales sulfurosos. La presencia de estas especies produce un alto

consumo de reactivos, bajo las condiciones convencionales de cianuración que

prevalecen en la lixiviación con oro. La tasa de disolución de la plata suele ser más lenta

que la del oro, lo cual afecta a la cinética de lixiviación y la extracción de los metales

deseados [67].

De acuerdo con Muhammad y Faïçal [67], el azufre elemental no permite la permeabilidad

al cianuro, ya que como se mencionaba con anterioridad y como lo podemos afirmar en

la Tabla VII el azufre tiene un gran impacto en la cianurabilidad [69], lo que sucede es que

el azufre es un consumidor del cianuro y al reaccionar con este forma tiocianato, de

acuerdo con la siguiente Ecuación (15) la cual se modeló en el software HSC [70]:

S°+CN-→CNS

- ∆G°30°C= -21.67 kJ (15)

Por otro lado, Picazo [71] menciona que el S° también puede afectar en la disolución de la

plata, debido a que este ocasiona que la plata se re precipite formando tiocianato de plata

la cual se puede observar en la Ecuación (16) la cual se modeló en el software HSC [70]:

Ag(CN)2

-+S°→AgSCN+ CN

- ∆G°30°C= 32.02 kJ (16)

Lo anterior se puede demostrar con la Figura 14, la cual fue realizada a través del

software Medusa con las concentraciones reales de las especies empleadas en los

experimentos. En donde se observa que el tiocianato se mantiene estable en pH 2 a 12.



Figura 14. Diagrama de distribución de especies del sistema CN-, SCN-.

Condiciones, [SCN-]Tot = 65 mM; [CN-]Tot = 60 mM [68].

Un aspecto que es importante resaltar es que cuando se agrega glicina al medio lixiviante

se obtiene una extracción de S° baja, lo que puede ser indicativo de que la glicina puede

adsorberse en el S° e inhibir su disolución, por lo que en consecuencia las reacciones 15

y 16 ocurririan en menor medida en presencia de la glicina. En cuanto a la jarosita,

contenida en el Material B, Viñals et al.[72] reportaron baja recuperación de plata en

relaves que contienen este compuesto, determinando que la causa de esa baja

recuperacion es que el 70% de la plata estaba ocluida en la red de plumbojarosita.

Salinas et al. [73] mencionan que uno de los problemas involucrados con el proceso de

precipitación de jarositas, es la pérdida de cantidades importantes de plata, plomo, zinc

y cobre que se llegan a incorporar en la estructura jarosítica o se asocian con esta clase

de compuestos. Salinas et al. [73] afirman que la jarosita puede representar una fuente

atractiva de plata y otros valores, ya que los contenidos de plata en estos compuestos

son de alrededor de 250 g/ton de Ag.



5.3 Material BT1: Residuo de lixiviación de calcopirita desulfurado

Este material corresponde al Material B, con un pretratamiento de desulfuración. La

Figura 15 presenta los resultados de las pruebas de lixiviación del Material BT1. El

análisis de los resultados indica que el porcentaje de extracción en la cianuración de oro

y plata fue del 90.50% y 46.71% respectivamente. Por otro lado en el medio lixiviante de

cianuro-glicina, los porcentajes de oro y plata disminuyeron considerablemente, a 82.22%

y 34.16% respectivamente. Finalmente en el medio lixiviante de glicina se observa que el

porcentaje de extracción para el oro fue de 1.91% sustancialmente bajo, y notablemente

particular ya que para la plata se obtuvo un resultado nulo (i.e., 0%). Así mismo, se

observa que la concentración de hierro incremento de 12.98, 16.13 y 16.43%, a través

de los procesos de lixiviación con cianuro, y en contraste, disminuye notablemente en

presencia de glicina.

Figura 15. Porcentajes de extracción de Au, Ag y Fe del Material BT1 en los diferentes sistemas

lixiviantes.

90.50

46.71

12.98

82.22

34.16

16.13

1.91 0

16.46

0

20

40

60

80

100

Au Ag Fe

% E

xtr

acció

n M

BT

1




La Tabla X muestra el análisis químico y las fases de composición del Material BT1,

también se puede observar, que su mayor composición es de plumbojarosita

(PbFe6(SO4)4(OH)12), jarositas y material amorfo, este último esta compuesto

principalmente de azufre y hierro amorfo. Asi como otros elementos de muy bajo

porcentaje de peso como: cuarzo (SiO2), molibdenita (MoS2), yeso (CaSO4(H2O)2),

anhidrita (CaSO4), calcita (CaCO3).

Tabla X. Composición química y fases del Material BT1 antes y después de la lixiviación con cianuro,


Muestra

Análisis Químico

(g/t-%)



Amorfo Ag Au Fe

Material B 1608.69 4.66 13.6 25 17 26 0 32

MBT1 5729.2 5.22 18.6 42 0 7 10 41

CN MBT1 3202.1 0.56 17.6 40 24 0 17 19

CN+GLI MBT1 4206.3 1 17.4 41 26 1 19 13

GLI MBT1 0.01 0.01 0.57 41 0 0 7 52


Considerando los resultados del Material B y realizando una comparación con el Material

BT1, podemos apreciar que en el último material se obtuvieron mejores resultados en la

recuperación de valores, esto debido a que una vez que se realizó la desulfuración, el S°

disminuyó notablemente.

Como se mencionó anteriormente una vez que el azufre disminuyó en el Material BT1, la

extracción del oro aumentó considerablemente, en la plata incrementó un poco, sin

embargo, los resultados aun no son los esperados, esto debido al contenido de la

plumbojarosita y las jarositas las cuales mantienen ocluida a la plata.

Asi mismo la formación de óxidos de hierro y/o hidróxidos insolubles no siempre es

deseable, ya sea antes o durante la lixiviación con cianuro, ya que estos productos

pueden recubrir partículas de oro y pueden reducir la eficiencia de lixiviación, a veces de

manera significativa [71][74] ,lo cual se puede observar en las Ecuaciones (17 y 18) [70].



CN- + 2Fe3+ + OH

- → 2Fe2+ + HCNO

+ ΔG°30˚C =-268.84 kJ (17)

Fe2+ + CN- + OH

- → Fe(CN)

6

-4 ΔG°30˚C =-245.52 kJ (18)

Lo anterior se muestra en Figura 16 se observa que en el rango de pH de la prueba entre

(10 y 11), la especie predominante es el Fe(CN)6

-4 el cual está justo por encima del Fe2O3

precipitado. Es decir, bajo las condiciones de prueba, parte del hierro consume cianuro

(este diagrama fue realizado a través del software Medusa con las concentraciones

reales de las especies empleadas en los experimentos) [68].

Figura 16. Diagrama de distribución de especies del sistema Fe3+ , Fe2+,CN-.

Condiciones, [Fe3+]Tot = 33 mM; [Fe2+]Tot = 33 mM; [CN-]Tot = 60 mM [68].

5.4 Material BT2: Residuo de lixiviación de calcopirita sin desulfurar y pre oxidado

Para el Material BT2, solo se usaron los sistemas de lixiviación de cianuro y glicina,

considerando que al usar los dos reactivos, realmente solo uno trabaja como

acomplejante de los metales valiosos. Como se puede observar en la Figura 17 mejoraron

considerablemente las extracciones de oro en la cianuración obteniendo un 99.50% de

su recuperación, en la plata aumentó a 6.04%, por otro lado en el medio lixiviante de la



glicina no se obtuvieron resultados favorables en la extracción de oro obtuvimos 0% y en

plata un 8.00%.

En cuanto a la disolución del azufre elemental se obtuvó un 29.52% en cianuración y un

27.3% en la lixiviación de glicina. Para la disolución de Fe en el proceso se obtuvieron

solo un 3.48% en cianuración y 0.23% en el medio lixiviante de la glicina.

Figura 17. Porcentajes de Extracción de Au, Ag, S y Fe del Material BT2 en los diferentes sistemas

lixiviantes.

Como se puede observar en la Tabla XI, en base a lo que se tiene de material amorfo

32% y que se obtuvo una baja extracción de plata, cabe la posibilidad que la plata se

asocio a los sulfohidroxidos de hierro formando una especie de argentojarosita amorfa.

Por otro lado se tienen porcentajes considerables de azufre elemental (S°), y otras

especies de porcentajes muy bajos como: cuarzo (SiO2), molibdenita (MoS2), calcita

(CaCO3) y galena (PbS).

99.50

6.04

29.52

3.480

8

27.3

0.230

20

40

60

80

100

Au Ag S Fe

% E

xtr

acció

n M

BT

2

Cianuración Lix. Glicina



Tabla XI. Composición química y fases del Material BT2 antes y después de la lixiviación con cianuro y

glicina.

Muestra Análisis Químico (g/t-%)



Amorfo Ag Au Fe

Material B 1608.69 4.66 13.613 25 17 26 0 32

MBT2 4730 1.86 15.896 0 0 30 13 57

CN MBT2 4834.5 <0.01 16.74 0 0 23 23 54

GLI MBT2 4988 3.23 15.503 0 0 25 8 67


En cuanto a los resultados de análisis e identificación de especies del Material BT2

después de ser cianurado y lixiviado con glicina, las especies como la calcita duplicaron

su contenido (el cual se encuentra en el grupo de otras especies en composición), sin

embargo solo se disminuyó un poco el porcentaje del material amorfo (argentojarosita),

a la cual podemos aludir la baja extracción de plata, ya que esta se encuentra

comunmente asociada con uno o mas minerales tales como: Jarosita de potasio,

plumbojarosita, óxidos de hierro y silice de grano fino. Por lo tanto la recuperación de

plata se reduce durante los procesos hidrometalurgicos como el cianuro y esto se

confirma con la investigación de May et al. [75], quien menciona que la plata a menudo se

encuentra como argentojarosita y como variedades de minerales de óxido y sulfuro.

Despues de la lixiviación, algunos materiales se agotan, sin embargo la jarosita no se ve

afectada. Lo anterior se puede demostrar en la Figura 18 donde podemos observar como

la plata se encuentra ocluida por el hierro los cuales se simulan de color naranja, al igual

que en el azufre (color amarillo) y oxigeno (color rojo).



Figura 18. Poliedros de coordinación de cationes en la estructura de argentojarosita proyectados en

(100). Los elipsoides azul, naranja, amarillo y rojo representan los átomos de Ag, Fe, S y O,

respectivamente. Los elipsoides de desplazamiento atómico representan 75% de probabilidad [76].

5.5 Material BT3: Residuo de lixiviación de calcopirita desulfurado y pre oxidado

Basándose en el Material BT2 se decidió realizar una desulfuración y una pre oxidación

esto con la finalidad de comparar las extracciones de los metales preciosos. En la Figura

19, se puede observar una extracción del 69.84% de oro y un 1.93% de plata en la

cianuración, por otro lado en el medio lixiviante de glicina se observa que en la extracción

de oro se obtuvó un 30.53% y un 0% de plata.

En cuanto a la disolución de Fe en los diferentes sistemas lixiviantes se tienen un 6.69%

en cianuración, un 0% en medio de glicina.



Figura 19. Porcentajes de extracción de Au, Ag y Fe del Material BT3 en los diferentes sistemas

lixiviantes.

De acuerdo a la caracterización realizada al este material en la Tabla XII podemos

observar que el Material BT3 se compone mayormente de material amorfo, para este

material se realizó un balance de reconstrucción mineralógica con el cual se pudo

suponer que este se encuentra mayormente formado por sulfo hidórxidos. Los cuales

posiblemente se formaron por la pre oxidación, limitando asi los porcentajes de extracción

del oro y la plata. Ya que como se menciono anteriormente estas especies afectan el

proceso de lixiviación inhibiendo la recuperación de oro y plata.

69.84

1.936.69

30.53

0 00

20

40

60

80

100

Au Ag Fe

% E

xtr

acció

n M

BT

3

Cianuración Lix. Glicina



Tabla XII. Composición química y fases del Material BT3 antes y después de la lixiviación con cianuro y

glicina.

Muestra

Análisis Químico (g/t-

%)



Amorfo Ag Au Fe

MB 1608.69 4.66 13.61 25 17 26 0 32

MBT3 6811.9 5.43 22.17 0 0 0 18 82

CN MBT3 7465.6 1.83 24.22 0 0 0 25 75

GLI MBT3 8139.6 4.48 26.81 ND ND ND ND ND


ND: Análisis no disponible

5.6 Material BT4: Residuo de lixiviación de calcopirita tratado con NaOH

Debido a los buenos resultados obtenidos en la recuperación de oro y plata del Material

BT1 (el cual corresponde al RLC sometido a una desulfuración con percloroetileno), se

decidió probar el tratamiento de desulfuración con NaOH, dicho tratamiento consistió en

poner el material en una solución de NaOH (1M), durante 2 horas, a una temperatura de

60˚C. En la Figura 20 se presenta los porcentajes de extracción de oro, plata, hierro y

azufre elemental del Material BT4 lixiviado en medio de cianuro.



Figura 20. Porcentajes de Extracción de Au, Ag, S y Fe del Material BT4 en los diferentes sistemas

lixiviantes.

A continuación, se presenta la Ecuación (19) la cual se modeló en el software HSC [70] en

donde podemos observar que ocurre entre el S° y el NaOH.

S°+2NaOH ↔ 2

3Na2S+

1

3Na

2SO3+H2O (19)

Como se aprecia en la Figura 20 se obtuvo una menor extracción de oro y plata del RLC

desulfurado con NaOH (Material BT4), en comparación al Material BT1, el cual es

desulfurado con percloroetileno; no obstante, optimizando la desulfuración con NaOH

sería posible alcanzar mejor resultados en la recuperación del oro y la plata, lo cual es

considerado en trabajos a futuro.

En la Tabla XIII se puede observar que se disminuyó poco el azufre elemental despues

de su tratamiento, en base a la reconstrucción mineralógica podemos inferir que el

Material BT4 esta constituido principalmente por sulfo hidróxidos.

75.05

11.70

26.32

5.79

0

20

40

60

80

100

Au Ag S Fe

% E

xtr

acció

n M

BT

4

Cianuración



Tabla XIII. Composición química y fases del Material BT4 antes y después de la lixiviación con cianuro y

glicina.

Muestra Análisis Químico (g/t-%)


Plumbojarosita Jarositas Azufre Mat.

Amorfo Ag Au Fe

Material B 1608.69 4.66 13.61 25 17 26 32

MBT4 4547.4 3.79 0 0 0 21 79

CN MBT4 4670.7 1.1 0 0 0 18 82

5.7 Resumen de resultados

En la Figura 21, se observa una comparación de los porcentajes de extracción en los

diferentes sistemas de lixiviación y materiales, en donde se puede observar que el medio

de cianuración ha sido el más efectivo para la disolución de los metales deseados. Sin

embargo, la composición de cada uno de los materiales es muy importante ya que las

mejores extracciones se observaron en los materiales con tratamientos previos a las

lixiviaciones a excepción del Material A, ya que este difiere con el Material B.

Figura 21. Recopilación de mejores extracciones en los sistemas de lixiviación.



5.8 Pruebas de consumo de cianuro

En Mexico, se rige la NORMA Oficial Mexicana NOM-155-SEMARNAT-2007, la cual tiene

como objetivo establecer una serie de especificaciones y requisitos de protección

ambiental para todas las etapas, desde la preparación del sitio, su construcción,

operación, cierre y monitoreo de los sistemas de lixiviación de minerales de oro y plata

[77].

Además, considera un método de pruebas que establece el procedimiento para

determinar la peligrosidad de los minerales lixiviados o gastados, el cual fue desarrollado

y estandarizado por esta NORMA para determinar las características que los hacen

peligrosos por su toxicidad a matrices sólidas, como son los residuos mineros y que está

aceptado por la comunidad científica nacional e internacional [77].

Debido a lo anterior se realizaron las siguientes pruebas de consumo de cianuro, las

cuales partieron del Material B durante la cianuración y la cianuración con glicina. En la

Figura 22, Podemos observar que cuando se empleó la glicina en combinación con el

cianuro el consumo de este fue menor respecto a cuando no se utilizó la glicina.

Lo anterior ocurre posiblemente por lo que se mencionó sobre la glicina, de que esta

inhibe la reacción de elementos cianicidas como el S° y el hierro, lo cual permite una

mayor disponibilidad de este en el medio lixiviante.

En base a lo anterior se puede establecer que si bien la glicina no tuvo un efecto

significativo en la extracción del oro y la plata si lo tiene en el consumo de cianuro, lo cual

tiene un impacto mediambiental, ya que el uso de la glicina permitiría la generación de

residuos más limpios.



Figura 22. Consumo de cianuro durante la cianuración y la cianuración con glicina del Material MB.

40

42

44

46

48

50

Cianuro (24 h) Cianuro (48 h) Cianuro con glicina(24 h)

Cianuro con glicina(48 h)

Consumo de cianuro, kg/t



CAPITULO 6

CONCLUSIONES

• Independientemente del tipo de material, o de su composición mineralógica, la

cianuración presentó los valores más altos de extracción de oro (en comparación

con la glicina), a excepción del Material B, el cual presenta un alto contenido de

azufre elemental, que probablemente sea el responsable del consumo de cianuro,

y que finalmente impide la cianuración. Así mismo, la aplicación de la glicina

responde en dos sentidos: como agente lixiviante su comportamiento no fue

significativo; sin embargo, los resultados experimentales permiten reconocer que,

el uso de la glicina reduce significativamente el consumo de cianuro, y, por lo tanto,

permite generar residuos más amigables con el medio ambiente, o para su

posterior disposición.

• En cuanto al Material A se observó mayor recuperación de Au y Ag, debido a la

composición natural del material, ya que este se encuentra como electrum y según

su caracterización, el oro y la plata se encuentran liberados por lo que es más fácil

que se asocien con los agentes lixiviantes, favoreciendo de este modo la

recuperación.

• Para la plata, en todos los casos se observó baja extracción, debido al azufre

(Material B) y a la presencia de plumbojarosita, la cual probablemente contiene a

la plata. Este tipo de jarosita es refractaria a la cianuración y la plata se asocia

fuertemente con el plomo y no así para el oro.

• Los resultados que se han presentado en este trabajo demuestran que la ruta para

la extracción del oro y la plata para el material B, es aplicando un pretratamiento

de desulfuración, en donde se utilizó el percloroetileno a una temperatura de 70°C

y a un tiempo de 1 hora. Posterior a este proceso el sólido es sometido a una

lixiviación con cianuro, cianuro con glicina y glicina.



CAPITULO 7

RECOMENDACIONES A FUTURO

Durante este trabajo, quedaron diversas rutas abiertas para continuar con la investigación

tales como:

• Analizar y proponer la cinética de la lixiviación de oro y plata utilizando glicina y glicina-

cianuro, evaluando el efecto los parámetros del proceso, tales como pH,

concentración, temperatura y tiempo.

• Evaluar el impacto de la presencia de glicina en los métodos existentes para el

tratamiento de efluentes de cianuración.

• Ampliar el estudio de desulfuración y transformación de jarosita, empleando NaOH,

como tratamiento previo o simultaneo a la cianuración, a fin de determinar los

mecanismos de la desulfuración y los parámetros requeridos de acuerdo con el tipo y

concentración de dichas especies en el material a tratar.

• Proponer y evaluar un método basado en carbonatación de los residuos que

contienen jarositas, sulfatos y oxihidroxidos, a fin de evaluar su posterior disolución

con reactivos orgánicos. Ello permitiría obtener un residuo con menos especies

consumidoras de cianuro, mejorando el impacto en costo y medioambiental del

proceso.



CAPITULO 8

TRABAJOS REALIZADOS

• Participación como Ponente en la Jornada de Metalurgia y Materiales 2018,

"Cianuración de oro y plata asistida con glicina"; 8 y 9 de Noviembre 2018 -

Monclova, Coahuila.

• Participación como expositor de Póster en el 1er Simposio de Materiales e

Innovación Tecnológica (CINVESTAV-Unidad Saltillo), "Extracción de oro por

cianuración y lixiviación con glicina"; 3, 4 y 5 de Abril del 2019 - Ramos Arizpe,

Coahuila.

• Participación como expositor de Póster Científicos en el Foro Estatal Coahuila:

Hacia la sociedad del Conocimiento, "Cianuración de oro y plata asistida con

glicina"; 5 y 6 de Noviembre del 2019 - Arteaga, Coahuila.

• Participación como Ponente en la Jornada de Metalurgia y Materiales 2019,

"Análisis de oro y plata por cianuración y ensayo al fuego"; 14 y 15 de Noviembre

2019 - Monclova, Coahuila.



CAPITULO 9

REFERENCIAS

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Primera sección. SEMARNAT. p. 10-37.

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ANEXO I

RECONSTRUCCIÓN MINERALÓGICA

I.I Reconstrucción Mineralógica

Debido a que en este trabajo, se utilizaron materiales reales, y que se tenian diversos

elementos, se optó por realizar una reconstrucción mineralógica, esto con el fin de asumir

que porcentaje tenía cada uno de los materiales en su caracterizacion en el apartado de

material amorfo y saber el comportamiento de cada una de las reacciones. La Tablas de

la I.I al I.VI, muestran los porcentajes de azufre, plomo, hierro y oxigeno.

Tabla I.I Reconstrucción mineralógica de elementos a partir del análisis de fluorescencia de rayos-x

(FRX) de la muestra Material A; los valores se reportan en %.

Tabla I.II Reconstrucción mineralógica de elementos a partir del análisis de fluorescencia de rayos-x

(FRX) de la muestra Material B; los valores se reportan en %.

Descripción de pruebas S Total S° Fe Total Fe Pb Total Pb O Total O

3.327

MA lixiviado con glicina 47.03 0 41.05 0.088 0.71 0.71 4.85 2.187

5.11 1.915

MA lixiviado con cianuro y

glicina39.4 0 33.05 0.001 1.27 0.4040 13.13

0 3.58 0.917

MA cianurado 45.95 0 38.64 0.006 1.73 0

Material A 47.7 0 40.6 0.507 0


26.559

MB lixiviado con glicina 31.76 26.409 14.13 0.151 4.77 0.005 37.17 15.752

46.02 33.452

MB lixiviado con cianuro y

glicina30.04 26.576 14.64 6.638 4.99 0.042 39.92

0.018 40.05 21.658

MB cianurado 22.92 20.084 13.46 6.051 4.59 0.008

Material B 31.75 26.646 13.66 0.326 4.6



Tabla I.III Reconstrucción mineralógica de elementos a partir del análisis de fluorescencia de rayos-x

(FRX) de la muestra Material BT1; los valores se reportan en %.

Tabla I.IV Reconstrucción mineralógica de elementos a partir del análisis de fluorescencia de rayos-x


Tabla I.V Reconstrucción mineralógica de elementos a partir del análisis de fluorescencia de rayos-x


Tabla I.VI Reconstrucción mineralógica de elementos a partir del análisis de fluorescencia de rayos-x



5.694

MBT1 lixiviado con glicina 10.5 5.047 21.68 9.529 7.52 0.006 42.49 23.582

44.07 8.313

MBT1 lixiviado con cianuro

y glicina10.64 1.160 21.12 0 7.83 0.316 43.57

0.133 41.71 20.018

MBT1 cianurado 10.39 0.732 20.61 0.391 7.3 0

Material BT1 13.34 6.417 22.58 10.133 7.83


0

34.61 23.209

MBT2 lixiviado con glicina 0 0 0 0 0 0 0

9.62 34.33 26.233

MBT2 cianurado 5.46 4.659 28.3 28.3 10.18 10.18

Material BT2 8.59 7.789 27.14 27.14 9.62


34.02 31.143

0.268 34.88 27.687

MBT3 lixiviado con glicina 25.02 24.219 19.43 19.43 6.86 6.86

MBT3 cianurado 24.51 23.171 17.84 17.84 6.33

Material BT3 30.25 29.449 16.99 16.99 5.87 5.87 33.7 28.107


47.34

MBT4 cianurado 18.93 18.93 15.43 15.4300 5.46 5.46 47.95 47.95

Material BT4 21.5 21.5 14.08 14.0800 4.87 4.87 47.34



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Dirección de Investigación y Posgrado