Metalurgia del oro (au)

2017

Recopilación sobre la Metalurgia del Oro [Au - Aurum] El propósito de esta información, es dar a conocer las opciones de procesamiento de más uso en la industria aurífica basándose en las características mineralógicas del material a tratar. Se presenta también en el documento, información relevante sobre los distintos procesos productivos de oro.

Antonio Ros Dipl. Ing. Minas0 07/01/2017

Recopilación sobre la Metalurgia del Oro

“La revolución tecnológica ha acaparado nuestros esfuerzos y nuestros recursos desde principios de siglo… mientras que nuestras ideas no han evolucionado lo bastante deprisa para adaptarse a las nuevas técnicas. A la revolución tecnológica habrá que oponer una especie de revolución cultural para impedir que nuestras herramientas de trabajo se tornen algún día más poderosas que nosotros mismos” Aurelio Peccei Simposium sobre energía y materias primas, junio de 1974 en París.

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INDICE 1. EL ORO 2. MINERALES AURÍFEROS 3. PROCESO METALÚRGICO 3.1 Desarrollo Histórico 3.2 Clasificación de los Procesos Productivos de Oro 4. DESCRIPCIÓN DE LOS PROCESOS AURÍFEROS 4.1 4.2 4.3 4.4 4.5 4.6 4.7 4.8 4.9

Fragmentación de los Sólidos Métodos de Concentración Recuperación Pirometalúrgica Tostación de los Minerales Amalgamación Procesos de Oxidación Hidrometalúrgica Procesos de Disolución o Lixiviación Recuperación del Oro desde Soluciones Refinación del oro

5. OPCIONES DE TRATAMIENTO DE MINERALES CON ORO 5.1 Diagramas de flujo 5.2 Diagrama general de procesamiento 6. REFERENCIAS

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1. EL ORO La importancia del oro es casi paralela a la historia del hombre, ya que es un metal conocido desde tiempos tan remotos como el Paleolítico (40.000 años antes de J.C.), y donde ya tenía una determinada utilidad.

Seguramente el primer metal hallado haya sido el oro, y en su búsqueda se encontraron minerales de cobre, de los que extrajo ese metal.

Los romanos lo llamaron metal amarillo ‘aurum’. Es por otra parte el primer elemento mencionado en la Biblia, en donde aparece en más de 400 ocasiones.

El interés suscitado por este elemento esta basado, en principio, en sus propiedades como son: el color amarillo dorado, es el metal más dúctil y maleable, posee alta conductividad eléctrica y térmica, es el más inerte de todos los elementos metálicos y presenta gran estabilidad y resistencia a la corrosión.

Además de estas características, este elemento siempre ha jugado un papel primordial en el desarrollo de la Humanidad, puesto que ha sido un elemento determinante en casi toda la evolución económica del hombre y de los países a lo largo de la Historia.

Con todo ello se quiere señalar la importancia que ha tenido el oro desde tiempos muy remotos, sin embargo, la extracción de este metal empezó a ser importante cuando adquirió cierto valor en la industria como consecuencia de sus propiedades tanto físicas como químicas que lo convierten en un elemento único, así como por su apariencia y su escasez.

El oro, de símbolo Au, cristaliza en el sistema cúbico centrado en las caras con un dimensión de célula de 4.0701 Å. Posee una dureza de 2.5 a 3 en la escala de Mohs y densidad de 19.32 g/cm3. Su punto de fusión es a 1064.18 °C y el de ebullición a 2856.85 °C. No se oxida en el aire ni en el oxigeno a ninguna temperatura; de ahí la expresión metal noble que se le aplica.

Resiste completamente a los ácidos clorhídrico, nítrico y sulfúrico a las temperaturas ordinarias y a 100 ºC, también resiste el ataque de los ácidos bromhídrico, yodhídrico y fluorhídrico.

El acido selénico ataca al oro por encima de 230 ºC. Una mezcla de acido clorhídrico y nítrico (agua regia) lo disuelve fácilmente. El oro es atacado por el acido telúrico cuando está presente el acido sulfúrico.

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Todos los halógenos atacan al oro. El bromo es el más activo, disuelve algo de metal incluso a temperatura ordinaria. El cloro es algo menos activo cuando está seco; pero cuando esta húmedo, o a temperatura elevada ataca fácilmente al metal.

Cualquier mezcla de sales halógenas y agentes oxidantes que desprenden un halógeno disuelven al oro.

El oro no reacciona con el azufre y no se disuelve en el anhídrido sulfuroso, pero es ligeramente atacado por sulfuros alcalinos.

El acido cianhídrico y los cianuros alcalinos reaccionan ligeramente, pero en presencia de oxidantes.

El mercurio reacciona rápidamente con el oro para formar amalgama. Esta propiedad se utiliza para recoger el metal finamente dividido de arena, gravas y minerales pulverizados.

Como es un metal blando, son frecuentes las aleaciones con plata, cobre, paladio y otros metales con el fin de proporcionarle dureza. La triple aleación de oro, cobre y plata es muy maleable y su color es muy semejante al del oro fino, las aleaciones que contienen platino o paladio forman el oro blanco, a menudo usado con piedras preciosas, el oro blanco es usualmente más duro y más durable que otras aleaciones de oro, el zinc y el níquel son otros dos metales comúnmente aleados con el oro para crear nuevas características. La cantidad de oro en estas aleaciones se expresa generalmente en quilates. El oro puro es de 24 quilates.

El oro y sus aleaciones se emplean en joyería y orfebrería por su excelente apariencia y mínimo deterioro. Además, por su buena conductividad térmica y eléctrica, y alta resistencia a la corrosión encuentra su uso en la industria electrónica, médica y mecánica; debido a que ejerce funciones críticas en ordenadores, comunicaciones, naves espaciales, motores de aviones a reacción, también se emplea como pintura dorada en cerámica. El oro coloidal (nanopartículas de oro) se ha desarrollado con fines médicos y biológicos, así como su aplicación en empastes dentales. También es usado como activo financiero.

En la actualidad, no hay metales o aleaciones que posean todas las características y propiedades deseables del oro. En caso de déficit de este metal noble, podrían usarse algunos materiales como sustitutos de emergencia. El platino y el paladio reemplazan el oro en joyería. En los componentes electrónicos, la plata es un sustituto y el aluminio tiene un uso potencial para algunos fines. Los aceros níquel-cromo y cromo-cobalto tienen su aplicación en ortodoncia, en sustitución de las aleaciones de oro labradas en forma de alambre.

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2. MINERALES AURÍFEROS El oro rara vez se encuentra en la naturaleza formando compuestos, a diferencia de otros metales como cobre o zinc, siendo el teluro y posiblemente el selenio los únicos elementos que se le combinan en la naturaleza. Sus presentaciones habituales son en estado nativo o formando aleaciones, generalmente con plata (electrum). Aparece en la naturaleza diseminado en pequeñas cantidades y se halla corrientemente en filones que tienen relación genética con rocas ígneas de tipo silícico. La principal fuente de oro son los llamados filones hidrotermales de cuarzo y oro, donde junto con la pirita y otros sulfuros, el oro fue depositado por soluciones minerales ascendentes que lo contenían.

El oro está simplemente mezclado mecánicamente con los sulfuros y no en forma de combinación química alguna. En la superficie terrestre y cerca de ella, los sulfuros que contienen oro normalmente están oxidados, dejándolo libre y haciendo así su extracción muy fácil. En la mayoría de los filones, el oro está finamente bien dividido y distribuido de forma tan uniforme, que su presencia no puede ser detectada por simple inspección.

Los filones que contienen oro, sometidos a la acción del tiempo y meteorizados, liberan el oro que, o bien queda en el manto del suelo, arenas fluviales, o es arrastrado a los arroyos vecinos para formar placeres. Debido a su gran peso específico, el oro se separa mecánicamente de los materiales más ligeros, de las arenas y lechos de la corriente (James Dana, 1992). También, el oro existe en el agua de mar, pero en tan grande dilución que no es comercialmente factible extraerlo.

Si bien existen distintas clasificaciones geológicas, se pueden proponer siete grupos (J.C. Yannopoulos, 1991): vetas de oro-cuarzo, depósitos epitermales, placeres jóvenes, placeres fósiles, depósitos con oro diseminado, oro en menas de metales no ferrosos y oro en agua de mar.

También se ha propuesto una clasificación de las menas de oro orientada a la extracción del metal (M.S, Prasad et al., 1991): 1. Menas de oro nativo, en las cuales el metal precioso puede recogerse mediante separación por gravedad, amalgamación y/o cianuración.

2. Oro asociado con sulfuros, donde el oro se puede encontrar en forma de partículas libres o diseminadas en los sulfuros.

3. Teluros de oro, generalmente aparecen junto con oro nativo y sulfuros.

4. Oro en otros minerales, con arsénico y/o antimonio, minerales de plomo y zinc y con materiales carbonáceos.

Aunque éstas son algunas de las clasificaciones que se pueden encontrar, desde el punto de vista de la extracción de oro se pueden considerar dos grandes grupos de minerales de oro, los no refractarios y los refractarios.

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En los minerales auríferos no refractarios, el oro se puede recuperar mediante un proceso de cianuración, sin dificultad aparente; mientras que los minerales refractarios incluyen todos aquellos en los que el oro no puede ser recuperado, más de un 80 %, mediante un proceso de cianuración convencional.

Los minerales de oro refractarios son menas no oxidadas o parcialmente oxidadas que contienen principalmente materiales carbonáceos, sulfuros y/o teluros (C. Casparini, 1983). Se puede distinguir entre una refractariedad química y física.

La refractariedad química es relativamente rara y se resume en tres condiciones: 1. Teluros de oro insolubles.

2. Componentes de la mena que pueden reaccionar o descomponer con cianuro.

3. Componentes que consumen oxígeno.

Físicamente se distinguen cinco tipos de minerales refractarios: 1. Los que contienen oro unido o encapsulado a la matriz, siendo ésta de carbón, pirita, arsenopirita o silicatos.

2. Los que contienen aleaciones de oro con antimonio o plomo.

3. Los que tienen oro revestido de mineral; estas capas de mineral pueden ser óxidos de hierro, cloruro de plata, compuestos de manganeso, antimonio y plomo. Dichas capas o películas se forman en el tratamiento de la mena.

4. Los que contienen materiales absorbentes, carbonatos y/o arcillas, los cuales retienen al oro y no dejan que pase a la disolución de lixiviación.

5. Los que sufren descomposición de la matriz: a. Sulfuros que pueden descomponer y formar cianicidas. b. Sulfuros, tiosulfatos, arseniuros y compuestos de hierro que pueden consumir oxigeno. c. Acido húmico que puede interaccionar con los complejos de oro.

Lo más común en estos minerales de oro es que el oro esté ocluido o encapsulado en el mineral. Algunos de los minerales más comunes son: pirita, arsenopirita, calcocita, galena, sulfuros-arseniuros de níquel, minerales de uranio, silicatos, carbonatos, estibinita.

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3. PROCESO METALÚRGICO El oro puede extraerse de los placeres recurriendo a la concentración gravimétrica, debido a la diferencia del peso específico del oro de 19.3 gr/cm3 y de la ganga, que fluctúa alrededor de 2.6 gr/cm3.

El oro que se encuentra en combinación química o disperso en un grano más fino en la mena, no puede recuperarse con facilidad.

Las características mineralógicas de los depósitos minerales en que se encuentra el oro y la forma de su asociación con otros minerales, determinan los requerimientos específicos de los procesos de extracción metalúrgica del mismo. De manera general, el mineral pasa por los procesos de trituración y molienda, lixiviación con cianuro, adsorción en carbón activado, precipitación del oro mediante electrólisis o cementación con zinc, fusión del precitado para la obtención del doré y purificación final hasta la obtención de un lingote de oro de pureza mayor o igual que 99,9 % de oro.

3.1 Desarrollo Histórico Muchos de los métodos usados en la actualidad para la extracción de oro están basados en técnicas que han sido conocidas o se han establecido durante siglos. Entre estas técnicas se puede citar la concentración gravimétrica, la amalgamación, la lixiviación cianurada, la clorinación o cloruración, la cementación con zinc y la adsorción con carbón activo, siendo la combinación de estas la base de los diagramas de los procesos de recuperación del oro.

El oro y el cobre fueron unos de los primeros metales usados por el hombre debido a su existencia en estado nativo y a sus propiedades de maleabilidad y ductibilidad, que permitieron que pudieran ser fácilmente trabajados con las herramientas primitivas.

Hasta la primera mitad del siglo XIX, los métodos utilizados para la obtención del oro fueron principalmente la concentración gravimétrica y la amalgamación, sin embargo estos métodos eran inapropiados para la recuperación del oro asociado con minerales sulfurados, lo que dio lugar a la búsqueda de un proceso hidrometalúrgico efectivo para el tratamiento de estos materiales.

El cloro gaseoso fue descubierto en 1774 y pronto se volvió un producto comercial. En 1848 Plattner propuso un proceso, para el tratamiento de menas de oro, que consistía en pasar gas cloro por la mena molida para producir un cloruro de oro soluble que podía ser disuelto en agua. El oro era entonces precipitado de la disolución con sulfato de hierro (II), ácido sulfhídrico o carbón vegetal. La clorinación se uso comercialmente por primera vez para el tratamiento de las menas provenientes de Deecken (California) en 1858 (C. Schnabel, 1921).

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En la mitad de los años 1860 se utilizaron varios procesos de clorinación en USA, América del Sur y Australia, a menudo complementando los circuitos de concentración por gravedad ya existentes o el tratamiento de los concentrados de sulfuro ricos en el metal. Estos incluían rutas enteramente hidrometalúrgicas en las cuales el cloro se adicionaba a la fase acuosa.

La clorinación se aplicaba muy raramente de forma directa a menas enteras, debido principalmente al alto grado de aislamiento del oro, lo que producía un aumento en los costes del tratamiento. Además, las menas que contenían arseniuros, antimoniuros y grandes cantidades de sulfuros tenían que ser oxidadas con anterioridad a la clorinación, lo que también ocurriría para el caso de la cianuración en el siguiente siglo (C. Schnabel, 1921).

En paralelo con el desarrollo del proceso de clorinación Platter, se desarrolló un pretratamiento de tostación oxidativa para los concentrados y algunas menas antes de la lixiviación.

Un proceso que podía ser efectivo aunque caro y peligroso fue el propuesto por Molesworth en 1891 y que consistía en que el oro podía ser extraído de la pirita por tostación a una temperatura relativamente baja con inyección de oxígeno, pudiendo amalgamar el calcinado a continuación, sin embargo se recomendaba utilizar agua regia si se quería recuperar el oro con carbón activo (Anon, 1891).

Después de los primeros métodos hidrometalúrgicos, ya citados, se empezaron a usar métodos pirometalúrgicos mediante fusión directa de plomo o con fundentes de plomo.

Tanto la disolución de oro de disoluciones cianuro aireadas, como el papel del oxígeno en el mecanismo, fue investigado por Elsner en 1846.

El proceso de cianuración tal y como se conoce en la actualidad fue patentado entre 1887 y 1888 por McArthur y los hermanos Forrest (R.S. Shoemaker et al., 1984-1989).

Los diagramas de flujo de las primeras plantas de oro en Sudáfrica incluían tamizados, trituración, clasificación del total de la roca, molienda, amalgamación, lixiviación cianurada, separación sólido-líquido y recuperación de oro por precipitación con zinc.

Más adelante se logró sustituir la amalgamación directa por un sistema que preconcentraba la alimentación de forma que se reducía significativamente la cantidad de mercurio necesaria en el proceso de amalgamación.

La recuperación de los metales preciosos a partir de la disolución cianurada recibió mucha atención en el desarrollo de la cianuración. Los métodos iniciales de recuperación incluían cementación con zinc (proceso McArthur) y las celdas electrolíticas (proceso Siemens-Halske y Tainton).

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Otros métodos que aparecieron con posterioridad incluían la adsorción con carbón activo, que se consideró en un principio como una posible alternativa al proceso de cementación con zinc, sin embargo la imposibilidad de neutralización del carbón junto con las ventajas de la cementación hicieron que la adsorción con carbón fuera en principio un proceso no competitivo con la cementación.

En 1950 se desarrolló una técnica que consistía en la recuperación del oro del carbón activo mediante una elución; se consiguió así una disolución concentrada de oro que podría ser tratada posteriormente mediante electroobtención. Entre las disoluciones usadas para la elución se utilizaron sulfuro sódico cáustico, el cual no conseguía recuperar la plata, y posteriormente una disolución de cianuro sódico e hidróxido sódico. De esta forma mediante la combinación de los procesos de adsorción con carbón activo y posterior elución se conseguía un proceso más efectivo (S. Martinez, 1996).

La investigación metalúrgica y los trabajos de desarrollo en relación con el oro, durante el desarrollo económico favorable de 1972-1990, fueron muy proliferos, con muchos procesos alternativos y/o perfeccionando los ya conocidos (Período del desarrollo químico).

Los procesos utilizados durante esta época en la industria fueron principalmente: -

Proceso CIP (carbon-in-pulp).

Lixiviación en montones de residuos de menas de baja ley.

Electroobtención y replatinado.

Oxidación a presión de sulfuros.

Cianuración.

Aparecieron además otras técnicas que incluían: -

Oxidación a presión con varios oxidantes.

Sistemas de lixiviación de oro mediante otros reactivos.

Oxidación con ácido nítrico.

Durante este periodo los mayores esfuerzos se dirigieron al tratamiento de las llamadas menas refractarias que eran aquellas de las que la cianuración directa no conseguía una gran efectividad en la recuperación del oro (no más de un 80 %).

Anteriormente, la mayoría de las menas refractarias y los concentrados, como materiales sulfurados, carbonatados, teluros o una combinación de estos, habían sido tostadas hasta la oxidación completa de la parte refractaria de la mena, pudiendo a continuación lixiviar el oro con buenos rendimientos.

Posteriormente se aplicaron tratamientos de clorinación, oxidación a presión, llegando incluso a aplicar la oxidación mediante bacterias, de las menas refractarias, con el fin de mejorar los rendimientos en las siguientes etapas.

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Desde fines del siglo XX hasta ahora, las mineralizaciones de oro se caracterizan por tener bajas leyes de oro -generalmente menores a 3 g/t-, y por tanto, requieren el tratamiento de grandes volúmenes de mineral para poder obtener cantidades económicas de oro. El problema asociado a la necesidad de aumentar el ritmo de tratamiento, corresponde a que se requieren equipos más grandes o mayor cantidad de equipos. Esto ha influido en que los costos asociados al desarrollo de proyectos de oro aumenten considerablemente. El tener costos altos y mineralizaciones de baja ley, obliga a obtener la máxima recuperación posible en el circuito productivo, lo que demanda mayores esfuerzos en el diseño de los procesos.

En la actualidad, entre las áreas que están recibiendo una atención especial se encuentran: 1. Procesos de bio-oxidación, a escala comercial, de menas de oro, especialmente sulfuradas.

2. Mejoras en el tratamiento hidrometalúrgico de las menas sulfuradas.

3. Reemplazamiento de los procesos CIP (carbon-in-pulp) por los procesos RIP (resin-in-pulp).

4. Recuperación de oro de fuentes secundarias.

5. Mejora en el control de efluentes.

6. Electroobtención selectiva y directa de las disoluciones diluidas.

7. Extracción con disolventes del oro a partir de disoluciones de lixiviación.

No obstante, el cianuro ha sido y sigue siendo el reactivo utilizado por excelencia en la lixiviación de oro, por su alta aplicación a gran variedad de menas y su bajo costo.

Además el oxidante utilizado en la cianuración es el oxigeno, que es suministrado por el propio aire lo que hace a este proceso más atractivo.

En contraste con estas ventajas, sabemos que el cianuro es tóxico para el ambiente, no es selectivo, forma complejos con una gran variedad de iones metálicos, su cinética es relativamente lenta y no puede ser aplicado en medios ácidos.

En definitiva, los esfuerzos durante los últimos años se han concentrado en mejorar las recuperaciones de oro, disminuir los costos y lograr procesos más amenos con el medio ambiente. De este modo se han estudiado nuevos agentes lixiviantes, pero al momento ninguno ha podido mejorar el consumo, costo y selectividad por oro sobre otros metales que presenta el cianuro (Flatman et al., 2006).

3.2 Clasificación de los Procesos Productivos de Oro A continuación, se intenta presentar una clasificación simplificada y no exhaustiva de los distintos procesos que se emplean o se han empleado en la obtención del oro:

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Tratamientos mineralúrgicos − Etapa de arranque − Trituración − Molienda − Gravimetría − Separación Magnética − Separación Electrostática − Flotación − Sedimentación Procesos pirometalúrgicos − Copelación − Fusión directa en un baño de plomo − Fundición directa con fundentes ricos en plomo − Fundición con fundentes/refundición con fundentes ricos --en plomo − Tostación oxidativa − Tostación clorurante Procesos de extracción y recuperación del oro en disolución − Amalgamación − Oxidación hidrometalúrgica − Clorinación o cloruración − Lixiviación cianurada − Lixiviación con tiourea, bromo, iodo ó sulfocianuro − Precipitación con zinc − Adsorción en carbon activo − Intercambio iónico − Electrólisis − Extracción por solventes Refinación del oro − Purificación del oro bruto − Refinación por el ácido nítrico − Refinación por el ácido sulfúrico − Refinación por el agua regia − Refinación por el ácido clorhídrico − Refinación por el cloro − Refinación por electrólisis

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4. DESCRIPCIÓN DE LOS PROCESOS AURÍFEROS El primer paso en la obtención de un metal es descubrir el lugar donde exista uno de sus minerales en cantidad adecuada, es decir un yacimiento.

La tecnología actual nos provee de diversas herramientas para ubicar estos posibles depósitos minerales mediante fotos aéreas, interpretación de datos de satélites y la prospección geoquímica y geofísica.

Una vez ubicado el yacimiento donde exista el mineral o mena metalífera se hace las consideraciones necesarias para determinar su explotación económica.

La etapa del arranque se sitúa al comienzo de las operaciones, y tiene por objeto el obtener, por medio de los explosivos y/o medios mecánicos, bloques generalmente voluminosos.

Los fragmentos de roca procedentes de las operaciones de minado contienen dos componentes principales: i).- Componente valioso: el cual contiene compuestos metálicos o no metálicos de interés económico. ii).- Componente no valioso o estéril con muy poco o nada de compuestos de interés económico y al cual se denomina comúnmente ganga.

Es decir, cuando el mineral es extraído de la mina, contiene grandes cantidades de sustancias estériles (ganga), en la mayoría de los casos se debe someter a un tratamiento previo de separación (por trituración y molienda, gravimetría, flotación, separación magnética, etc.). Estas operaciones previas por lo general no producen alteraciones en la identidad del mineral.

El producto final de los tratamientos mineralúrgicos es el concentrado de la especie valiosa, mencionándose la especie de mayor importancia económica.

La siguiente etapa son procesos químicos que se efectúan a altas temperaturas o bien se utilizan soluciones acuosas o corriente eléctrica, esto con la finalidad de eliminar la mayor cantidad de impurezas.

Después que los metales son refinados, se les somete a diferentes tratamientos físicos y químicos para obtener de ellos determinadas cualidades, adaptándolas a las aplicaciones que se les va a dar.

El presente apartado esta descrito en términos técnicos bastante sencillos, de tal modo que puede constituirse como una referencia inicial muy práctica para cualquier persona que tenga interés en conocer esta actividad industrial para la obtención de oro.

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4.1 Fragmentación de los Sólidos La fragmentación de los sólidos en el cuadro del enriquecimiento de los minerales agrupa a un conjunto de técnicas que tienen por finalidad el reducir, por acción mecánica externa y a veces interna, un sólido de volumen dado en elementos de volumen más pequeño. Tiene por objeto el liberar, en el material heterogéneo que constituye generalmente una roca, los elementos valorizables de los minerales de la ganga, o de reducir una materia mineral determinada a unas dimensiones dictadas por la utilización. Además de estos objetivos primordiales, la fragmentación puede tener por objeto el reducir la materia a unas dimensiones que faciliten su manipulación y su acondicionamiento, o el permitir unas reacciones físico-químicas o químicas cuya cinética es función de la superficie de los cuerpos en presencia y, por consecuencia, del estado de división en el cual se encuentran.

La operación industrial comprende diversas etapas que permiten cada vez la eliminación de elementos cuyo grado de reducción es suficiente: a.- La etapa del machaqueo constituye una gama de acción muy extensa: a partir de los bloques obtenidos en la fase precedente, el machaqueo primario proporciona unos elementos de tamaño inferior a los 100 mm. El machaqueo secundario vuelve a tomar estos elementos para reducirlos en otros nuevos de tamaño inferior a los 25 mm. Por fin, el machaqueo o trituración terciaria tiene por objeto, en la secuencia de las operaciones, de proporcionar fragmentos de tamaño inferior a los 10 mm. b.- La etapa de la molienda consiste en reducir los productos suministrados por la trituración terciaria a granos de tamaño comprendido entre 0.4-7 mm. Esta etapa, generalmente, completada o forzada, sobre todo, en materias de minerales metálicos, hasta una medida inferior a 0.4 mm, de manera que esta nueva etapa de reducción, llamada a veces de pulverización, se confunde con la etapa precedente.

Los equipos de fragmentación que se utilizan en la preparación mecánica del mineral pueden clasificarse en diferentes categorías en función de la naturaleza de las fuerzas que actúan: Impacto, compresión, fricción o mixtos.

Lo que los caracteriza es el tipo de fragmentos que generan. Un aparato que actúa por compresión produce una menor cantidad de finos que otro que actúa por impacto y éste, a su vez, menor cantidad de material fino que los que actúa por fricción.

En general, después de la trituración y molienda de la mena, se realiza el proceso de clasificación con objeto substraer los materiales excesivamente gruesos o finos, aumentando el rendimiento de los equipos de fragmentación.

En cuanto a la preparación de la mena aurífera, depende casi enteramente de la naturaleza de la misma y el estado de división del oro. En algunas menas el metal noble 13

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se presenta en partículas gruesas fácilmente recuperables después de una adecuada molienda para la liberación del oro de la ganga acompañante.

La mena, otras veces, es suficientemente porosa, lo que permite obtener una excelente recuperación mediante una molienda hasta un tamaño de grano de 35 o 48 mallas. Con otras menas, donde la ganga es densa e impermeable, o donde el oro está presente en partículas muy finas, es necesario moler la mena hasta un tamaño de grano menor de 200 mallas, para lograr una liberación satisfactoria del oro de la mena.

4.2 Métodos de Concentración Una vez que el material se ha triturado y clasificado de forma adecuada, está listo para los siguientes procesos, para obtener el producto final. El material presenta tres tipos de partículas: -

Con interés económico (el mineral propiamente dicho).

Sin interés económico (estéril).

Partículas con parte de mineral y parte de estéril (mixtos).

En general, el mineral está constituido en su mayor parte (en ocasiones hasta en un 99%) por estéril, por lo que resulta imprescindible que el tratamiento metalúrgico posterior, así como el transporte hasta dicha industria metalúrgica, se efectúe únicamente a los componentes que posean interés económico.

Las técnicas que se utilizan para la presente etapa de separación del material con interés económico de su estéril se relacionan directamente con las propiedades fisicoquímicas y naturaleza de los minerales. Dejando al margen métodos ya en desuso como el estrío a mano (selección de los componentes manualmente) u otros cuya aplicación en el ámbito industrial está en fase de desarrollo (p.e. los tratamientos microbiológicos), los métodos de enriquecimiento más utilizadas en la industria son: procedimientos gravimétricos, separación magnética, separación electrostática, flotación y sedimentación.

1.- Los métodos basados en la gravedad Los métodos de concentración gravimétrica, separan minerales de diferente densidad relativa por su movimiento relativo, respondiendo a la gravedad y a algunas fuerzas.

Frecuentemente son la última resistencia al movimiento que ofrece un fluido viscoso, como el agua o el aire.

Efectivamente, los procedimientos de concentración por gravedad utilizan el efecto combinado de la masa, del volumen y de la forma de las partículas para obtener unas trayectorias de partículas diferentes en un medio líquido, estático o en movimiento. Tres métodos han sido puestos a punto industrialmente: 14

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Método de la capa o manto pelicular fuerte.

Método de la aceleración diferencial.

Método de medios densos.

Para una separación efectiva es indispensable que exista una marcada diferencia de densidad entre el mineral y la ganga. El oro puede extraerse de los placeres, como ya se ha mencionado anteriormente, recurriendo a la concentración gravimétrica, debido a la diferencia del peso específico del oro de 19.3 g/cm3 y de la ganga que fluctúa alrededor de 2.6 g/cm3.

En la práctica, también es necesario el estrecho control del tamaño de la alimentación a los métodos gravimétricos para reducir el efecto del tamaño y hacer que el movimiento relativo de las partículas dependa de la densidad relativa.

Estos métodos fueron perdiendo importancia debido al desarrollo del proceso de flotación, así como el desarrollo de otros procesos alternativos. Sin embargo; en los últimos años muchas compañías han revaluado los sistemas gravimétricos debido al incremento en los costos de los reactivos de flotación, la relativa simplicidad de los procesos gravimétricos y al hecho de que producen relativamente poca contaminación ambiental. Cada vez se usan más las técnicas gravimétricas que recuperan los minerales pesados valiosos residuales de las colas de flotación.

Los concentradores centrífugos constituyen la principal innovación realizada a los implementos de concentración gravimétrica de oro. En un tiempo muy corto, ganaron gran aceptación para la recuperación gravimétrica de oro en minas grandes; frecuentemente en los circuitos de molienda para separar oro libre y evitar sobremolienda y antes de plantas de cianuración o flotación para recuperar el oro grueso. También existen muchas aplicaciones en plantas industriales en la minería aurífera aluvial. Otra aplicación especial para los concentradores centrífugos es la recuperación del oro como un producto secundario, por ejemplo en canteras de grava.

Todos los concentradores centrífugos operan con el mismo principio: básicamente, un recipiente que rota efectúa la separación gravitacional de la carga en un campo centrífugo.

2.- Los métodos basados en el magnetismo Las técnicas de separación magnética consisten en someter las partículas de mineral a las fuerzas magnéticas y mecánicas desarrolladas por un separador. Según sus propiedades magnéticas las diferentes categorías mineralógicas poseen unas trayectorias características de su naturaleza. Se obtiene, de esta forma, unas fracciones separables de composición química y bien particular. Las trayectorias de los granos resultan ante todo de la interacción de las fuerzas mecánicas y de las fuerzas magnéticas. De una forma general, es necesario que, para una fracción mineralógica del mineral, las fuerzas

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magnéticas sean netamente superiores a las fuerzas mecánicas que se ejercen sobre los granos que pertenecen a esta fracción para esperar su separación.

La propiedad de un material que determina su respuesta a un campo magnético es la susceptibilidad magnética. Con base en esta propiedad, los materiales pueden dividirse en dos grupos: materiales Paramagnéticos, o sea los atraídos por un campo magnético.

Entre los fuertemente atraídos están el hierro y la magnetita: entre los normales están la hematita, la ilmenita, la pirrotita y otros. Materiales Diamagnéticos, son aquellos que son repelidos por un campo magnético, como son el feldespato y el cuarzo.

El equipo para la separación magnética se divide en dos categorías: separadores magnéticos de baja intensidad y de alta intensidad, usándose los primeros para materiales paramagnéticos de alta susceptibilidad magnética y los segundos para minerales paramagnéticos de baja susceptibilidad magnética. Ambas separaciones, de baja y alta intensidad magnética, pueden llevarse a cabo en húmedo o en seco.

3.- Los métodos basados en la electrostática La aplicación de las fuerzas electrostática en la separación y la precipitación electrostática necesita la presencia conjunta de dos fenómenos eléctricos: a).- Es necesario que exista un campo eléctrico de intensidad suficiente para que sea posible desviar una partícula cargada eléctricamente. b).- Las partículas deben de poseer una carga de electricidad o presentar una polarización inducida que las permita el sufrir la influencia del campo electrostático. En fin, las fuerzas electrostáticas pueden ser mucho más importantes y mucho más controlables cuando una partícula ha adquirido una carga electrostática que cuando interviene una polarización inducida.

En definitiva, una partícula puede adquirir carga por fricción, por piro y piezoelectricidad.

La facilidad con la cual los electrones ganan o dejan un sólido polarizado, depende de la resistencia ofrecida por la superficie de integración del cuerpo y conductor. Esta resistencia, llamada resistencia interfacial, es función a la vez de la diferencia de potencial de los cuerpos y de los conductores en el punto de contacto, y de la naturaleza físico-química de las materias en contacto. Esta resistencia varía para las materias cristalizadas según los ejes cristalográficos.

Hay sin embargo que considerar, que se pueden realizar, por métodos electrostáticos, no solamente las separaciones sólido-sólido, sino también las separaciones sólido-líquido, sólido-gas, líquido-líquido y líquido-gas (K. Sittel, 1960).

En la práctica, en materia de tratamiento de minerales, se utiliza el sistema de electrificación por convección con más eficacia que los sistemas de electrización por 16

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conducción y por inducción, sobre todo utilizados para los líquidos que se desean depositar electrostáticamente sobre una superficie.

Se aplica como proceso de concentración sólo a un pequeño número de minerales; sin embargo, cuando es aplicable, ha demostrado tener gran éxito. Con frecuencia se le combina con los dispositivos de separación por gravedad y de separación magnética para separar los minerales no sulfurosos entre sí. La separación gravimétrica se emplea para separar la sílice y producir un concentrado global, y luego se aplica una combinación de separación electrostática y magnética para separar los minerales de valor remanentes.

4.- Flotación El estudio de las interfases o intersuperficies constituye la base misma del estudio del proceso de flotación. En efecto, éste consiste en hacer hidrófobas las superficies de ciertas especies minerales, mientras que a las superficies de otras especies se les hace hidrófilas. Los minerales que presentan las superficies hidrófobas se fijan en la interfase aire-líquido. Esta interfase se encuentra materializada, bien por la superficie libre de un líquido (agua) o bien sea por la superficie de una burbuja de aire en el seno de la pulpa.

Por el contrario, los minerales que presentan caras o superficies hidrófilas, permanecen dentro de la pulpa. Resulta de ello un transporte selectivo debido, por ejemplo, al desplazamiento de una película líquida (flotación pelicular) o más comúnmente al rebose de una espuma creada por la aglomeración de burbujas mineralizadas, transportando, a la superficie de la pulpa, los minerales que estas burbujas retienen fijadas (flotación por espuma). El proceso se aplica únicamente a partículas relativamente finas (0.5 mm) ya que si son demasiado grandes, la adhesión entre la partícula y la burbuja será menor que el peso de la partícula, por lo tanto la burbuja deja caer su carga (B.A. Wills, 1981).

La mayor parte de los minerales en estado natural no son repelentes al agua y por tanto conviene agregar reactivos de flotación a la pulpa. Los reactivos más importantes son los colectores, los cuales son adsorbidos sobre las superficies de los minerales y los convierte en hidrofobitos (aerofílicos) facilitando su adhesión a la burbuja. Los espumantes ayudan a mantener una espuma razonablemente estable. Los reguladores se usan para controlar el proceso de flotación, activando o deprimiendo la adherencia de las partículas minerales a las burbujas de aire y también se utilizan para controlar el pH del sistema.

La importancia de la flotación reside en su relativa eficiencia y selectividad, su aplicabilidad a la mayor parte de las especies minerales y a sus altas capacidades por unidad de flotación, lo que permite tratar menas con leyes muy bajas.

La flotación del oro puede hacerse en el metal nativo, teluro o previamente al tratamiento de un mineral refractario de oro, en los casos en que la refractariedad sea 17

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debida a que el oro en forma de polvo muy fino esté encapsulado en la pirita, arsenopirita u otro sulfuro, es decir, forme una solución sólida con el mineral sulfurado.

La flotación del oro libre requiere la extracción preliminar de las fracciones de tamaños mayores por concentración gravimétrica (el oro mayor de 0.2 mm. debe extraerse antes de la flotación). El tamaño límite de las partículas a flotar depende de las formas de las partículas y de sus superficies (B.A. Wills, 1981).

Generalmente se requiere una molienda muy fina para liberar al oro. Cuando la mena está parcialmente oxidada se requieren agentes acondicionadores.

El pH de la pulpa se regula con NaOH en polvo, ya que el CaO actúa como depresor del oro libre e inhibe la flotación de la pirita y de la arsenopirita. Para menas parcialmente oxidadas se utiliza sulfuro sódico, pero con precaución, ya que también actúa como depresor del oro libre.

Mediante este proceso se consigue una recuperación de un 90-95 % del oro (R.S. Pizarro et al., 1991).

5.- La clasificación por sedimentación o clasificación indirecta Existen unos procedimientos de clasificación indirecta basados sobre los fenómenos regidos por las leyes del movimiento de los sólidos en los fluidos. En efecto, cuando un cuerpo cae en el vacío, su velocidad es en todo instante proporcional al tiempo. En un medio viscoso, por el contrario, la resistencia debida a la fricción se opone a las fuerzas de la pesadez o gravedad, de forma que muy rápidamente el cuerpo alcanza una velocidad límite uniforme. La resistencia ofrecida por un fluido al desplazamiento de un sólido se utiliza para la clasificación por sedimentación. Esta clasificación puede ser realizada: -

por equivalencia (sólidos equidescendentes); por densidad (clasificación gravimétrica).

Hay que tener en cuenta que sobre la velocidad absoluta de caída influyen diversos factores, que no pueden ser suficientemente explicados por la diferencia de granulometría de los sólidos, ya que se deben en parte a fenómenos de agregación de partículas, que además son variables según la procedencia del mineral.

Los factores principales que afectan a la sedimentación son: 1.

2.

3.

4.

5.

Forma y dimensiones de las partículas sólidas.

Peso específico de los sólidos y del líquido.

Viscosidad de la pulpa.

Temperatura de la pulpa.

Presencia de electrolitos y floculantes.

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Otros autores también tienen en cuenta a: a. b. c. d. e. f. g.

Método de aplicación del floculante.

Características particulares del sólido a ser mojado.

Sistemas de alimentación.

Tipo de raederas y la velocidad de arrastre.

Existencia de corrientes de convección.

Trastornos por viento o lluvia.

Evaporación.

Como la velocidad de sedimentación depende de la forma y dimensión de la partícula y del peso específico de la misma, es por lo que la sedimentación se aplica para separar partículas de dimensiones diferentes o de peso específico diferente, aunque también se aplica para separar partículas de volúmenes y pesos específicos idénticos, pero de formas muy diferentes.

4.3 Recuperación Pirometalúrgica Los procedimientos que consideraremos son: copelación, fusión directa en un baño de plomo, fundición directa con fundentes ricos en plomo y fundición con fundentes para producir una pasta seguida por refundición con fundentes ricos en plomo.

1.- Copelación La copelación es un proceso de refinado en la metalurgia en el que las menas o metales aleados se tratan a temperaturas muy altas y en operaciones controladas para separar los metales nobles, como el oro y la plata, a partir de metales de base como plomo, cobre, zinc, arsénico, antimonio o bismuto, presentes en el mineral (P. T. Craddock et al., 1995-2003-2007). El proceso se basa en el principio de que los metales preciosos no se oxidan o reaccionan químicamente, a diferencia de los metales de base; así, cuando se calientan a altas temperaturas, los metales preciosos se mantienen aparte y los otros reaccionan formando escorias u otros compuestos.

El plomo se funde a 327 ºC, el óxido de plomo a 888 ºC, la plata a 960 ºC y el oro a 1064 ºC. Para separar el oro y la plata, la mena o aleación se funde a alta temperatura, de 960 ºC a 1000 ºC, en un ambiente oxidante. El plomo se oxida para dar lugar al monóxido de plomo, entonces conocido como litargirio, que es líquido a la temperatura a la que se forma. El óxido de plomo líquido se elimina o se absorbe por la acción capilar en los revestimientos del hogar. Esta reacción química (P. T. Craddock et al.,1995-1998-2008) puede considerarse como: Ag(s) + 2Pb(s) + O2(g) → 2PbO(absorbida) + Ag

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La copelación también elimina los metales comunes presentes en el metal; sus óxidos se disuelven en el óxido de plomo.

Es preciso notar que es la gran diferencia de tensión superficial entre el plomo fundido y los metales preciosos fundidos la que evita a aquellos que sean absorbidos por los revestimientos del hogar.

En definitiva, la copelación tiene como meta la eliminación al estado de óxidos, por medio del plomo, de los metales comunes tales como el cobre, el hierro o el níquel, del oro y de la plata ya que no son oxidables y se quedan al estado metálico.

2.- Recuperación por fusión Los primeros métodos pirometalúrgicos, ya mencionados, incluían: a) Fusión directa en un baño de plomo. b) Fundición directa con fundentes ricos en plomo. c) Fundición con fundentes para producir una pasta seguida por refundición con fundentes ricos en plomo.

Estos procesos generaban aleaciones de plomo-oro-plata en una forma similar, en principio, a la técnica analítica de ensayo a la llama.

Los productos se fundían para eliminar el plomo, dejando una aleación de metales preciosos. Dichos metales preciosos se separaban por cuatro métodos (C. Schnabel, 1921): 1. Disolución de plata con ácido nítrico dejando el oro como residuo.

2. Sulfurizando con sulfuros, pirita o sulfuro de antimonio, para producir sulfuro de plata y una aleación de oro-plata que podía ser purificada con un tratamiento mediante ácido nítrico.

3. Clorinación (proceso Miller), para recuperar la plata como cloruro de plata insoluble dejando el oro como cloruro de oro soluble.

4. Refinado electrolítico en un baño de cianuro potásico.

En cuanto al procedimiento pirometalúrgico convencional de fundición de plomo, implica una serie de procesos tales la como sinterización, la reducción en hornos y el refino. De este procedimiento se obtienen oro y plata como subproductos, pero el procedimiento pirometalúrgico debe controlarse muy bien debido a que genera muchos contaminantes.

En este campo, se propone un método para producir plomo a partir de la pasta de plomo (PbSO4-PbO-Pb) de las baterías "inservibles", y recuperar metales preciosos de concentrados piríticos (H.P. Pietsch et al., 1983). En este procedimiento, la pasta de plomo descargada de las baterías se mezcla con el concentrado, carbonato de sodio y 20

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hierro metálico, y se funde a 950-1100 °C, para producir un bullión de plomo y una escoria rica en hierro y sulfato de sodio. El oro y la plata se recogen en el bullión y se recuperan más tarde en procesos de refinación, tales como el proceso Parkes. En este método se añade zinc al bullión para separar los metales preciosos como una costra rica en oro y plata. La costra se funde para producir una aleación Au-Ag-Zn que pasa a un proceso de descincado (en un destilador) en el que, finalmente, se obtiene metal doré o aleación Au-Ag. En el proceso de recuperación pirometalúrgica, las emisiones de SO2 se reducen mediante adición de carbonato de sodio, ya que el dióxido de azufre se incorpora en forma estable a la escoria de sulfato de sodio. Por otro lado, el carbonato de sodio baja el punto de fusión de la mezcla y reduce la viscosidad de la escoria, permitiendo mejorar la transferencia de especies entre la mata y la escoria y, por tanto, mejora la recuperación de los metales preciosos en el plomo.

Además, puede reaccionar con el sulfuro de plomo (del concentrado pirítico) de acuerdo con las reacciones siguientes: PbS + Na2CO3 = PbO + Na2S +SO2 7PbO + FeS2 + 2Na2CO3 = 7Pb + 2Na2SO4 + FeO + 2CO2 Las emisiones de partículas de plomo y de óxido de plomo también se reducen; en primer lugar, porque la capa de escoria de Na2SO4 formada sobre la mata evita la vaporización de plomo y óxido de plomo, y en segundo, porque este último compuesto se reduce con carbón, lo que permite recuperar, a su vez, plomo atrapado en la escoria: 2PbO + C = 2Pb + CO2 Los resultados experimentales muestran recuperaciones de hasta 97 % de Ag y 98 % de Au, trabajando con una temperatura de fusión de 1100 °C; Na2CO3, 3.5 %; chatarra de hierro (como reductor), 18 % en peso; carbón, 1 %; concentrado pirítico, 26 %; pasta de plomo, 51.5 %; tiempo de fusión, de 15 a 45 min. La variación de este último parámetro depende del tipo de horno empleado, desde un horno eléctrico de inducción, que proporciona una intensa agitación al baño y favorece la cinética de recuperación de Au y Ag, hasta un horno de piso con gas natural, donde la agitación no es tan vigorosa, con lo que se evita la emisión de gases a la atmósfera (J.R. Parga y H. Mercado, 1993).

4.4 Tostación de los Minerales A menudo, para ciertos minerales o concentrados, es necesario efectuar una tostación antes de la disolución – llamada lixiviación.

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La tostación o tueste tiene por objeto el producir un sulfato, un óxido, un producto reducido, o un cloruro.

Como la tostación es una operación relativamente costosa, solo puede aplicarse a materiales de alta ley que puedan justificar los altos costos de este tratamiento. Sin embargo, puede obtenerse el efecto de una tostación oxidante o sulfatizante de minerales sulfurosos de baja ley, mediante su intemperización natural experimentada durante un periodo prolongado de tiempo.

1.- Tostación oxidante Este proceso tiene como objeto liberar las partículas de oro ocluidas o unidas a los sulfuros, arsenopiritas o carbón y destruir el material carbonáceo y cualquier cianícida potencial, obteniéndose un calcinado oxidado y poroso, en el cual el oro está más liberado y por lo tanto más fácilmente accesible para el agente de lixiviación. Es uno de los tratamientos más utilizados, pues consigue eliminar As, S, Sb y otras sustancias volátiles una vez oxidadas, también oxida teluros y metales bases.

En la tostación se pueden producir muchas reacciones de oxidación, dependiendo del mineral matriz causante de la refractariedad, de la temperatura de la tostación y del exceso de aire.

Las principales reacciones, oxidación de minerales piríticos y arsenopiríticos, son fuertemente exotérmicas, siendo las partículas que contienen al oro zonas de generación de calor, teniéndose, por tanto, que controlar la temperatura para evitar la tostación súbita, la fusión de calcitas y la reoclusión del oro en microgranos.

La tostación se puede realizar en una o dos etapas. El proceso en una etapa consiste en la tostación directa del material en una atmósfera oxidante.

Cuando el proceso se realiza en dos etapas, el primer paso, operando bajo condiciones de reducción, crea un producto intermedio poroso, a continuación la segunda etapa de tostación se realiza en atmósfera oxidante para completar la oxidación.

La tostación puede realizarse con aditivos, siendo los más utilizados el cloruro sódico, el carbonato sódico en ausencia de aire o bien una mezcla de Na2CO3/NaHCO3 también en ausencia de aire.

En la práctica se aplica una temperatura de 700 ºC para reducir el tiempo de tostación (típicamente de 12 a 18 horas). Sobre los 600 ºC los metales de importancia tienen una energía libre de formación negativa, implicando que los óxidos deben ser formados bajo esas condiciones. Los productos tostados son luego lavados con ácidos y remolidos para así favorecer la eliminación de compuestos de cobre y arsénico.

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Las condiciones que se aplica en la tostación son generalmente las más eficientes para convertir los metales a óxidos, la reacción es usualmente limitada por el transporte de masa del oxígeno a toda la superficie, por eso un suministro adecuado de aire es necesario y la capa de precipitado debe ser no mayor de 40 a 80 mm.

El color del calcinado es un buen indicador de la calidad del producto, el grado de conversión de metales bases a óxidos, esto por supuesto dependerá de la composición inicial del material, pero idealmente debería mantener un color rojizo, comparando con el negro o gris oscuro del no oxidado o pobremente oxidado. La calcinación puede ser un proceso continuo, dependiendo del tipo de equipo usado y la escala de operación.

Los principales inconvenientes de la tostación son (J.C. Yannopoulos, 1991): -

-

Polución atmosférica, debida a la emisión de SO2, Hg y As. Fusión del calcinado, debido al carácter exotérmico del proceso, que puede dar lugar a una oclusión del oro e impedir la lixiviación.

La posterior recuperación de los metales preciosos es muy sensible a la presencia de contenidos de antimonio y de plomo en el concentrado, ya que estos elementos reducen la permeabilidad de la calcina.

Lavado de los calcinados para eliminar compuestos como sulfitos, arsenitos y sulfuros que son solubles y aumentan el consumo del agente oxidante.

Contenido de calcita, ya que la descomposición de esta da lugar a un aumento de la energía a aplicar en el proceso.

A pesar de esto, la tostación no se considera una tecnología obsoleta, pues es preferida cuando se trabaja con minerales carbonáceos. Debido a ello, este método se ha estado actualizando para disminuir sus desventajas. Ejemplos de ello son la tostación clorurante, reductora y la tostación sulfurante, además de una serie de nuevas técnicas aplicadas a la tostación oxidante, que tienden a hornos de lecho fluidizado con alimentación de mineral molido seco o pulpas muy densas de concentrados de flotación (J.R. Parga, F.R. Carrillo et al., 1991-1995).

2.- Tostación clorurante La tostación clorurante es un tipo de tostación que puede ser utilizado para minerales con contenidos elevados de sulfuros, en la cual se utiliza un agente activo (cloruro de plata, cloruro de sodio, etc.), con el fin de promover la formación de especies estables con el azufre evitando así la producción de grandes cantidades de bióxido de azufre.

Esta tostación es una modificación del procedimiento Longmaid-Henderson utilizado para la extracción del cobre contenido en las cenizas de las piritas.

La elección final que realiza la industria para el agente clorurante a emplear, depende enteramente de consideraciones económicas, por ello en la tostación clorurante industrial se utiliza la sal común. Para realizar esta tostación es preciso que la mena se mezcle con sal común y la operación se realice en presencia de aire.

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Si existe demasiado azufre en la mena, el exceso debe ser desprendido por una tostación oxidante preliminar; si la mena está completamente oxidada, se le añade azufre en forma de pirita o de azufre nativo, en cantidad para completar la reacción.

La reacción de tostación clorurante es la siguiente: MeS + 2NaCl +2O2 = MeCl2 + Na2SO4 Esta misma ecuación es la que se utiliza para los carbonatos siempre que exista un calentamiento previo que descomponga al carbonato en óxido.

También los sulfatos y los silicatos se descomponen por la sal, por existir un intercambio directo de los elementos metálicos y de los radicales, sin la adición de azufre.

La tostación clorurante es utilizada en el tratamiento de las sales del ácido telurhídrico del oro.

Este proceso puede ser realizado en presencia de aire u oxígeno, a una temperatura de aproximadamente 500 a 600 ºC. La cantidad de agente clorurante que se debe adicionar es alrededor de 10 % en peso de la mena para un contenido de azufre de 2.5 - 3 %.

4.5 Amalgamación La amalgamación era en principio el tratamiento del oro, plata y aleaciones de oro y plata, de superficies limpias con mercurio líquido, para formar una aleación que por tener propiedades similares a la de este metal, se denomina amalgama. El mercurio reviste superficialmente al oro y a la plata cuando forma la aleación.

El proceso de amalgamación, conocido desde el siglo XV, es en cierto modo una lixiviación en la que los valores de oro y plata se disuelven en mercurio metálico, pero con la variable de que la amalgama no queda en fase líquida sino sólida.

La amalgama se forma por el contacto entre mercurio y oro en una pulpa con agua. El mercurio puede estar presente en forma de "perlas" dispersas en la pulpa o extendido sobre una superficie (planchas amalgamadoras). De esta forma, las partículas amalgamadas se reúnen unas con otras para dar una masa mayor, con el resultado de que se absorben en una masa plástica que es la amalgama.

Si la superficie no está limpia, o recubierta de grasa, o con óxidos de hierro, teluros o sulfuros, es preciso eliminarlos bien `por raspado, desengrase o ataque con ácido para que sea posible la amalgamación.

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En el caso de las amalgamas, la reacción es cuantitativa y transcurre a gran velocidad, por ello puede ser de gran utilidad en el beneficio de soluciones metálicas complejas ya que permiten una separación rápida y selectiva de cada uno de los metales que las forman.

La recuperación del metal de la amalgama puede realizarse siguiendo dos caminos distintos: a) Por destilación de la amalgama, aprovechando el bajo punto de ebullición y relativamente bajo calor de vaporización del mercurio, con lo que se obtiene el metal más noble y se recupera el mercurio por condensación; la forma de realizarlo es una volatilización sin modificación química. b) Por electrólisis de ánodos, formando ánodos con la amalgama del metal más noble que por electrólisis se produce la disolución anódica del metal noble de la amalgama y su deposición en el cátodo.

En la actualidad, la amalgamación puede estar exclusivamente limitada a la recuperación del oro libre, cuando la mineralización es gruesa (tamaño de grano entre 20-50 mm y 1-2 mm). Se trata entonces del tratamiento final de los concentrados obtenidos en las mesas vibrantes, de sacudidas y sobre cajas o jigs. A menudo, el procedimiento va acoplado con un proceso de cianuración o de flotación.

La recuperación de oro en la amalgamación sobrepasa el 95% cuando está presente en grano grueso y no tiene la superficie enmohecida o cubierta por películas de materias extrañas.

La utilización bruta del procedimiento sobre el material todo uno es ya hoy día prácticamente inexistente; principalmente consecuencia de las pérdidas de amalgama inherente a la tecnología empleada (fijación de amalgama sobre las paredes del molino o mortero), riesgo de envenenamiento del personal por el mercurio y dado que el mineral bruto puede contener ciertos minerales acompañantes y/o impurezas con efectos negativos para el proceso de amalgamación. Algunos de tales problemas se describen a continuación: -

Los sulfuros de arsénico, antimonio y bismuto reaccionan con el mercurio, produciendo una pérdida significativa del mineral precioso y mercurio.

Los silicatos hidratados de magnesio y aluminio podrían interrumpir el proceso e incrementar las pérdidas de oro y mercurio.

Los lubricantes y las grasas, se fijan al mercurio y tienden a atrapar sulfuros, talco, arcillas y otros minerales; causando la flotación del oro, alejándolo del contacto con el mercurio.

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-

El aluminio o el cobre metálico de los detonadores o cables eléctricos, como el plomo metálico y el zinc metálico de baterías se pueden amalgamar, consumir y ensuciar el mercurio.

En definitiva, la amalgamación tiene un inconveniente práctico, para su utilización actual, que es el alto coste debido a las pérdidas de mercurio y el precio de este metal, sin olvidar su alta toxicidad.

4.6 Procesos de Oxidación Hidrometalúrgica La mayoría de los desarrollos en el tratamiento de minerales de oro y plata refractarios se han dado en procesos de oxidación hidrometalúrgica, básicamente en tres áreas: en la oxidación hidroquímica u oxidación atmosférica en medio ácido o alcalino, en la oxidación biológica o bioquímica y, la que ha tenido mayor futuro, en la oxidación a presión con temperaturas altas, también en medio ácido o alcalino (J.R. Parga y F.R. Carrillo, 1995).

1.- Oxidación química Existen varios métodos de oxidación química o hidroquímica. Uno de los principales para los minerales refractarios es la cloración, empleada más para minerales carbonáceos que para minerales piríticos, ya que estos requieren condiciones de oxidación fuertes o severas (V.G. Papangelakis et al., 1989).

Esta técnica de oxidación a presión ambiental se ha aplicado comercialmente para la oxidación de menas sulfuradas carbonáceas, mediante oxidación en medio acuoso de pulpas (M.S, Prasad et al., 1987-1990-1991). El principal propósito del proceso es oxidar el material carbonáceo y el ácido húmico, utilizando el cloro como agente oxidante, y descomponer el azufre pirítico para liberar el oro ocluido en él, para, posteriormente, ser tratado con cianuro en el proceso de lixiviación.

Este proceso puede emplear cloro gas directamente o hipoclorito sódico generado in situ mediante electrólisis de la salmuera contenida en la pulpa.

Se puede lograr una mejora del proceso mediante una preoxidación. Este proceso incluye una “doble oxidación” de la pirita antes de la clorinación, para disminuir el consumo de cloro, es decir, se realiza una etapa de aireación seguida de otra de clorinación (W.J. Guay et al., 1973-1991).

Primero se hace pasar aire en tanques agitados que contienen la pulpa (40-45 % de sólido), con un tamaño de grano fino en una solución de Na2CO3 a un pH aproximado de 6, a 80-86 ºC, reaccionando el oxígeno y el sodio con la pirita y algunos materiales carbonáceos; reacción que produce la oxidación de éstos. Posteriormente, y después de enfriar a unos 50 ºC, se alimenta la pulpa a unos tanques donde se realiza la clorinación, 26

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añadiéndose cloro gas, el cual reacciona con el CaO formando hipoclorito cálcico, El CaO se añade para mantener el pH = 11.

La reacción entre el cloro y la pirita es muy rápida y está controlada por la velocidad de disolución del cloro gas en la disolución. Un exceso de hipoclorito sódico es perjudicial en el circuito de cianuración, ya que reacciona en éste; por ello se controla la adición de cloro en función de la concentración de hipoclorito sódico. También se puede controlar el exceso del mismo, añadiendo bisulfato sódico.

Un exceso de cloruros solubles en la disolución cianurada de lixiviación produce un aumento del consumo de zinc en la etapa de precipitación o cementación, obteniéndose además precipitados poco cuantiosos y con alto grado de impurezas.

Los últimos desarrollos en el área de la oxidación química en menas de oro incluye la clorinación súbita, en la cual se acelera la disolución del cloro gas en la disolución mediante una agitación enérgica, lo que produce un aumento de la eficacia del proceso y una disminución del tamaño del reactor; y el proceso “Nitrox’ que propone la utilización de ácido nítrico para oxidar los minerales sulfurados y arsenosulfurados. Se supone que el NO se recoge y reoxida a HNO3, aunque es un proceso muy corrosivo y difícil de poner en práctica (R, Mensah-Biney et al., 1991).

2.- Oxidación a presión Los minerales sulfurados pueden ser descompuestos rápidamente en medio ácido a temperaturas y presión elevadas, usando oxígeno como principal oxidante. Es por ello por lo que esta técnica se aplica a minerales o concentrados de minerales de oro altamente refractarios, consiguiéndose aumentos del rendimiento de extracción de oro en la etapa de lixiviación de hasta el 99.5 % (J.C. Yannopoulos, 1991).

El proceso de oxidación a presión se realiza en autoclaves, empleándose presiones de oxigeno entre 15-20 atm y temperaturas entre 180-225 ºC, tanto en medio ácido como alcalino; como consecuencia de la misma se produce la oxidación completa de la matriz pirítica, arsenopirítica y carbonatos y se libera el oro de las mismas, con tiempos de residencia comprendidos entre 1 y 3 horas, el cual se recupera en un proceso posterior de lixiviación con cianuro.

Los requisitos más importantes para que la oxidación sea efectiva, en materiales con matriz sulfurada, son: -

Que haya la suficiente acidez en el medio como para lograr unos niveles de hierro que ayuden a la oxidación.

Tener unas condiciones de operación que minimicen la formación de azufre elemental.

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Esta técnica de pretratamiento ha tenido un elevado grado de desarrollo en los últimos años y se ha implantado en numerosas plantas de recuperación de oro.

El proceso de oxidación a presión en medio alcalino ha tenido, hasta la fecha, una menor implantación en los procesos de recuperación de oro; en este medio, el sulfato formado en el proceso de oxidación de los sulfuros se neutraliza mediante adición de agentes cáusticos o de componentes de la ganga, como calcita o dolomita.

3.- Oxidación biológica La oxidación biológica es un proceso por el cual se degradan mediante microorganismos los minerales sulfurados y se libera el oro encapsulado facilitando la lixiviación.

Esta técnica resulta ser una alternativa atractiva comparada con la tostación y la oxidación a presión, debido a los bajos costes y al bajo impacto medioambiental, para el tratamiento de algunas menas refractarias (J.C. Yannopoulos, 1991).

Hay muchos tipos de bacterias capaces de catalizar las reacciones de oxidación del mineral, sin embargo la más utilizada es la Thiobacillus ferroxidans que se puede desarrollar fácilmente en menas piríticas y arsenopiríticas a temperaturas moderadas, menores de 40 ºC (A. Ballester et al., 1988).

Esta bacteria obtiene la energía que necesita por la oxidación del sulfuro y también da lugar a la oxidación del hierro (II) a hierro (III).

El proceso de oxidación bacterial consiste en aplicar bacterias sobre la pulpa mineral, esta bacteria oxida el sulfuro presente liberando al oro que era inicialmente refractario, debido a esto se puede recuperar luego hasta un 85 % del oro por cianuración del producto bioxidado.

Los requerimientos básicos para los microorganismos incluyen: sustrato, aire/oxígeno, agua, acidez, nutrientes; siendo factores claves a la hora de controlar el proceso biológico.

El proceso de bio-oxidación original utilizaba reactores de lecho fijo, como montones y eras; pero trabajos más recientes (A. Bruymesteyn, 1984), indican que los reactores agitados dan mejores resultados. El empleo de estos reactores ha estado restringido, no obstante, debido a la necesidad de tiempos de residencia largos, baja densidad de pulpa , altos costes de energía para la agitación y sistemas de eliminación de calor del sistema.

Más recientemente algunas de estas restricciones han sido eliminadas (R. Mensah-Biney et al., 1991).

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Otras bacterias empleadas son las Thiooxidans y las Sulfolobus acidocaldarius que actúan a mayores temperaturas que la citada anteriormente, 50-80 ºC. Estas bacterias se encuentran en las minas y manantiales de aguas termales.

4.7 Procesos de Disolución o Lixiviación La disolución o lixiviación es el proceso mediante el cual se elimina por aplicación de un disolvente un componente de una mena que es soluble en él y posteriormente se separa de la parte no disuelta de la mena.

Los problemas de la lixiviación son las condiciones mecánicas, químicas y económicas que permitan obtener una disolución con el componente deseado de la mena y con un buen rendimiento. La separación de la disolución no es más que la eliminación del estéril por recuperación del metal útil en la disolución. Esta separación puede ser desde lavar y secar hasta técnicas como la decantación o la filtración.

Para que un mineral metálico sea económico obtenido por el proceso de lixiviación, es necesario que haya un solvente económico que tenga la característica de que sea selectivo, es decir que disuelva de una manera particular al metal o metales que se pretende recuperar y no se combine químicamente con la ganga o parte no valiosa de la roca mineral.

La mena puede ser una mezcla heterogénea u homogénea de varios constituyentes que se presentan en una diversidad de formas físicas y químicas que a menudo precisan una desintegración a fin de conseguir una gran superficie de contacto con el disolvente, para que se pueda originar una reacción química con el constituyente del mineral.

Actualmente el proceso de lixiviación es muy usado y tiene tendencia de mayores aplicaciones, por ser más económico, y en general, menos contaminante que en los casos que tiene que usarse la fundición.

Dentro de los procesos hidrometalúrgicos de disolución más utilizados para recuperación de oro fino, se encuentra la cianuración, que consiste en la disolución de metales preciosos como el oro y la plata en una solución alcalina, este proceso requiere básicamente, de un agente complejante que en este caso es el NaCN y un agente oxidante que es el oxígeno suministrado por el aire.

Existen otros agentes para disolver oro, como el cloruro, el bromuro o el tiosulfato, pero los complejos que se obtienen resultan menos estables, por ello se necesitan condiciones y oxidantes más fuertes que estos. Además estos reactivos son costosos, peligrosos para la salud y el medio ambiente.

La lixiviación de las menas no refractarias de oro puede realizarse directamente obteniéndose buenos rendimientos; sin embargo cuando se tratan menas refractarias es 29

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necesario realizar un pretratamiento, en la mayoría de los casos oxidativo, de dichas menas con el fin de oxidar, entre otros, los sulfuros, teluros y los materiales carbonáceos presentes en dichas menas antes de proceder a la lixiviación.

En cuanto a la práctica industrial, la lixiviación de Au presenta diferentes sistemas de operación que se seleccionan de acuerdo a factores técnicos y económicos en el análisis de un proyecto, algunos de los cuales son: ley de la especie de interés a recuperar, reservas de mineral, caracterización mineralógica y geológica, comportamiento metalúrgico, capacidad de procesamiento, costos de operación y de capital y rentabilidad económica. Las formas de lixiviación más conocidas son: -

In situ

-

Pilas

-

In place

-

Bateas

-

En botaderos

-

Reactores agitados: a presión ambiente y/o en autoclaves

1.- Clorinación o cloruración La clorinación se aplicó ampliamente durante los años 1800, antes de la introducción de la cianuración, para el tratamiento de menas conteniendo oro y sulfuros de oro, los cuales no eran tratables por concentración gravimétrica ni por amalgamación.

La clorinación también se aplicó a procesos de electroplatinado desde principios del siglo XIX, y fue utilizada para el tratamiento de menas refractarias o semi-refractarias como una alternativa a la cianuración (proceso Plattner 1848).

En general, el proceso de cloruración que está basado sobre la solubilidad del oro en agua de cloro, ofrece un medio disponible para la extracción de oro de algunas clases de menas auríferas que no son aptas para la amalgamación o tratamiento económico por cianuración, lixiviación o fundición. Con algunas menas el proceso de cloruración puede dar mejores resultados que el tratamiento por cianuración. Como una norma, es mejor el proceso de cianuración para tratamiento de menas de baja ley, mientras que para el tratamiento de muchas menas refractarias de alta ley, la cloruración da mejores resultados.

El tratamiento de tales materiales por cloruración involucra la tostación de la mena que es la parte más costosa de la operación.

El objeto de la calcinación es la liberación del oro y la conversión de todos los metales presentes, excepto el oro y la plata en óxidos, los cuales son poco atacados por el cloro.

El arsénico, el antimonio y el azufre deben ser eliminados completamente en la

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calcinación; las sales solubles, tales como el sulfato ferroso o el cloruro, no deberían dejarse en la mena calcinada, porque precipitarían el oro de la solución de su cloruro.

La mena calcinada se clorura para obtener el cloruro áurico (AuCl3) soluble en agua.

El cloro empleado en la cloruración se obtiene ya sea de dióxido de manganeso, cloruro de sodio y ácido sulfúrico o de hipoclorito de calcio (polvo de blanqueo) y ácido sulfúrico. En el primer caso el cloro se produce en generadores especiales y en el segundo, en el interior de la misma cuba de cloruración.

La velocidad de disolución del oro en las disoluciones acuosas de cloruro es mucho mayor que la que se alcanza en las disoluciones acuosas de cianuro (G.L. Putman, 1944). La razón de esta mayor velocidad es la alta solubilidad del cloro en agua comparada con la del oxigeno, que es el oxidante usado en la cianuración.

También se ha observado que la presencia de NaCl (3 %) en la disolución de cloro, acelera considerablemente la reacción debido a que los iones cloruro retrasan la disociación del cloro (G.L. Putman, 1944).

Otro de los factores que pueden afectar a la disolución de oro, mediante disoluciones acuosas de cloro, es la presencia de otros iones metálicos. La plata y el plomo reaccionan formando cloruros insolubles en las disoluciones cloro-cloruro. Estos cloruros insolubles pueden reducir la solubilidad del oro debido a la formación de una capa de pasivación que de lugar a una baja recuperación del metal.

El cobre, el zinc y la mayoría de metales de transición forman complejos con el cloruro que son relativamente inestables. De particular importancia son las grandes diferencias que existen entre las constantes de estabilidad de los complejos de cobre en cianuro o cloruro y los complejos de oro en ambos medios; así para una mena en particular, el cobre se disolverá mucho menos en medio cloruro que en medio cianuro lo que será una ventaja en el tratamiento de estas menas oro-cobre. De esta forma se puede conseguir la separación del oro de algunos de los metales mediante lixiviación con cloro en vez de con cianuro, lo cual facilita tratamientos posteriores para la recuperación del metal precioso.

A pesar de todo ello la clorinación presenta una serie de inconvenientes frente a la cianuración: a) El medio es altamente corrosivo y requiere materiales especiales en la construcción de los equipos. b) El cloro gas debe ser controlado para evitar cualquier riesgo de escape. c) El empleo de cloro gas aumenta los costes del proceso en comparación con la cianuración que utiliza el oxígeno del aire.

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Debido a todos estos condicionamientos, el empleo de la clorinación se restringe a sistemas agitados donde puedan ser usados tanque cerrados y se puedan controlar los residuos vertidos al medioambiente. Este proceso se realiza a un pH entre 2.0 y 2.5. La velocidad de absorción de cloro gas se aumenta al disminuir el pH, pero la disolución se vuelve más difícil de manejar.

2.- Lixiviación cianurada La cianuración es el proceso más usado para la recuperación de oro, en especial del oro procedente de las menas no refractarias, pudiendo aplicarse también a minerales de plata.

Como ya se ha indicado, el cianuro sódico es el agente de lixiviación más utilizado para el oro debido a su gran capacidad para extraer a dicho metal de una gran variedad de menas y a sus costes bajos. Además el oxidante más comúnmente utilizado en la lixiviación cianurada es el oxígeno, que es suministrado por el propio aire lo que hace a este proceso más atractivo.

En un sistema relativamente simple de este tipo, el oro se disuelve con facilidad y las únicas condiciones que se requieren son: que el oro esté libre y limpio; que la solución de cianuro, no contenga impurezas que puedan inhibir la reacción y que se mantenga un adecuado abastecimiento de oxígeno a la solución durante todo el proceso de la reacción. Muchos minerales de oro, en la práctica, se comportan adecuadamente a este proceso y los problemas que presenta la extracción del oro son más mecánicas que químicas. Muchos otros, sin embargo, presentan un variado conjunto de problemas químicos, que dependen de los numerosos constituyentes que tiene la mena, tales como el cuarzo, minerales silíceos carbonatos de metales alcalinos que son relativamente inertes a las soluciones de cianuro.

Para explicar la disolución de oro en la disolución cianurada existen varias teorías (J.C. Yannopoulos, 1991), pudiéndose escribir la reacción global como: 4Au + 8NaCN + O2 + 2H2O ↔ 4NaAu(CN)2 + 4NaOH El proceso de disolución del oro en cianuro implica reacciones heterogéneas sólidoliquido, siendo la secuencia de estas reacciones: 1.

2.

3.

4.

5.

Absorción de oxígeno en la disolución.

Transpone de oxígeno y cianuro hasta la interfase sólido-liquido.

Adsorción de oxígeno y cianuro en la superficie del sólido.

Reacción electroquímica.

Desorción de los complejos cianurados solubles de oro y otros productos de reacción de la superficie sólida.

6. Transporte de los productos desorbidos hasta el seno de la disolución.

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Estas etapas dependen entre otras de las siguientes variables: -

-

-

Concentración de oxígeno, que depende de la temperatura, altitud, fuerza iónica del medio, tipo e intensidad. En concentraciones diluidas de cianuro la presión de oxígeno no afecta a la dilución, sin embargo en disoluciones más concentradas el efecto es importante.

Concentración de cianuro, que influye cuando la disolución no se realiza a presión atmosférica ya que en tal caso la reacción esta controlada por la presión de oxígeno. pH, que al ser mayor de 9 durante la cianuración impide que se forme HCN. Presencia de álcalis, ya que entre otras misiones previenen la pérdida de cianuro y neutralizan los compuestos ácidos del proceso.

Presencia de otros metales, los cuales pueden consumir oxígeno y/o cianuro afectando a la velocidad de extracción del oro.

Asimismo, el empleo de altas presiones durante la cianuración hace que se consigan altas extracciones de oro en menas complejas que contienen sulfuros, teluro, selenio, arsénico, antimonio y bismuto. El bajo consumo de oxigeno indica una oxidación limitada de los sulfuros y otros contaminantes, y puede decirse que la cianuración se favorece por el aumento de la solubilidad del oxígeno en la disolución.

El tiempo de operación del proceso a altas presiones es de 3-4 horas para cantidades de mineral de 2.0-2.5 Tm, e incluye tiempos de autoclave de 1.5 horas, siendo, por tanto, un proceso muy costoso (J.C. Yannopoulos, 1991).

Con todo, como ya se ha indicado anteriormente, el método más común para la extracción de menas no refractarias sigue siendo la disolución del oro mediante cianuración alcalina, aunque algunas menas, especialmente las refractarias, no se comporten bien frente al proceso de cianuración convencional, caracterizándose por recuperaciones de oro bajas y un alto consumo de cianuro, por lo cual es necesario realizar un tipo de pretratamiento oxidativo, proponiéndose diversos, como pueden ser: la tostación, oxidación química, oxidación a presión, oxidación biológica, todos ellos procesos previos a la cianuración, y que pretenden hacer que la mena aurífera sea fácilmente atacada mediante una lixiviación cianurante.

Mediante la lixiviación cianurada se consigue recuperar un 75-90 % de oro de las menas tostadas y un 85-95 % de los concentrados.

A pesar de su gran éxito, la cianuración actualmente enfrenta serios problemas de carácter no científico ocasionadas por la alta toxicidad del cianuro. Una de las áreas más activas de la investigación en el campo de la metalurgia está encaminada a la sustitución del cianuro por lixiviantes menos tóxicos y más seguros desde un punto de vista medioambiental. Entre ellos han sido propuestos, la tiourea, el tiosulfato, el bromo, el iodo y el sulfocianuro.

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Además, hay que considerar que la lixiviación de oro por agentes ácidos no cianurados puede ser ventajosa en el tratamiento de menas y concentrados de sulfuros oxidados o parcialmente oxidados, los cuales son ácidos ellos mismos (R, Mensah-Biney et al., 1991).

Aún así, la lixiviación con cianuro seguirá ocupando e1 puesto número uno por muchos años, entre otros procesos hidrometalúrgicos orientados a la explotación de metales preciosos.

3.- Tiourea La tiourea es un reactivo orgánico de formula (NH2CSNH2). El proceso con tiourea fue patentado por dos investigadores rusos I.N. Palskin y M.A. Kozukhova en los años 40 del pasado siglo, quienes posteriormente en la década de los 60, avanzaron en el uso de la tiourea en la disolución del oro (L. Fabregas et al., 1991).

El empleo de la tiourea se ha propuesto como alternativa a la cianuración para el tratamiento de menas de oro sulfuradas o para su uso en situaciones donde los condicionamientos medioambientales dificulten el empleo de cianuro (V.P. Kazalcov et al., 1964-1995).

El oro es capaz de disolverse en soluciones ácidas de tiourea formando un complejo catiónico. Se ha descrito la reacción de disolución de oro de la siguiente manera (A.I. Lapshin et al., 1964): Au + 2CS(NH2)2 → Au[CS(NH2)]2+ + eAlgunos autores han estudiado el empleo de disoluciones de tiourea como lixiviante del oro y la plata (J.B. Hiskey et al., 1984), indicando que el alto consumo de tiourea y la baja velocidad de disolución observadas se atribuyen a un efecto inhibidor producido por el azufre, en la superficie de las partículas de oro formadas, debido a la degradación de la tiourea.

Se ha indicado (R.G. Schulze, 1985), como puede reducirse el consumo de tiourea mediante agentes estabilizantes, el procedimiento implica la adición de SO2 a la solución de lixiviación, controlando así el par redox entre la tiourea y su primer producto de descomposición, el sulfuro de formamidina, y conservando la formación de azufre en un mínimo.

Algunos de los parámetros críticos de la lixiviación con tiourea son pH = 1.4, ajustado mediante ácido sulfúrico; potencial redox, entre 150 mV y 250 mV; concentración de tiourea, 1 %.

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Se ha observado que por encima de 250 mV el consumo de tiourea aumenta mucho, y por debajo de 150 mV el oro no se lixivia. La fuerza electromotriz de la disolución se contraía dosificando MnO2 con peróxido de manganeso.

4.- Tiosulfato Dentro de los lixiviantes alternativos al cianuro se encuentra el tiosulfato, que presenta un comportamiento muy favorable para minerales que contienen cobre y cierta cantidad de materias carbonáceas, además de ser una alternativa no contaminante, en comparación con la alta toxicidad del cianuro.

La utilización de este reactivo se conoce desde 1880, habiéndose introducido mejoras en el proceso tales como la adición de iones cobre y la estabilización del tiosulfato por la adición de SO2 ó H2SO3 (D.M. Liddell et al., 1945-1995). Se tiene conocimiento de su aplicación in situ, pero no a escala comercial.

Aunque en un principio se utilizó tiosulfato de sodio, la disolución de oro en una solución de tiosulfato de amonio es una reacción que puede ser catalizada directamente por la presencia de ión cúprico. En el área anódica el oro es acomplejado simultáneamente tanto por el tiosulfato como por el amoniaco formando un aurotiosulfato Au(S2O3)23- y una amina de oro Au(NH3)2+ respectivamente, siendo el complejo con tiosulfato el más estable termodinámicamente a pH cercano a 10 (D. Zipperian et al., 1988-1995-1999). El agente oxidante del oro metálico aparece en la solución como ión cúprico, a la forma de cuprotetramina Cu(NH3)42+.

Sin embargo, uno de los problemas asociados al uso del tiosulfato es la recuperación del oro desde las disoluciones obtenidas, ya sea por falta de conocimiento al respecto o por la dificultad del proceso mismo (P. Navarro et al., 2006).

5.- Bromo Desde hace muchos años se conoce que el bromo es un poderoso extractante del oro, pero sólo recientemente se ha aplicado para su recuperación. La lixiviación del oro con bromo se realiza utilizando un producto comercial, el DMH, que suministra el bromo (R.G. Sergent et al., 1988-1989).

La reacción global se puede representar por: 2Auº + 3Br2(DMH) + 10NaBr + 6H2O ↔ 4Na(AuBr4) + 6NaOH + 3H2(DMH) Las ventajas de la utilización del bromo son la rápida extracción, la no toxicidad y adaptabilidad en un amplio margen de valores de pH. Los resultados obtenidos por este método son similares a los obtenidos con la cianuración convencional en menas refractarias (A. Dadgar et al., 1989). Por tanto, la 35

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alta velocidad de disolución y los bajos costes de recuperación del proceso hacen esperar una definitiva ventaja económica sobre la cianuración.

Las desventajas que presenta el empleo de bromo son el alto consumo de reactivo y la interferencia en las técnicas de absorción atómica y cromatográficas (ICP).

6.- Iodo El iodo forma con el oro el complejo más estable de todos los halógenos, es capaz de lixiviarlo de su mena en bajas concentraciones y puede penetrar las rocas. Se ha indicado que el iodo no se absorbe en gangas minerales, lo que permite la buena recuperación del agente, reduciendo el coste del proceso (R. Jacobson et al., 1987).

La aplicación de la lixiviación de oro con iodo es un proceso patentado (K.J. McGraw et al., 1979), en la que se describen algunos aspectos del empleo de iodo en la lixiviación in situ, usando un complejo triiodado para oxidar al oro. También han demostrado que el iodo puede ser regenerado electrolíticamente en una celda diafragma.

Las principales razones de que este proceso no compita con el cianuro son el excesivo consumo de reactivo y el alto coste del mismo.

7.- Sulfocianuro En los últimos tiempos, se ha empleado sulfocianuro como agente lixiviante, recuperándose después el metal de la disolución mediante electrólisis (A.J. Monhemius et al., 1974-1989-1992). Es menos tóxico que el cianuro lo que es una ventaja frente al empleo de éste.

4.8 Recuperación del Oro desde Soluciones Una vez realizada la lixiviación el oro puede ser recuperado de la disolución acuosa en la que se encuentra junto con otros metales que también hayan sido disueltos por el agente de lixiviación.

La precipitación del oro en estado de cloruro, se puede hacer empleando diversos reactivos, tales como el carbón vegetal, el sulfato ferroso (FeSO4), el hidrógeno sulfurado (H2S), el sulfuro de cobre (CuS) recientemente precipitado, el sulfuro de hierro fundido o precipitado y otros sulfuros metálicos. Otros precipitantes que no han tenido aplicación en gran escala son: el plomo, zinc, estaño, arsénico, bismuto, antimonio, aluminio, níquel, cadmio, mercurio, plata, hidrógeno, cloruro estañoso, ácido oxálico, solución alcalina de sacarina, azúcar y éter.

En cuanto a la precipitación de oro y plata de soluciones de cianuro, se han usado cinco métodos a saber: zinc, aluminio, carbón vegetal, sulfuro de sodio y electrólisis.

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Recopilación sobre la Metalurgia del Oro

También se pueden considerar los procesos de resinas de cambio iónico y extracción con disolventes.

En cualquier caso, la clarificación perfecta de la disolución acuosa es probablemente el factor más importante para la obtención de un precipitado limpio o realizar adecuadamente la electrólisis. Se debe eliminar todos los sólidos en suspensión de la solución rica, aun aquellas suspensiones coloidales prácticamente invisibles a la vista.

1.- Precipitación del oro con sulfato ferroso ó con ácido sulfhídrico El sulfato ferroso reacciona con el cloruro áurico según la fórmula siguiente: 2AuCl3 + 6FeSO4 → 2Au + 2FeCl3 + 2Fe2(SO4)3 El sulfato de hierro es uno de los más antiguos precipitantes del oro. Se prepara disolviendo el hierro en ácido sulfúrico.

La precipitación del oro con ácido sulfhídrico se efectúa de acuerdo a la siguiente reacción: 2AuCl3 + 3H2S ↔ Au2S3 + 6HCl La precipitación es rápida y el precipitado (Au2S3) se separa de la solución por medio de filtros prensa y, finalmente, se somete a fusión. La recuperación por este método es del 95 %.

2.- Cementación La cementación es el término usado en hidrometalurgia para describir la precipitación de un metal de la disolución de sus sales por otro metal que es más electropositivo.

En general la cementación o precipitación puede escribirse: nMm+ + mN = nM + mNn+ Esta reacción está gobernada por las leyes de las reacciones monomoleculares y está controlada electroquímicamente.

Actualmente al proceso de recuperación de metales preciosos de soluciones ricas desoxigenadas mediante cementación con polvo de zinc se le conoce como MerrilCrowe, y es el método más utilizado en el mundo para este fin.

El zinc ha sido utilizado desde el inicio del proceso de cianuración para la recuperación de oro en solución, debido a su reactividad con el cianuro junto con su capacidad de llevar a cabo reacciones de sustitución, puede ser utilizado para recuperar oro tras un proceso de adsorción con carbón activado, o directamente tras la filtración de la 37

Recopilación sobre la Metalurgia del Oro

solución cargada con oro, llamada solución lixiviada, dependiendo de las condiciones del material y de la escala de la industria, actualmente entre el 25 y 30% del oro del mundo sigue siendo recuperado mediante tratamiento directo con zinc.

La cementación con zinc fue inicialmente realizado en cajas llenas con virutas atadas de zinc. La solución con oro fue filtrada a través de filtros de arena para remover los sólidos suspendidos. Luego las virutas de zinc fueron recubiertas, esencialmente pasivadas con hidróxidos insolubles de zinc, por lo cual el consumo de zinc era alto.

Para aliviar este efecto, se realizaron tres mejoras importantes: • La primera, fue el uso de una sal de plomo; esto fue mejorado por sumergir los grupos de virutas en acetato de plomo.

• La segunda, fue la sustitución por el polvo de zinc en lugar del uso de virutas de zinc (C.W. Merrill).

• La tercera, fue la introducción de la de-aeración de la solución a través del uso de una torre de vacío (T.B. Crowe).

Estos tres cambios se iniciaron en los años 20 del pasado siglo, desde entonces los principales avances para el proceso Merrill-Crowe han sido relacionados a los equipos.

Con el inicio de un pequeño cambio con la introducción de Filtros Stellar, han simplificado la operación, reduciendo los costos de operación e incremento en el tamaño de las plantas.

El uso del proceso básico ha sido expandido para incluir la recuperación del oro proveniente de la elución del carbón y soluciones originadas de una lixiviación intensiva.

La recuperación de oro mediante un proceso de cementación con zinc se aplica de forma muy extensa cuando dicho metal se encuentra en disoluciones cianuradas, sin embargo, es imposible la utilización del zinc para la cementación cuando el oro se encuentra en disoluciones en medio cloro-clorhídrico ya que el zinc es altamente soluble en medio ácido, produciéndose grandes cantidades de hidrógeno y dando lugar a un gran consumo de metal.

Entre los metales que pueden ser utilizados para la precipitación del oro en medio cloruro en el lugar del zinc se encuentra el aluminio, sin embargo los productos obtenidos son generalmente pobres en el metal y necesitan procesos de refinado que resultan altamente costosos.

Es importante mencionar que la cementación con zinc sigue siendo la mejor opción bajo ciertas condiciones de operación, como minerales con alto contenido de plata, materiales muy arcillosos, o una escala de producción no muy alta que justifique la inversión en implementación de procesos con carbón activado.

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Recopilación sobre la Metalurgia del Oro

3.- Adsorción de metales en carbón activo El empleo del carbón activo para la adsorción de oro y plata de disoluciones acuosas ha tenido en los últimos tiempos una mayor aceptación que el procedimiento convencional de precipitación con zinc, debido a una mayor eficacia y tener un menor coste de capital y operación (G.J. MacDougall et al., 1981-1985-1988-1990-1995).

El carbón activo posee la capacidad de adsorber metales preciosos, debido a su gran área superficial de 500 - 1500 m2/gr y por su gran porosidad debido a su estructura carbonosa que pone a disposición del sistema una superficie enorme para adsorber diversas especies. El oro unido a dos cianuros en el complejo en presencia de carbón, forma otra unión química. Un electrón del carbón es compartido por el oro que lo acomoda en un nivel bajo de energía, lo que requiere que el carbón disponga de un electrón con alto nivel energético. Los átomos de carbón están situados en los bordes de los planos basales, tipo grafito, que deben ser grandes para tener electrones de alta energía. El tamaño de los planos basales depende de la materia prima utilizada para obtener el carbón. En el carbón activo los bordes con electrones apropiados se encuentran en las paredes de los mesoporos (2 - 50 nm). Al estar los iones aurocianuro cargados negativamente, se precisan cationes, como el Ca+, que son coadsorbidos asegurando así la neutralidad. La presencia de calcio tiene un efecto adverso, ya que el cianuro se oxida a carbonato sobre la superficie del carbón, con lo que se produce la precipitación del carbonato cálcico que bloquea al carbón activo al tapizarlo. Para evitar esto, de vez en cuando, se lava el carbón con ácido (HCl), que no afecta al oro.

Las diversas técnicas de la adsorción en carbón están en uso en la industria de los metales preciosos en la mayoría de las nuevas plantas.

Estas técnicas son: a.- Carbón en Pulpa (Carbon-in-Pulp, CIP): El carbón activado se mezcla directamente con la pulpa lixiviada y se adsorbe el oro de la solución.

Se usa generalmente para tratar menas de baja ley, alimentadas con carbón granular (628 mallas) en contracorriente con la pulpa cianurada (R.J. Davidson, 1974).

El carbón cargado se eluye, y el oro y la plata en el eluido se recuperan por precipitación con zinc o por electrólisis, con cátodos de acero, utilizando 2,5-3,5 voltios por celda y una eficacia de corriente de 30-40 Amperios.

Davy Mckee Corporation desarrolló una nueva técnica del proceso de carbón en pulpa, basado en un nuevo diseño de los aparatos para poner en contacto la pulpa y el carbón (D. Naden et al., 1986). Consiste en un nuevo intercambiador, que permite manejar concentraciones altas de carbón activo. El aumento de la concentración de carbón, desde un 5 % para el método convencional hasta un 25 % para el método Davy Mckee, reduce 39

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el volumen de etapa en un 80 %. Este nuevo diseño disminuyó el coste de capital de la planta de adsorción en un 20-45 % del coste total de la planta. b.- Carbón en lixiviación (Carbon-In-Leach, CIL): El carbón activado se añade a la pulpa de la mena en los estanques de lixiviación y adsorbe el oro de la solución a medida que el proceso de cianuración toma lugar.

La lixiviación “carbón in leaching” (CIL) o “carbón en lixiviación”, consiste en adsorber el oro en carbón activado al mismo tiempo que se disuelve el oro desde el mineral mediante la aplicación de iones de CN, llevándose a cabo la lixiviación y absorción de los iones de oro al mismo tiempo, dentro los mismos estanques agitados.

El carbón se mueve en contra corriente a la pulpa de mineral que avanza en una serie de estanques agitados.

Una vez terminado el ciclo de cianuración la pulpa es descartada. El carbón cargado con oro y plata se extrae desde los primeros estanques, se lava de restos de pulpa y se envía al proceso de elusión.

La lixiviación y adsorción en carbón simultánea con oxígeno es otro nuevo proceso desarrollado por Hazen Research Inc. (M.S. Prasad et al,. 1991). El proceso consiste en la utilización de oxígeno en lugar de aire. Los ensayos realizados con diferentes menas indican que la velocidad de lixiviación puede aumentar significativamente unas 4.8 veces, cuando se emplea oxígeno en el proceso. Contrariamente a lo esperado, el consumo de cianuro es menor que en el ensayo comparativo con aire.

La principal ventaja de este proceso es la reducción del tiempo de retención; de este modo, tanto la lixiviación como la adsorción de oro se puede llevar a cabo en el mismo número y tamaño de los tanques que en el proceso con aire, y puede ser utilizado para reducir el capital y costes de operación, o para aumentar la producción o mejorar la recuperación de oro en las plantas existentes.

El proceso de carbón en pulpa (CIL) posee importantes ventajas comparativas sobre el de lixiviación agitada y cementación de oro con zinc (proceso Merrill Crowe), dentro de las cuales se pueden destacar: La facilidad que posee el carbón activado para adsorber el complejo aurocianuro ([Au(CN)2]-) no se ve tan seriamente afectada por la presencia de algunos elementos en disolución, como complejos de cobre y níquel, los cuales desfavorecen la precipitación de oro con zinc. Las partículas de carbón se agregan directamente a la pulpa de lixiviación, lo que evita los procesos de filtración y clarificación que se requieren con la cementación.

Las pérdidas de oro son significativamente menores que en una planta tradicional de cementación, por lo que el proceso CIL ofrece ventajas económicas, tanto por lograr 40

Recopilación sobre la Metalurgia del Oro

mayores recuperaciones como en términos comparativos de costos de capital y operación.

Como desventaja se puede indicar que una alta concentración de plata en el relave o mineral a tratar por CIL tendrá efectos negativos en la adsorción de oro, es decir, se necesitarían muchas etapas de adsorción para alcanzar la conversión deseada, lo que lo hace muchas veces económicamente inviable. Otro inconveniente del proceso CIL es el elevado grado de molienda que se requiere para que la reacción de disolución de oro se logre rápidamente. c.- Carbón en columnas (Carbon-In-Column, CIC): Las columnas se rellenan con carbón activado granular y se adsorbe oro desde soluciones clarificadas a medida que esta percola a través de la columna. Se emplea para adsorber oro desde soluciones efluentes de pilas de lixiviación.

El método de lixiviación en pila y adsorción en carbón activado CIC, es más apropiado para minerales que sólo tienen oro y bajo contenido de plata; esto se debe al eventual aumento de la concentración de iones de plata y con ello aumento el tamaño de planta para adsorber eficientemente los complejos de Au y Ag. Por otra parte, la recuperación de oro de disoluciones no cianuradas mediante estas aplicaciones es importante para el desarrollo de los posibles sistemas alternativos de lixiviación de oro como son la lixiviación con cloro, tiourea o tiosulfato.

Finalmente, la desorción del oro del carbón activado, se ha realizado generalmente utilizando los procesos de elución ‘ZADRA” o “AARL” (P.R. Bailey, 1987). Ambas técnicas utilizan un eluyente acuoso de baja fuerza iónica, que produce eluidos pobres que requieren técnicas de electrodeposición para recuperar al oro.

Se ha desarrollado una nueva técnica de desorción, basada en el empleo de un alcohol, generalmente metanol, denominado proceso “Micron”. Este proceso opera como una destilación a reflujo con carbón activo como un medio fraccionante. La principal ventaja del proceso Micron es la producción de volúmenes pequeños de eluidos de oro con concentraciones entre 5000-15000 ppm de oro, recuperándose el oro por electrodeposición en una hoja de aluminio (M.S. Prasad et al., 1991).

El procedimiento Zadra, el procedimiento Zadra a presión y el procedimiento Zadra con empleo de disolventes orgánicos operan por elución directa, y los procedimientos AARL Y Micron Research hacen uso de preimpregnación antes de la elución.

4.- Electrólisis Las reacciones electroquímicas son reacciones químicas heterogéneas que ocurren mediante la transferencia de carga entre un electrodo y un electrolito. Los componentes mínimos que se requieren para una reacción electroquímica son: un ánodo, un cátodo, y 41

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un contacto iónico entre los electrodos (mediante un electrolito), y un circuito eléctrico externo.

Los electrodos son usualmente buenos conductores de electrones. Normalmente los electrodos son construidos con sólidos metálicos o carbón, aunque otros materiales pueden ser utilizados como son los materiales cerámicos o polímeros.

El electrolito es generalmente un conductor iónico efectivo, el cual se encuentra en una solución acuosa de una sal, un ácido o un álcali.

El circuito eléctrico en una celda electroquímica que se divide en dos partes. En la parte externa del circuito eléctrico, la corriente fluye en una dirección, del ánodo al cátodo como un flujo de electrones. Dentro de la celda, la corriente fluye electrónicamente en el interior de la estructura del electrodo y iónicamente en el electrolito, entre ellos. En el electrolito, la corriente de flujo es mediante la migración de iones, aniones hacia el ánodo y cationes hacia el cátodo.

El cátodo es el electrodo en el cual la reducción de las especies ocurre por la ganancia de electrones del electrodo. El ánodo es el electrodo en el cual la oxidación de las especies ocurre mediante la pérdida de electrones para el electrodo.

Para efectuar el balance de carga que existe a través de una celda electroquímica es importante tener en cuenta que la corriente total para la reducción en el cátodo es igual que para la oxidación en el ánodo, y la transferencia de carga ocurre debido a la reacción electroquímica.

Como una forma de recuperar los metales en soluciones lixiviadas se encuentra el método electroquímico, está refinación electrolítica en el proceso, representa la etapa final.

En esta etapa el material es depositado en substrato inerte o del mismo tipo de metal que se va a recuperar, mediante bloque metálicos que permiten la transferencia de los iones de la solución.

La recuperación electrolítica de oro a partir de disoluciones en medio cloruro se aplica comercialmente para el refinado del oro.

El cloro se produce en el ánodo, esto es una ventaja, ya que puede ser reutilizado para la lixiviación, sin embargo es necesario tener cuidado ya que el cloro liberado no puede ser almacenado en un sistema cerrado por el peligro que ello conlleva y debido a la corrosión del equipo.

En la década de los 80 del pasado siglo, se investigó la electrólisis directa del oro a partir de disoluciones cianuradas de oro diluidas, entre 1 y 10 ppm, procedentes de procesos de lixiviación en montones (R.L. Paul et al., 1982).

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5.- Resinas de cambio iónico El proceso esta basado en la utilización de resinas de cambio iónico empleando columnas. El diagrama de flujo es similar al de las plantas de carbón activo en columnas, pero con la diferencia de que no requiere ni presión ni altas temperaturas para eliminar o reextraer el oro de las resinas cargadas, que pueden ser resinas débil o fuertemente básicas (A.J. Gilmore et al., 1967-1984-1986-1990).

En general, la reextracción del oro y la plata cargados en la resina es algo difícil. Las resinas base-débiles pueden ser eluidas por disoluciones diluidas de hidróxido sódico a temperatura ambiente. Las resinas base-fuerte requieren disoluciones concentradas de NH4SCN ó Zn(CN)42- (A.D. Filmer et al., 1982), en este último caso la resina debe ser regenerada usando ácido para romper el complejo cianurado de zinc produciendo HCN gas, el cual debe ser recolectado y readsorbido en sosa cáustica para reciclarlo.

6.- Extracción por solventes Después de realizarse la lixiviación se puede utilizar el método de extracción por solventes para purificar y concentrar los iones metálicos.

El proceso de extracción por solventes (o extracción líquido-líquido) es una técnica de separación, la cual involucra transferencia de masa entre dos fases inmiscibles. El metal es transferido de una fase acuosa a una orgánica o viceversa. Este tipo de técnica se aplica ampliamente en procesos metalúrgicos de cobre, debido su bajo costo y reducido impacto ambiental.

Básicamente, el proceso de extracción por solventes se usa para purificar y concentrar metales. Solo se requiere que el metal específico sea transferido selectivamente desde una fase acuosa a una orgánica. Puede definirse por la ecuación: M(ac) + E(org) ↔ ME(org) donde: el extractante esta denotado por E, y el ion metálico se denota por M. La ecuación representa la siguiente situación: el ion metálico M, que se encuentra inicialmente en la fase acuosa, se pone en contacto con una fase orgánica que contiene al extractante E. La transferencia de M ocurre a través de la interfase, produciendo una nueva especie ME, la cual es soluble únicamente en la fase orgánica.

Este fenómeno se conoce como extracción, y el objetivo es separar el metal, en este caso M, de otros metales o componentes que están presentes en el sistema acuoso. En 43

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procesos metalúrgicos, se requiere un segundo proceso con el fin de transferir el metal de la fase orgánica a una nueva fase acuosa. Esto, que se llama el proceso de reextracción, es lo contrario del proceso de extracción, y requiere que el equilibrio en la ecuación se desplace a la izquierda.

Como se puede observar, la separación y recuperación de un metal puede, al menos en teoría, lográndose a través de dos operaciones básicas de transferencia de masa que involucran dos fases líquidas. Por razones económicas estas deben tener una solubilidad mutua mínima.

Cuando una fase acuosa que contiene metales se mezcla con una fase orgánica, constituido por un extractante selectivo, el metal se distribuirá entre las dos fases. Esta distribución es, en el caso de iones metales, de acuerdo con su naturaleza química y la afinidad. El proceso básico de extracción depende esencialmente de un cambio de posición del equilibrio químico del sistema de dos fases.

Las reacciones químicas ocurren entre las especies metálicas presentes en la fase acuosa con uno o más componentes de la fase orgánica, llamado solvente. Cuando existe un ion metálico en una solución acuosa como ion hidratado, la tendencia a transferirse a la fase orgánica es muy pequeña Para lograr la transferencia requerida se debe modificar de alguna manera al ion. Para convertir el ion metálico a una especie extractable es necesario neutralizar su carga y reemplazar una parte o toda su agua de hidratación por alguna otra molécula o ion. Para lograr esto se puede: -

Forma una especie neutra (complejando el metal iónico con un ion de carga opuesta) y al mismo tiempo remplazando una parte o toda el agua del metal.

Obtener complejos que provienen de la formación de especies neutras con un extractante.

Reemplaza el agua de hidratación del metal ion con moléculas del solvente.

El proceso completo convierte un ion metálico hidrofílico en una especie hidrofóbica.

En los sistemas de extracción de metales es de fundamental importancia la naturaleza de las especies metálicas. Se clasifica los sistemas de extracción de la siguiente manera: -

Aquellos relacionados con formación de compuestos.

Aquellos relacionados con la asociación de iones.

Los relacionados con la solvatación del metal ion.

Algunos extractantes pueden pertenecer a más de una clase, dependiendo en gran medida de las condiciones del proceso.

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Recopilación sobre la Metalurgia del Oro

En la industria de metales preciosos la extracción por solvente puede llevarse a cabo en un proceso continuo, cuyas ventajas son las siguientes: 1.

2.

3.

4.

5.

6.

Habilidad de manejar pequeñas cantidades de solución.

Buen control de inventario.

Operación automatizada y menos intervención del operador.

Multi-etapas y contra corriente de extracciones y separaciones.

Permite el uso de extractantes con lenta extracción.

Inventarios reducidos de metales preciosos y orgánicos en el circuito.

Una vez que se obtiene los iones metálicos deseados purificados y concentrados en la solución ácida de reextracción, se puede recuperar los metales en forma sólida por electrodepositación o precipitación reductiva.

Por otra parte, las cinéticas de la extracción con disolventes son más rápidas, normalmente, que las de los procesos de adsorción con carbón y de cambio iónico y pueden alcanzarse altos valores de extracción en pocos minutos. Esto se atribuye a las mejores propiedades de transporte de materia del sistema líquido-líquido. Sin embargo las cinéticas de reextracción suelen ser algo más lentas.

Es decir, los agentes de extracción líquidos ofrecen algunas ventajas, frente al carbón activo y a las resinas de cambio iónico, como son: rápidas cinéticas de extracción y altas cargas de oro en la fase orgánica. Estos factores reducen los requerimientos de los equipos del proceso y simplifican los requerimientos de refinado del producto.

Entre los distintos tipos de agentes de extracción que pueden ser empleados para la recuperación de oro se pueden citar: -

-

Reactivos órgano-fosforados neutros como el TBP, o el TOPO (M.B. Mooiman et al., 1970-1971-1990-1991).

Reactivos de solvatación oxigenados como son los éteres, ésteres, cetonas y alcoholes, que se pueden usar en distintos medios como cloruro, bromuro, cianuro, nitrato, sulfato (S. Amer, 1983).

Aminas y sales de amonio cuaternario (F.G. Seeley et al., 1971-1983-19881990).

Agentes de extracción ácidos como son los ácidos carboxílicos y los derivados del ácido fosfórico (S. Facon, 1993).

Otros reactivos menos usados son los óxidos de amina, compuestos derivados del petróleo, compuestos que contienen azufre tales como sulfuros, sulfóxidos de dialquilo, ácidos dialquiltiofosfóricos y dialquilditiofosfóricos (G.N. Shivrin et al., 1966-1974-1977-1983).

Aunque se ha estudiado la aplicación de estos agentes en casi todos los medios acuosos, los medios cloruro y cianuro son los que mayor interés tienen en la recuperación del oro.

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En los últimos años se han introducido en el mercado nuevos agentes de extracción, que abren nuevas posibilidades en la aplicación de esta técnica en la recuperación de los metales, pero de los que en muchos casos se desconocen todavía los mecanismos químicos responsables de la extracción de los metales.

Sin embargo su uso para la purificación y concentración de oro de disoluciones de lixiviación diluidas aunque ha sido propuesto, no se ha aplicado comercialmente de una forma muy amplia, hecho que puede ser debido a que es una técnica novedosa, si se compara con otras (cementación), y evidentemente a que en muchos casos no existe un conocimiento profundo de la química de los agentes de extracción en relación con este metal. Esta técnica tiene una amplia aplicación industrial en la recuperación de otros metales, especialmente el cobre y el uranio.

No obstante, la extracción con disolventes ha sido aplicada industrialmente para la separación de oro, de los metales del grupo del platino y de los metales base durante el refinado de los metales preciosos (J. Banes et al., 1982), compitiendo favorablemente en este campo con la técnica de electrorefinado.

4.9 Refinación del Oro Es sabido que el oro obtenido por cualquiera de los procedimientos conocidos puede contener varios metales que lo impurifican. Entre estos figuran el cobre, arsénico, antimonio, bismuto, plomo, zinc, selenio, teluro, mercurio, etc., sin contar la plata que siempre está aleada con oro.

Los primeros métodos que refinaban este metal eran procedimientos pirometalúrgicos, como la copelación, que aunque podían eliminar los metales menos valiosos, por ejemplo los metales base, no eran capaces de recuperar o eliminar a los otros metales preciosos, en particular la plata, por lo que el oro que se obtenía no presentaba una elevada pureza, valor que podía variar entre 65 a 90 % de oro Pese a todo, estos procesos considerados como clásicos se han venido utilizando con frecuencia por los principales países productores de este metal, y no es hasta este último cuarto del siglo XX cuando se ha desarrollado nuevos procesos, estos han pretendido cambiar completamente la tecnología y los procedimientos para la recuperación de este metal precioso y estimado.

Generalmente, se asume que los procesos de refino de este metal empiezan cuando ya se tiene un material en el que el contenido de oro empieza a ser importante, normalmente, y antes del proceso de refino, no existe un control muy estricto respecto a las impurezas que acompañan al oro, y estas restricciones solo conciernen al cobre y a los materiales carbonáceos, que consumen al agente de lixiviación, cianuración, y contribuyen a la propia destrucción del agente de lixiviación en exceso.

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Por lo tanto, las restricciones en cuanto al control y eliminación de las impurezas solo se empiezan a considerar cuando comienza el proceso de refino del metal.

La refinación del oro consiste en hacer dos operaciones para obtener el oro fino: La primera, llamada también “Purificación del oro bruto” tiene por objeto la eliminación de todos los metales menos la plata, y la segunda, el refino propiamente dicho, que consiste en la separación de estos dos metales para obtener el oro en su máxima ley de pureza (99.9% de oro).

Consecuentemente, las materias primas que alimentan estas plantas de refino pueden proceden entonces de: -

Operaciones de minería-metalurgia propias del metal.

Lodos anódicos procedentes de la recuperación de otros metales.

En este apartado se describen principalmente los procesos conocidos para la refinación del oro procedente de la metalurgia de este metal, considerando algunos procesos específicos para el refino de los lodos anódicos de otras metalurgias.

Los procesos empleados en la llamada “purificación del oro bruto” son: 1.- Destilación y condensación del mercurio Dependiendo del tipo de mineral a procesar (mineralogía) algunos contienen significativas concentraciones de mercurio (> 0.1 - 0.5 %) y deben ser tratados para removerlos antes de la fundición del precipitado. Este tratamiento debe ser realizado para minimizar la emanación de gases tóxicos de mercurio a la atmósfera durante las siguientes etapas del proceso.

Por su alta presión de vapor relativa (1.3 x 10-3 mmHg a 20 °C) comparada con otros metales (Au = 10-10, Ag = 10-22 y Pt < 10-22 mmHg), el mercurio puede ser separado eficientemente de otros metales preciosos o bases por una simple destilación. El mercurio es removido por Retortas, hornos especialmente diseñados para este fin. El punto de ebullición de Hg es de 357 °C, las temperaturas típicas aplicadas son de 600 700 °C para vaporizar todo el contenido de mercurio. Estas temperaturas son similares a las aplicadas para la tostación o calcinación y otras reacciones que ocurren bajo estas condiciones también son aplicadas durante la Retorta.

La temperatura de la retorta es incrementada lentamente para secarlo completamente antes de vaporizar el mercurio y para dar tiempo a que el mercurio migre hacia la superficie. El sistema es mantenido a máxima temperatura durante dos a tres horas para asegurarse la total volatilización del mercurio. Remociones sobre el 99% son fácilmente obtenidas en las refinerías.

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Las retortas son operadas bajo una ligera presión negativa y el vapor del mercurio es usualmente recuperado dentro de un sistema de condensación por agua. El vapor es rápidamente enfriado a menos del punto de ebullición (357 ºC) y el mercurio líquido es colectado bajo agua para evitar la reevaporación.

2.- Proceso de fundición El Proceso de fundición consiste en obtener el metal doré a partir del precipitado proveniente del proceso de eliminación del mercurio. El propósito de la fundición es retirar metales y otras impurezas del alto grado que se concentran, para producir un lingote de oro-plata que contiene típicamente los metales preciosos del 95%. El producto fundido, llamado lingote de doré, es conveniente para la venta directa y/o para la refinación adicional.

La fundición, o el proceso fusión, es llevado a cabo calentando el material en presencia de la escoria de modo que forma flujos a temperaturas por sobre el punto de fusión de todos los componentes de la carga, típicamente entre 1200 °C y 1400 °C. El oro y plata fundidos en una aleación es más pesada que la escoria y se depositan en el fondo del recipiente de la fundición. El tiempo que se demora en fundir completamente la carga no solo depende de la calidad de la escoria que se forma sino también de la composición química de la aleación Oro-Plata.

Si el Cobre no es eficientemente oxidado y removido en la escoria, permanece en estado metálico y puede formar parte del Doré, alterando su punto de fusión. Se forma entonces una aleación ternaria Ag-Au-Cu. Los fundentes tradicionalmente utilizados en el proceso son: La sílice y la adición de los óxidos del sodio y del boro. Por lo tanto, las mezclas del borato de sílice-sodio se utilizan comúnmente como flux. Otros productos químicos se pueden agregar al flux son: Fluoruro de calcio, Carbonato de sodio y otros agentes oxidantes, tales como nitrato de sodio y dióxido del manganeso. Las composiciones del flux se seleccionan para optimizar calidad de la escoria y para maximizar el tiempo de uso del crisol o del horno.

En cuanto a los procesos empleados para el refino propiamente dicho, consideraremos los siguientes: 1.- Proceso con ácido nítrico El ácido nítrico es un eficiente reactivo para abordar la disolución de los metales base y la plata que puedan acompañar al oro; sin embargo, el oro contenido en el material de partida no debe exceder el 30 % para no perder eficiencia del proceso (R.M. Nadkarni et al., 1990).

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El ataque se realiza hasta conseguir la total disolución del cobre y la plata; esta reacción produce desprendimiento de vapores nitrosos, cuyo cese indica la culminación de la reacción por agotamiento del ácido nítrico o por saturación de la solución con iones metálicos. El residuo marrón oscuro que permanece en el fondo del recipiente es el precipitado de oro o cemento de oro. Este cemento de oro, dependiendo de su pureza, directamente puede ser lavado, secado y fundido, o de lo contrario es disuelto con agua regia para lograr la completa purificación. Cabe anotar que el ácido nítrico, además del oro, no logra disolver el platino, el rodio, ni el iridio.

De la disolución resultante, la plata se recupera mediante precipitación como cloruro de plata, seguido de una etapa de cementación del residuo clorurado con zinc o hierro. La plata que queda como residuo igualmente se lava, se exprime, se seca y se funde en lingotes.

La disolución o disgregación de metales preciosos se lleva a cabo en lugares convenientemente dotado de un sistema de evacuación de los vapores tóxicos y estufas de calentamiento con control térmico.

Algunas desventajas que posee este proceso son: -

La formación de compuestos del tipo NOx, que es necesario recuperarlos y reciclarlos.

La aleación de la plata con el oro si el contenido de este último es superior al 30%.

La presencia de ciertas impurezas que como el arsénico, antimonio y estaño no se eliminan fácilmente con el ácido nítrico.

La ventaja de este sistema reside en que el oro no abandona nunca su estado sólido y por lo tanto cualquier error podrá dar lugar a que la eliminación de las impurezas o de los metales no deseables no sea completa y que, el resultado final, sea un oro con el titulo más bajo de lo deseable pero lo que no puede suceder, es que se tengan perdidas por no hacer lo correcto y que precipite un metal disuelto con anterioridad. Con este procedimiento, en caso de error, basta con volver a comenzar y las únicas pérdidas posibles son las debidas a un descuido en los lavados y que se vaya el oro junto con las aguas procedentes de los mismos, lo cual se puede evitar fácilmente por medio de un filtrado.

Insistiendo sobre lo dicho con anterioridad, antes de proceder al afinaje, si se desea evitar problemas, será necesario un análisis para determinar el titulo del metal que se pretende afinar, tanto para estar seguro de lo que va a salir como para saber qué es lo que habrá de añadir para estar dentro de unos límites óptimos de trabajo. El lingote resultante será oro fino de 99.0 a 99.8 % de pureza. Tanto más puro cuanto más cuidado se haya dedicado a cada una de las operaciones.

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2.- Proceso con ácido sulfúrico Este reactivo no ataca al oro aunque esté concentrado y caliente, razón por la cual se usa también para la separación del oro y de la plata (A. Leigh et al., 1981-1986).

Como en el caso del ácido nítrico, este procedimiento necesita de la aleación con plata del material aurífero para rebajar el contenido neto de este metal precioso y permitir la lixiviación con ácido sulfúrico, que en el caso de la plata, la relación óptima está comprendida entre 2-5 Ag /1 Au. La cantidad de metales comunes presente en la solución debe ser estrictamente controlada, pues sus sulfatos, especialmente el de cobre y el de plomo son poco solubles en el ácido sulfúrico concentrado; en consecuencia, impregnarían la aleación, impidiendo su disolución.

La operación dura varias horas, por tanto es imprescindible remover los granos valiéndose de una varilla de hierro, con objeto de que se desprendan los sulfatos que hayan podido formarse, dejando libre a la aleación para que pueda someterse a la acción del ácido sin dificultad.

La plata puede ser precipitada de la solución de sulfato con cobre, hierro o sulfato de hierro. El precipitado de plata es lavado con agua hirviendo, prensado, secado y fundido, siendo la pureza de 99.8 a 99.9 %.

Si se ha utilizado cobre, éste se recupera por electrólisis o por evaporación y cristalización.

La precipitación por hierro tiene la ventaja de economizar el combustible y el vapor para calentar la solución, además de que el hierro es un precipitante muy barato y puede ser recirculado al proceso como sulfato ferroso para precipitar cantidades frescas de sulfato de plata.

El residuo insoluble que queda cuando la aleación se trató por el ácido sulfúrico, contiene oro y algún remanente de plata, motivo por el cual tiene que tratarse varias veces por este reactivo; separando los sulfatos que se forman por medio de lavados.

Para completar la refinación, pues siempre queda alguna plata, a pesar de repetirse estas operaciones, se calcina el oro añadiéndole su mitad en peso de bisulfato de potasio, con lo cual parte de la plata adicional se convierte en sulfato. La masa fundida es hervida con ácido sulfúrico y lavada otra vez, y después se funde con salitre y cenizas de huesos. La ley de oro por este método de refinación alcanza 99.9 % de pureza.

En los tiempos de definición del proceso, una de las principales ventajas del mismo era la producción de sulfato de cobre, que por entonces era un valor económico para la industria. En cambio, la desventaja del proceso era que producía SO2 y que el material 50

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de partida que contuviera plomo no se podía tratar debido a la formación del sulfato de plomo que acompañaba al oro en el resto del proceso.

3.- Proceso con agua regia El agua regia descubierta en el siglo VIII por parte de Jabir Ibn Hayyan (720-813), fue la primera solución capaz de disolver el oro, y de igual forma fue el primer medio ácido utilizado para extraer dicho metal.

Esta solución altamente corrosiva y de color amarillo, está compuesta por la mezcla de ácido nítrico concentrado y ácido clorhídrico concentrado, generalmente en la proporción de uno a tres. El agua regia no es muy estable, por lo que debe ser preparada antes de ser utilizada.

Aunque el agua regia disuelve el oro, ninguno de sus ácidos constituyentes puede hacerlo por sí solo. El ácido nítrico es un potente oxidante, que puede disolver una cantidad minúscula (prácticamente indetectable) de oro, formando iones de oro. El ácido clorhídrico, por su parte, proporciona iones cloruro, que reaccionan con los iones de oro, sacándolo de la disolución. Esto permite que el oro siga oxidándose, hasta que acaba disolviéndose.

Hasta hoy el agua regia es usada para la refinación del oro, aprovechando su alta capacidad disolvente basada en el cloro libre producido. La ecuación química que representa la disolución de oro en agua regia es la siguiente: 2Au + 2HNO3 + 6HCl → 2AuCl3 + 2NO + 4H2O El uso de agua regia está estrictamente limitado al bullión de muy alto grado, donde la plata no ascienda a más de 5 % ó cuando el bullión contenga suficiente cobre para exponerlo al ataque a pesar del exceso de plata. La presencia de este metal no es recomendable debido a la tendencia del AgCl a formar, sobre el material, capas densas que no permitieran el posterior ataque.

El proceso difiere de los dos anteriores porque el oro pasa junto a los metales base a la disolución acuosa, mientras que la plata permanece en el residuo, del que se recupera mediante cementación.

La disolución acuosa que contiene el oro se evapora a sequedad con el fin de eliminar los nitratos que interfieran en las etapas posteriores y el residuo se disuelve otra vez en ácido clorhídrico.

El oro se puede recuperar por varios procedimientos en los que se utilizan medios como SO2, FeCl2, FeSO4, ácido oxálico, bisulfito de sodio y peróxido de hidrogeno (E. Stern et al., 1980-1983-1986). Se obtiene un metal de 99.90 % de pureza.

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Las mayores desventajas del procedimiento son el elevado coste de los ácidos, el alto costo del equipo que se necesita, la producción de vapores de NOx y que sólo se pueden tratar materiales de partida muy determinados. La mayor ventaja, y por eso es un proceso que se utiliza hoy en día, es que pueden tratarse materiales con un contenido importante de metales del grupo del platino.

4.- Proceso Wohlwill El proceso electrolítico ahora generalmente conocido como la celda de Wohlwill se describió en 1863 por Charles Wall de Sidney. En 1878, E. Wohlwill instaló el sistema en Hamburgo. Este fue independizado en los Estados Unidos de América y usado en Filadelfia en 1902.

La disolución electrolítica de un ánodo de oro en un electrolito de ácido clorhídrico y la deposición del oro puro en el cátodo es la base del método. Los detalles del proceso son controlados, los metales diferentes al oro permanecen en la solución o se asientan fuera como un limo. El método es capaz de separar la plata y los metales del grupo del platino del oro para obtener oro de muy alta pureza.

Es decir, este proceso utiliza la electrólisis para el refino del oro (E.M. Wise, 1964). El metal impuro se moldea en ánodos mientras que los cátodos se preparan de titanio o de oro muy fino. El electrolito es una disolución acuosa de ácido tetracloroaúrico (J.C. Yannopoulos, 1991).

La aplicación del proceso se ve restringida a materiales con un contenido de plata inferior al 10 %. El principal problema se debe a la polarización que da lugar a la presencia de plata y la obtención de cátodos cada vez más impuros, debido a la contaminación física por este metal contenido en el material de partida.

La polarización anódica se puede evitar: -

Introduciendo un componente de corriente alterna en el suministro de corriente continua.

Sustituyendo parte del ácido clorhídrico por cloruro de sodio.

Trabajando a elevadas temperaturas.

La impureza del cátodo se reduce mediante agitación con aire y utilizando sistemas que recojan al cloruro de plata que se forma en el proceso. Algunas de las impurezas como el cobre, el zinc, el platino y el paladio, tienden a disolverse, por lo que se acumulan en el electrolito, siendo necesario realizar periódicamente un tratamiento del mismo. En el caso de impurezas insolubles (otros metales del grupo del platino y de la plata) que se forman en el fondo de la celda electrolítica, se hace necesario eliminaras periódicamente, junto al oro también precipitado, para un reciclado o eventual tratamiento. Pese a todo, es difícil, mediante este procedimiento obtener de forma continua un oro con una pureza superior al 99.99 %.

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La cara inversión de oro en la solución y en el cátodo y ánodo hace a este un proceso algo indeseable.

Una variación de la celda de Wohlwill llamada generalmente celda de “Fizzer” se puede usar para producir este cloruro de oro. Es semejante a la celda de Wohlwill en su mayoría. Sin embargo, el cátodo se separa del ánodo por un contenedor cerámico semiporoso o una barrera semejante que mantiene el cloruro de oro en la sección del ánodo y lejos del cátodo.

5.- Proceso Miller El proceso del cloruro de Miller ideado por F. B. Miller en 1867 es usado extensamente.

En términos generales las barras fundidas de oro o plata son inyectadas con gas de cloro y es formado cloruro de plata que es removido como escoria. La escoria se trata para la recuperación de plata y alguna cantidad pequeña de oro atrapado y trazas de cloruro de oro (J.G. Clark et al., 1990-1992).

Desde principios de este siglo, el proceso Miller se ha usado, junto a la electrólisis, para el tratamiento de materiales que contienen oro.

El proceso se basa en el hecho de que el oro no forma rápidamente ningún cloruro volátil, mientras que la mayoría de las impurezas que le acompañan si lo hacen, por lo que se pueden eliminar mediante burbujeo de cloro gas en el oro fundido. El punto final de la operación depende en gran medida del operario, ya que está marcado por la aparición de un color marrón al final de la punta del tubo de burbujeo; este color indica que se está empezando a formar el correspondiente compuesto clorurado de oro.

El cobre y la plata se recogerán en la escoria y los otros metales se volatilizaran. Tal como indican las energías libres, se volatilizan primero el zinc, hierro, plomo y luego el cobre y la plata. En el proceso de cloración, la presencia de hierro, plomo y zinc tienen una influencia en la velocidad y eficiencia de la eliminación de las impurezas. Aunque termodinámicamente no esta favorecida, se observa en la práctica que se elimina el hierro en primer lugar antes que el zinc y el plomo se volatilicen. Además, si no hay hierro, estos dos metales no forman fácilmente los correspondientes compuestos clorurados, lo que no deja de ser un comportamiento anómalo y restaría eficiencia al proceso.

Como el exceso de cloro es pequeño, se forman los cloruros cuproso y ferroso y poco de los de mayor nivel de oxidación.

La temperatura del proceso de cloración del oro también ha sido objeto de estudio.

Generalmente, dicha temperatura de trabajo es de 1150 °C. Un problema es que no se separan los metales del grupo de platino los cuales se recogen con el oro.

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Se puede decir, de forma general, que con este método se obtiene un oro de 99.5 % de pureza que necesita una posterior operación de purificación.

La electrólisis en el proceso Miller, que no es sino una aplicación del proceso Wohlwill, aunque da lugar a la obtención de un producto puro, también presenta problemas, siendo el proceso electrolítico más complejo de lo que pudiera parecer. Se observa que la disolución anódica del oro es en la forma de Au(III), pero en la práctica una parte de este metal pasa a la disolución como Au(I), lo que da lugar a la obtención de malos depósitos catódicos y a la formación de finos de oro en la celda electrolítica. Los finos se pueden eliminar si se emplea una densidad de corriente alta y un cátodo proporcionalmente más pequeño que el ánodo. Para que se forme un oro de la más larga pureza es mejor que el cátodo sea rugoso.

6.- Proceso de base clorhídrico El oro se puede disolver en ácido clorhídrico en presencia de un oxidante. La plata precipita en este medio y se puede aprovechar si se separa. El oro, posteriormente, se precipita con ácido oxálico. Aunque una sola precipitación suele ser insuficiente, el paladio puede precipitar con el oro. Los metales básicos, como el cobre, se pueden precipitar con SO2. Las precipitaciones se deben repetir varias veces para conseguir metales puros. Este método tiene ventajas ya que es barato en equipo, es rápido y, por lo tanto, recomendable para cantidades pequeñas de metal.

7.- Proceso INCO En este proceso, originalmente se trataban, mediante una lixiviación con agua regia, los concentrados que contenían a los metales preciosos. La disolución resultante contenía de 4 a 5 g/l Au, 25 g/l Pd, 25 g/l Pt y otros 20 g/l de elementos considerados como contaminantes (J.E. Barnes et al., 1982-1989).

Estos primeros resultados hicieron que el método de lixiviación se cambiara por un sistema de HCl/Cl2, de forma que todos los metales nobles permanecieran en la disolución y se pudiera emplear un circuito de extracción con disolventes para la recuperación de todos ellos. En el caso del oro, el cambio de sistema de lixiviación no influye en el proceso de extracción con disolventes, siempre que la acidez de la disolución final de lixiviación se mantenga entre 105 y 145 g/l HCl. A la vez que se cambio el sistema de lixiviación, el circuito de extracción con disolventes también sufrió un cambio. Inicialmente, la extracción trabajaba en una etapa en discontinuo, cargándose la fase orgánica con 20-25 G7K Au y obteniéndose un refinado con más de 0.01 g/l del metal. Esta última concentración de oro, aunque aceptable es un proceso de refino clásico, no lo es en el caso de las operaciones de refino de los metales del grupo del platino, especialmente en el caso del paladio. La razón es que en la extracción con disolventes del paladio se emplean sulfuros de dialquilo como agentes de extracción que también extraen el oro, de forma que ambos 54

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metales se extraen conjuntamente. Además, y puesto que la etapa de reextracción se lleva a cabo en medio amoniacal, existe la posibilidad de que el oro coextraido forme fulminatos de oro, compuestos muy inestables y con el riesgo potencial de producir explosiones. Se hace necesario mantener la concentración de oro en el refinado debajo de 0.001 g/l para evitar estas situaciones.

En el caso de la plata, las mezclas de este metal con amoníaco también tienen estas características, pero puesto que la plata no se extrae con estos sulfuros de alquilo, no existe la misma necesidad de eliminar este metal de las disoluciones acuosas.

Para mantener la concentración de oro en el orden de concentración mencionado anteriormente, se cambio el sistema de extracción a una operación en dos etapas en contracorriente. De esta forma, y dependiendo de la concentración de oro en el material inicial, se pueden conseguir fases orgánicas cargadas con hasta 30 g/l del metal. A continuación, el sistema opera con un lavado en tres etapas en contracorriente; como disolución acuosa se emplea HCl 1.5 M, esta etapa de lavado elimina las impurezas que se puedan coextraer o arrastrar junto al oro. Este metal se recupera mediante una reextracción con ácido oxálico en caliente. Se ensayaron otros agentes reductores, pero el ácido oxálico es el que da lugar al producto de mayor pureza y más fácilmente manipulable.

La reacción de reducción es lenta, sobre 3 h, y se realiza a unos 90 °C. El oro precipitado se filtra, se lava y se funde para su posterior comercialización.

La mayor desventaja de este proceso es la gran solubilidad del dibutilcarbitol en las disoluciones acuosas, por lo que se ha incorporado al proceso una etapa de reextracción en fase vapor con el fin de recuperar el agente de reextracción.

8.- Proceso Outokumpu Este proceso trata lodos anódicos de modo que se facilite el procesado posterior de los metales del grupo del platino y a la vez que disminuya el contenido de oro en los circuitos electrolíticos, tal y como ocurre en el proceso Wohlwill (L. Lindroos et al., 1984).

Este proceso todavía emplea la lixiviación del residuo aurífero que se forma en las celdas de procesado de plata. El agente de lixiviación que se utiliza es ácido sulfúrico concentrado. Sin embargo, el oro fino que se obtiene no se funde en ánodos, sino que se vuelve a tratar, esta vez con agua regia, de forma que se disuelve el oro, metal que se precipita de forma selectiva con sulfito sódico, bajo condiciones de estricto control del potencial redox. El platino y el paladio contenidos en la disolución de lixiviación se recuperan mediante cementación con hierro.

En el Proceso Outokumpu (modificado), la primera lixiviación se realiza con ácido nítrico, y luego de efectuar los ataques correspondientes, el residuo y la solución son 55

Recopilación sobre la Metalurgia del Oro

separados por decantación; para la solución se realiza una cementación para obtener la plata, para el residuo se le hace una segunda lixiviación con agua regia, después a la nueva solución que contiene oro diluido, se le hace una reducción con bisulfito de sodio, hasta obtener el cemento de oro, para luego fundirlo con sus respectivos fundentes y así tener al oro con una buena ley.

9.- Proceso Sumitomo Los lodos anódicos de las refinerías de cobre se tratan, en primer lugar, para eliminar el cobre y el selenio por copelación, después el producto resultante se digiere con ácido sulfúrico con el fin de eliminar la plata. Los sólidos que resultan de esta operación se lixivian con cloro gaseoso, disolviéndose el oro, el platino y el paladio (T. Iio et al., 1984).

Se recupera el oro precipitándolo con peróxido de hidrógeno, consumiéndose cantidades que oscilan de 10 a 15 veces la concentración estequiométrica del reductor. El oro así precipitado necesita aún de una posterior lixiviación con ácido nítrico con el fin de conseguir la pureza necesaria para su comercialización. El platino y el paladio se recuperan mediante precipitación con ácido fórmico en forma de un concentrado mixto.

También se pueden separar por extracción con disolventes orgánicos.

10.- Proceso INER En este proceso se pretende el tratamiento global de los lodos que se producen en las plantas de electrorrefino de cobre. En primer lugar, se separan el cobre, el plomo, la plata y el selenio mediante una lixiviación selectiva; a continuación, y también en forma selectiva, el oro se recupera de la disolución de lixiviación mediante extracción con disolventes. Como agente de extracción se emplea el dibutilcarbitol. La fase orgánica cargada con el metal se lava dos veces con ácido clorhídrico diluido, recuperándose el oro, como una arena fina, mediante una disolución de ácido oxálico a 85 °C (Y. Hoh et al., 1983).

11.- Proceso Noranda Durante cerca de cincuenta años ha sido empleado, para el refino de metales preciosos, un proceso Noranda que presentaba una serie de deficiencias que se podían resumir en que: -

-

Se trataban lodos anódicos de los procesos de refino de plata. Era necesario un buen lavado de los lodos para eliminar totalmente el nitrato de los mismos.

En el proceso de electrorrefino del oro, tanto el paladio como el platino tenían una tendencia a disolverse. La concentración de estos en el electrolito aumentaba a la vez que disminuía el oro.

El mal funcionamiento del proceso electrolítico conllevaba a un aumento del oro en el circuito con el consiguiente incremento en el coste de producción. Además, 56

Recopilación sobre la Metalurgia del Oro

en algunas refinerías, la concentración de oro que se recirculaba podía ser muy considerable teniendo en cuenta que el oro en el electrolito debe presentar una concentración.

Todas estas consideraciones hicieron que Noranda desarrollara un nuevo proceso (G.B. Harris et al., 1986). En resumen, las etapas del, mismo son: 1. Lixiviación del material aurífero con agua regia.

2. Cementación de la plata con hierro (se obtiene una plata que se puede refinar).

3. Precipitación del oro, a 95 ºC, con SO2 y en dos etapas. En la primera etapa se obtiene un oro con una pureza mayor del 99,99 %. En la segunda se obtiene un oro impuro que se recicla a la etapa de lixiviación.

4. Precipitación de un concentrado paladio – platino, a 95 ºC. Como agente precipitante se emplea formiato sódico a un pH de 3.5 - 4.

5. Neutralización de los efluentes producidos en la cementación de la plata y la precipitación del platino-paladio reciclando la pulpa para su posterior tratamiento.

57

Recopilación sobre la Metalurgia del Oro

5. OPCIONES DE TRATAMIENTO DE MINERALES CON ORO Como ya hemos indicado, el oro puede presenta la característica que ocurrir de variadas formas y con distintos minerales en la naturaleza. Esto ha impedido definir la mejor ruta de procesamiento para minerales con oro, contrariamente a lo que pasa con otros metales como cobre o zinc, donde la mineralización de estos metales es bien conocida y ha permitido que sus procesos productivos sean relativamente estándares. Debido a esto, la definición de un buen programa de pruebas metalúrgicas permitirá reducir el riesgo y la incertidumbre intrínseca de los proyectos de procesamiento de oro.

Es decir, la caracterización mineralógica de un depósito mineral determina entre otras cosas los métodos mineros, el método de procesamiento y en particular, el rendimiento de todos los procesos químicos involucrados en la extracción de oro. Es primordial entender que cada mineralogía es única, y será consecuencia de (Marsden & House, 2006):       

Minerales con los que se presenta el oro.

Distribución de tamaños de granos del oro.

Mineralogía de la ganga y roca huésped.

Distribución de tamaños de granos de la ganga y roca caja.

Asociaciones minerales.

Alteraciones minerales.

Variaciones de las anteriores dentro del depósito o en el tiempo.

Sin embargo, la mineralogía no es el único agente que influye en la definición del proceso. A continuación se presentan otros factores importantes a considerar en el desarrollo de un proyecto:      

Geológicos Mineralógicos Metalúrgicos Medioambientales Geográficos Económicos y Políticos

Los factores geológicos, medioambientales, geográficos, económicos y políticos tienen un efecto indirecto en el desarrollo del proceso, los cuales variarán en función de las condiciones específicas y requisitos del proyecto. Sin embargo, los factores mineralógicos y metalúrgicos tienen un impacto directo en la extracción y la selección del proceso debido a que determinan la respuesta del mineral al tratamiento químico.

A partir de los factores mineralógicos y metalúrgicos, se determina el abanico de posibilidades de procesamiento para el mineral. Luego, al considerar las características

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Recopilación sobre la Metalurgia del Oro

políticas, económicas, medioambientales y sociales de cada región, será posible definir la ruta de procesamiento del mineral.

5.1 Diagramas de Flujo Una gran cantidad de diagramas de flujo (flowsheets) para la recuperación de oro se han desarrollado alrededor del mundo. No existe un único proceso de tratamiento para el oro, cada flowsheet debe ser específico según las diferentes clasificaciones mineralógicas revisadas en el capítulo 2.

Para los efectos de este informe, los factores considerados para la selección del proceso son un conjunto de particularidades provenientes de los factores principales. En la siguiente lista, se presentan los factores que están dentro del alcance de esta exposición para la definición de procesos: -

Mineralogía Ley de Au, Ag y Cu Contenidos de otros elementos o compuestos de interés Tamaño y distribución de oro por malla Forma en la que está el oro (asociación)

A continuación se realiza un análisis de opciones de tratamiento en función de la manera en que se presente el oro:

TIPO DE MENA AURÍFERA 1. Oro libre - Aluviones, eluviones, fluviones

- Otras menas

PROCESOS * Concentración gravimétrica- aglomeracióncianuración de residuos (oro fino). * Concentración gravimétrica- aglomeracióncianuración de residuos (oro fino). * Concentración gravimétrica-flotación-cianuración de residuos (oro fino).

2. Oro combinado - Teluros

* Flotación-oxidación (tostación) concentradoscianuración. Cianuración residuos. * Cianuración Directa. Tratamiento de residuos con SO2. * Flotación-tostación concentrados-cianuración. * Flotación-cianuración concentrados-tostación residuos cianuración.

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Recopilación sobre la Metalurgia del Oro

3. Oro Asociado - Pirita y marcasita

* Concentración gravimétrica (del oro y/o sulfuros si están liberados). * Flotación-fusión de concentrados (oro en sulfuros). * Flotación-cianuración residuos (oro en ganga). * Flotación- cianuración concentrados con o sin tostación, cianuración en residuos (oro en sulfuros y ganga). * Flotación-concentración auríferos (para venta).

Cianuración de residuos. * Cianuración-flotación residuos-recianuración concentrado con o sin tostación.

- Pirrotita

* Cianuración (pre-aireación y baja alcalinidad). * Cianuración-flotación residuos-recianuración concentrado con o sin tostación.

- Arsenopirita

* Flotación-tostación concentrados-cianuración.

Cianuración residuos flotación. * Flotación-concentración auríferos (para venta).

Cianuración. Cianuración residuos Flotación. * Tostación-cianuración. * Cianuración directa.

- Minerales complejos de cobre (principalmente con calcopirita).

* Flotación-fusión concentrados de cobre (oro en lodos electrolíticos). * Flotación diferencial Cu-Mo cianuración concentrado Mo. * Flotación-fusión concentrado de cobre (oro en sulfuros). * Cianuración de residuos de flotación (oro en ganga).

- Minerales Complejos Plomo-Zinc (igual a minerales complejos de cobre).

* Gravimetría-amalgamación (si el oro se libera por conminución).

- Óxidos de Hierro

*Conminución-cianuración directa.

- Minerales de Uranio

* Flotación-lixiviación ácida, concentrado (extracción de Uranio) -tostación del concentradocianuración.

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Recopilación sobre la Metalurgia del Oro

- Minerales carbonáceos y grafíticos

* Calcinación-cianuración. * Oxidación química- cianuración. * Pasivación superficie material carbonáceo (reactivos específicos)-cianuración. * Flotación-oxidación concentrado-cianuración (si el oro esta solo en material carbonáceo). * Flotación carbón-cianuración residuo (si el oro no está en material carbonáceo).

- Silicatos, carbonatos (minerales sedimentarios con oro fino y pocos sulfuros).

* Conminución-cianuración.

Fuente: Procesos hidrometalúrgicos en la minería de oro, plata. Cobre y uranio. Pg. 49-51. Disponible en: http://tesis.uson.mx/digital/tesis/docs/20422/Capitulo7.pdf

5.2 Diagrama General de Procesamiento El desarrollo de un diagrama general de procesamiento debe considerar las distintas opciones de tratamiento de minerales con oro, lo cual no significa que el mineral será procesado en todas las operaciones unitarias que lo integran, sino que sólo en las que sean las más adecuadas para cada tipo de mena aurífera.

Resumiendo, la gran mayoría de las rutas utilizadas actualmente en la industria para procesar oro se pueden presentar simplificadamente en los siguientes grupos (D.A. Hernández, 2012): 

Conminución: -



Flotación: -



Trituración Molienda Espesado de producto de molienda Flotación Flash

Flotación Remolienda (Previo a flotación cleaner) Filtro de concentrado

Oxidación: -

Acidificación Neutralización Oxidación SX-EW 61

Recopilación sobre la Metalurgia del Oro



Cianuración: -



Cianuración y adsorción con carbón desde pulpas (CIP / CIL): -



Cianuración intensiva y convencional EW Merrill Crowe Fundición Destrucción de cianuro

CIL/CIP Elución a baja temperatura Elución a alta temperatura EW Fundición Destrucción de cianuro

Adsorción con carbón desde soluciones (CIC): -

SART (PLS, Barren y Elución) Elución a baja temperatura Elución a alta temperatura EW Fundición Destrucción de cianuro

Es importante destacar, que estas secciones pueden ser complementarias según la ruta de procesamiento elegida y que las operaciones unitarias que no se utilizan industrialmente, no han sido consideradas en este diagrama.

En definitiva, para definir la ruta de procesamiento del mineral es necesario seleccionar las operaciones unitarias a partir del diagrama general, y por lo tanto, las secciones que intervendrán en dicho procesamiento. Se debe tener en consideración que hay operaciones unitarias dependientes, es decir, que su producto requiere de algún proceso físico o químico posterior para continuar la ruta de procesos (ej. Cianuración – Separación sólido-líquido o Adsorción con carbón – Elución de carbón).

62

Recopilación sobre la Metalurgia del Oro

6. REFERENCIAS     

  

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PATENTES AR-012948_A1 AR-042187_A1 AR-053616_A2 AR-060674_A1 AR-068473_A1 AR-091785_A1 AR-096356_A1 AR-206828_A1 CO-4440444_A1 CU-21815_A1 CU-22283_A1 CU-23424_A3 CU-20140092_A7 EC-SP900621_A

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Recopilaciรณn sobre la Metalurgia del Oro

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Recopilaciรณn sobre la Metalurgia del Oro

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Cartagena 2017 66

CURRICULUM VITAE Nombre: Fecha de nacimiento: Dirección:

Antonio Ros Moreno 05 de mayo de 1961 C/ Cartagena (Murcia) Telf.: E-mail: rosegea61@gmail.com

Desde 1984 que se inicia mi carrera profesional hasta la fecha, me he dedicado a la gestión de procesos mineros-metalúrgicos y mantenimiento de los mismos, así como a la consecución de determinados logros en el campo de la I+D+i.

TITULACIÓN: 

Ingeniero Técnico de Minas; Especialidad en Mineralurgia y Metalurgia.



Técnico Superior en Prevención de Riesgos Laborales (Seguridad).



Estudios de Administración y Dirección de Empresas.

EXPERIENCIA PROFESIONAL: 

Actual: Búsqueda de trabajo, desarrollo de Patente de Invención Núm.

201231557 otorgada por la Oficina Española de Patentes y Marcas, redacción y publicación de manuales técnicos, asesoramiento y promoción de proyectos.



2003–2010 (Cierre Empresa): Jefe de Producción Hidrometalúrgica y Control de Procesos en Española del Zinc, S.A. Dirección, planificación, gestión y control de la producción, mantenimiento, subcontratación, aprovisionamiento, calidad, seguridad y eficiencia de las instalaciones a mi cargo, así como el control, coordinación y logística de todas las áreas productivas y de distribución de la empresa.



1987–2003: Jefe de Producción y Mantenimiento Hidrometalúrgico en Española del Zinc, S.A. Dirección, planificación, gestión y control de la producción, mantenimiento, subcontratación, aprovisionamiento, calidad, seguridad y eficiencia de las instalaciones a mi cargo, así como el asesoramiento en nuevas inversiones y cooperación activa con el departamento de I+D+i.



1984–1987: Jefe de Turno de Lixiviación en Española del Zinc, S.A. Responsable de la consecución de resultados de producción definidos por la dirección del departamento de producción, gestión del equipo de operarios de producción bajo mi responsabilidad, asegurando el correcto funcionamiento del proceso productivo y los niveles de producción establecidos. i

ACTIVIDADES: Entre las principales actividades desarrolladas en empresa metalúrgica-química con un equipo humano de unas 300 personas (180 bajo mi responsabilidad directa), he de destacar: 

Planificación integral de todas las operaciones productivas en coordinación con otros departamentos afectados, implementación, seguimiento y control de los procedimientos de fabricación y las productividades asociadas.



Gestión de los recursos asignados a fabricación según las directrices marcadas, asegurando la optimización de las materias primas, de los recursos humanos, de los equipos y, así, de los niveles de calidad requeridos.



Gestión y control de presupuestos.



Logística de suministros, almacén y distribución.



Participación en el diseño e implementación de la Mejora Continua.



Implementación de la política de personal (selección, formación, etc.) de acuerdo a las directrices de la Dirección de Operaciones.

EXPERIENCIA EN PROCESOS PRODUCTIVOS: Los principales procesos industriales en los que he trabajado en su planificación, gestión y control son: (1).- Calcinación de mineral en Horno de Fluidificación (260 t/día). (2).Producción de vapor en Caldera de 42 bar. (12 t/h). (3).- Producción de ácido sulfúrico (254,4 t/día). (4).- Tratamiento de aguas residuales (1.000 m3/día). (5).- Lixiviación y purificación de calcinas (1.500 m3/día). (6).- Extracción con solventes orgánicos de metales (20.000 t/año). (7).- Electrolisis de sulfatos (50.000 t/año). (8).- Fusión en Hornos de inducción y moldeo de aleaciones (50.000 t/año).

Destacando el conocimiento de la dinámica y cálculo de los principales parámetros de los distintos procesos: (a).- Operaciones físicas unitarias (sedimentación, flotación, filtración, centrifugación, evaporación, adsorción, aireación, etc.). (b).- Procesos químicos unitarios (neutralización, precipitación, coagulación y floculación, oxidaciónreducción, procesos electroquímicos, extracción con disolventes, intercambio iónico, desinfección, etc.). (c).- Procesos biológicos unitarios (tratamientos aerobios, anaerobios y anóxicos). (d).- Incineración de residuos y su problemática medioambiental. (e).- Vertido y almacenamiento controlado de residuos (especialmente como jarofix). (f).- Auditorias de residuos (propósito y ventajas, alcance, elementos esenciales, metodología y gestión).

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EXPERIENCIA EN MANTENIMIENTO Y PROGRAMACIÓN DE PARADAS: (1).- Planificación y coordinación de las labores de mantenimiento mecánico, eléctrico e instrumentación (tanto preventivo, predictivo, correctivo como legal), dirigiendo y coordinando el equipo de profesionales a mi cargo, responsabilizándome también de la gestión del almacén y de los servicios generales de la planta. (2).- Implementación del Plan de Mantenimiento basado en RCM y TPM. (3).- Implantación GMAO y conocimiento de SAP (integrado sistema ERP). (4).- Auditorías Técnicas y de Gestión de Mantenimiento. (5).- Organización, planificación y optimización de paradas mensuales, cuatrimestrales y anuales.

Matizando la utilización de las siguientes técnicas específicas de mantenimiento: (a).Análisis de Fiabilidad de Equipos. (b).- Alineación de Ejes. (c).- Equilibrado de Rotores. (d).- Diagnóstico de Fallos en Equipos. (e).- Mecanismos de Desgaste y Técnicas de Protección. (f).- Análisis de Averías. (g).- Técnicas de Mantenimiento Predictivo. (h).- Análisis de la degradación y contaminación del aceite. (i).- Análisis de Vibraciones. (j).- Planificación de tareas.

PATENTE: 

Procedimiento integrado para la recuperación de zinc y otros metales a partir de polvo de acería o similares (ES-201231557): Se trata de un proceso novedoso para la valoración y recuperación de productos a partir de óxidos secundarios, consiguiendo de esta manera una gran flexibilidad en cuanto a la calidad de la materia prima, un ahorro importante de costes económicos, mejoras medioambientales destacables y la unificación de procedimientos hasta ahora conocidos.

PROYECTOS: 

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Planta de Carbonato Sódico (Documento Inicial): Presupuesto 283 MM €. El objetivo de este proyecto es el de diseñar una planta de producción de Carbonato Sódico a partir del Carbonato de Calcio y el Cloruro Sódico, mediante el proceso Solvay. El proceso además de ser viable técnicamente tiene que satisfacer todas las normativas y las legislaciones vigentes.

Ampliación Planta de Zinc: Presupuesto: 40 MM €. Localización: Norte de África. Propuesta para la ampliación de la producción y recuperación de residuos metálicos en Planta de zinc electrolítico.

Ciudad del Zinc: Presupuesto: 100 MM €. Localización: Cartagena (Murcia).

Planta de fabricación de zinc electrolítico de alta pureza, mediante la valorización de residuos, basada en la extracción por solventes orgánicos.

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Ulexita Boliviana: Presupuesto: 5 MM €. Localización: Salar de Uyuni (Bolivia). Concentración y purificación de mineral de ulexita para aumentar su valor agregado.

Purificación en múltiples etapas: Presupuesto: 300.000 €. Localización; Cartagena (Murcia). Desarrollo de la purificación en múltiples etapas del electrolito de zinc para obtención de un cemento rico en cobre y otros cementos de cadmio, cobalto y níquel.

Tratamiento de aguas residuales de una planta mineralúrgica de sulfuros complejos: Presupuesto: 500.000 €. Localización: Sur de España. Definición y diseño de tratamiento de aguas residuales con el menor coste, de inversión y operación, y plenas garantías en su funcionamiento.

LAF: Presupuesto: 500.000 €. Localización: Cartagena (Murcia). Modificación del proceso jarosita para la recuperación de cementos ricos en plomo-plata de los residuos de la lixiviación neutra de blenda.

EXCINRES: Presupuesto: 10 MM €. Localización: Cartagena (Murcia). Puesta en marcha de la planta de lavado y extracción de zinc a partir de residuos de jarosita.

ACTIVIDADES COMPLEMENTARIAS: - Profesor en Cursos de Operador de Planta Química y Mantenimiento en Instalaciones Industriales. - Desarrollo de programas para el Control de Procesos. - Participación redacción Estudio de Impacto Territorial (Modificación nº 130 PGC).

PUBLICACIONES: Publicación de varios artículos con certificado ISSN en Emagister & Scribd: - Aprovechamiento de los Sulfuros Complejos de la Faja Pirítica Ibérica: Descripción del proceso de concentración de sulfuros polimetálicos. - Reciclado de Polvos de Acerías (Óxidos de Zinc): Principales procesos empleados en la recuperación de metales a partir de polvos de acería (EAFD). - Ácido Sulfúrico (Tostación de Blenda/Esfalerita): Principales características del ácido sulfúrico y su producción a partir de minerales de zinc (blenda). - El Agua: Estudio de las principales características del agua y los diferentes métodos empleados para su tratamiento. Extracción con Disolventes en la Separación y Recuperación de Metales: Aplicación teórica y práctica de la extracción con disolventes en la metalurgia. Mantenimiento Industrial: Gestión, técnicas y ejecución del mantenimiento. - Boro.

Menas bóricas e industria boratera: Estudio sobre el boro, sus generalidades, los yacimientos de menas bóricas, procesos de refinado y el panorama de la industria boratera. - Metalurgia del Antimonio: Principales características de la metalurgia del antimonio.

FORMACCIÓN ADICIONAL: - Inglés a nivel de traducción. - Mantenimiento Productivo Total (TPM). - Mantenimiento Centrado en Fiabilidad/Confiabilidad (RCM). - Trabajo en Equipo. - Técnicas de Reuniones. - Metrología y Calibración. Sistemas de Gestión de la Calidad y Auditoría. - Ofimática. - Microsoft Project (o MSP). - Ingeniería Medio Ambiental e Hidrometalúrgica. - Tratamiento de Aguas Residuales. - Primeros Auxilios. - Lucha contra Incendios. - Plan de Emergencia Interior y Riesgos Laborales en Minería. - Operación de Calderas.

Antonio Ros Moreno iv

2017

Recopilación sobre la Metalurgia del Oro [Los romanos lo llamaron metal amarillo ‘aurum’. Es por otra parte el primer elemento mencionado en la Biblia, en donde aparece en más de 400 ocasiones.]

La importancia del oro es casi paralela a la historia del hombre, ya que es un metal conocido desde tiempos tan remotos como el Paleolítico (40.000 años antes de J.C.), y donde ya tenía una determinada utilidad.

El interés suscitado por este elemento esta basado, en principio, en sus propiedades como son: el color amarillo dorado, es el metal más dúctil y maleable, posee alta conductividad eléctrica y térmica, es el más inerte de todos los elementos metálicos y presenta gran estabilidad y resistencia a la corrosión.

El oro y sus aleaciones se emplean en joyería y orfebrería por su excelente apariencia y mínimo deterioro. Además, por su buena conductividad térmica y eléctrica, y alta resistencia a la corrosión encuentra su uso en la industria electrónica, médica y mecánica; debido a que ejerce funciones críticas en ordenadores, comunicaciones, naves espaciales, motores de aviones a reacción, también se emplea como pintura dorada en cerámica. El oro coloidal (nanopartículas de oro) se ha desarrollado con fines médicos y biológicos, así como su aplicación en empastes dentales. También es usado como activo financiero.

En la actualidad, no hay metales o aleaciones que posean todas las características y propiedades deseables del oro. En caso de déficit de este metal noble, podrían usarse algunos materiales como sustitutos de emergencia. El platino y el paladio reemplazan el oro en joyería. En los componentes electrónicos, la plata es un sustituto y el aluminio tiene un uso potencial para algunos fines. Los aceros níquel-cromo y cromocobalto tienen su aplicación en ortodoncia, en sustitución de las aleaciones de oro labradas en forma de alambre.

Antonio Ros Moreno rosegea61@gmail.com0 07/01/2017………