Por: Álvaro Ordoñez Nuñez, Consultor Técnico y Edmundo Alfaro Delgado, docente de la Pontificia Universidad Católica del Perú. 

Resumen

En el Perú existen diversos yacimientos mineros con contenidos de oro, plata y de metales base tales como el cobre, zinc, plomo, hierro, presentándose tanto como especies mineralógicas sulfuradas como de óxidos. En la zona sur del Perú se encuentran yacimientos de Zn–Pb–Cu–Ag–Au con depósitos híbridos de carbonatos y sulfuros masivos polimetálicos en rocas volcánicas.

El tratamiento de este tipo de minerales presenta diversas dificultades para la recuperación de todos los metales de valor. En este sentido, se ha desarrollado una investigación técnica preliminar utilizando el sistema peróxido de hidrógeno / amoniaco. (H₂O₂ / NH₃); el peróxido actúa como agente oxidante y el amoniaco como agente acomplejante, dentro de una solución alcalina. 

Se experimentó con mineral mixto, (óxidos y sulfuros) con contenidos comerciales de cobre plata, oro y zinc; mineralógicamente constituido por calcopirita, bornita, brocantita, proustita, marmatita, pirita, óxido de plomo en pequeñas cantidades y ganga de carbonatos principalmente. El tamaño de partícula utilizado fue 100 M. Utilizando H₂O₂ / NH₃, con pH entre 9 – 10, se lograron disoluciones metálicas cercanas al 90% para el cobre, oro, plata y zinc. El plomo y el hierro no solubilizan debido a la alcalinidad del medio.

El potencial Redox logrado es suficiente para la disolución de los iones metálicos presentes en la muestra y el amoniaco los sostiene en solución por su capacidad de formar iones complejos de Cu, Au, Ag, y Zn. Debido a la alta reactividad del sistema H₂O₂ / NH₃, las soluciones preparadas se mantienen reactivas de 4 a 6 horas, tiempo suficiente para lograr las disoluciones requeridas. 

Para la recuperación metálica desde la solución de lixiviación, se efectuó la cementación con zinc metálico, con lo cual se precipita el oro, la plata y el cobre. El zinc en solución se puede recuperar por electrodeposición.

Es pertinente mencionar que al aplicar cianuración a este mineral, se obtuvo recuperaciones muy bajas de oro y plata. Ventaja adicional del empleo de este método es el efecto de auto agitación, producto de la reacción de los componentes del agente de lixiviación, lo que origina efervescencia en la solución. Esto permite el uso de proceso Vat Leaching.

El costo de producción compite favorablemente con los sistemas tradicionales de lixiviación, destacando la gran ventaja de que los metales preciosos se pueden recuperar junto a los metales comunes. También porque los equipos e instalaciones requeridos son relativamente simples y se pueden adaptar fácilmente a muy pequeñas operaciones mineras.

Introducción 

Los yacimientos de sulfuros polimetálicos (cobre, plomo, zinc) son comunes y bien conocidos en el Perú. Tradicionalmente, su tratamiento ha sido la concentración por flotación. Sin embargo, el tratamiento se complica cuando el yacimiento es un mixto (óxidos y sulfuros), puesto que no se obtienen extracciones adecuadas en flotación ni en lixiviación.

La tradicional lixiviación ácida no disuelve bien los sulfuros y la extracción de metales preciosos es casi nula. El tratamiento de lixiviación con cianuro produce muy bajas extracciones cuando minerales de cobre están presentes o hay presencia de material tipo Preg Robbing.

Considerando estos inconvenientes, es que se ha propuesto la lixiviación básica amoniacal, que permite una disolución más efectiva; sin embargo, para tener extracciones aceptables, el tratamiento debe efectuarse a alta temperatura y presión, por lo que se requerirá grandes inversiones de capital, y queda fuera del alcance de pequeños productores mineros. 

Esto condujo a investigar la lixiviación en un medio alcalino que oxide y posteriormente acompleje a los metales de interés, de forma tal que puedan ser extraídos del mineral. Con ello en consideración, se realizaron ensayos preliminares de lixiviación con combinaciones de NH_3(ac)-H₂O₂, cuyos resultados demostraron la factibilidad de su empleo.

En el presente trabajo se reportan los avances experimentales de identificación de las condiciones adecuadas para su empleo y los valores de recuperación logrados, que se observan promisorios para un más extenso desarrollo del estudio.

Antecedentes

La presencia de depósitos polimetálicos conteniendo sulfuros masivos de metales base, alojados en roca volcánica y yacimientos de sustitución alojados a su vez en carbonatos, son ejemplos de híbridos de mineralización; siendo uno de ellos el depósito Lewis-Ponds, ubicado en New South Wales (Australia), (Michael W., A y col. 2005).

Un depósito mineral con características similares se presenta en la zona sur oriental de la región Arequipa (Perú), en la concesión Lubraju I, de Minera Chindin SAC; situada a 26 Km de la ciudad de Arequipa¹. Se caracteriza por presentar dos zonas estratificadas de sulfuros masivos y sulfuros diseminados. Las zonas mineralizadas contienen 3.8% Zn, 3.4% Cu, 26 oz/t Ag y 0.35 oz/t Au. 

Debido a que es un híbrido de carbonatos con sulfuros en roca volcánica, para el cobre y el zinc se presentan tanto óxidos como sulfuros. Los sulfuros masivos se presentan en bolsonadas. Muestras de ellos se observan en la Figura 1A y 1B. La alteración hidrotermal está predominantemente confinada a una brecha y rocas que contienen arenisca (Figura 1B).

Recientemente ha recibido la atención de investigadores el empleo del peróxido de hidrógeno, (H₂O₂), como agente oxidante, para la descomposición de minerales y lixiviación de metales contenidos. Así, Karlsson, T; et al., (2021), reporta la descomposición de minerales con H₂O₂-citrato de amonio. 

La oxidación en minerales, con el uso del H₂O₂ se puede efectuar tanto en medio ácido, como en medio básico.

El interés del presente trabajo se enfoca al medio básico, debido a que este es más selectivo que el ácido.

La lixiviación de este tipo de minerales se puede efectuar con el método Vat Leaching, que puede ser fácilmente adoptado por las pequeñas operaciones mineras, ya que su implementación no es muy costosa. 

Como lo demuestran abundantes trabajos de investigación, la lixiviación en un medio amoniacal, NH₃/NH₄⁺, presenta notables ventajas sobre la tradicional lixiviación ácida, tales como la mayor selectividad de los metales de interés disueltos, un medio de lixiviación alcalina origina un menor efecto ambiental, también la posibilidad de obtener un producto metálico por electrodeposición directa. Importante ventaja de este método es el hecho de que, a pH del proceso, el hierro contenido en el mineral, (mayormente como pirita), queda como residuo insoluble. En medio alcalino se da la oxidación parcial del ion S^-2 a SO₄^-2, que no afecta al proceso de la lixiviación; eventualmente, con el objeto de evitar su acumulación, los sulfatos se pueden eliminar en alguna etapa por medio de la adición de cal, lo que genera un precipitado de sulfato de calcio, SO₄Ca.2H₂O (Ojeda G., P., 1991). 

El efecto del amoniaco, para formar complejos amínicos, con los metales de interés, permite que estos se mantengan en solución acuosa. Los principales iones metálicos que forman complejos amínicos son el Cu, Cd, Zn, Ni, Co, Ag y Au.

Fundamento termoquímico del proceso

El proceso de tratamiento mineral propuesto se basa en diversas reacciones químicas que se producen en sistema mineral – soluciones de NH_3(ac)-H₂O₂, en el cual, las reacciones de oxidación y acomplejamiento químico relevantes son analizadas a continuación.

El sistema NH_3(ac)-H₂O₂

El peróxido de hidrógeno es relativamente estable a temperatura ambiente. Los potenciales estándar, (Higuera, Tristancho; 2006), en la mezcla peróxido-agua en soluciones ácidas, son como sigue: 

H₂O₂ + 2H⁺ +2e- ↔ 2 H₂O     εº = 1.763 V 

En soluciones alcalinas: 

HO₂^- + H₂O +2e- → 3OH^-      εº = 0.867V 

Estos potenciales positivos tan altos sitúan al peróxido en el grupo de los más poderosos agentes oxidantes. 

Este peróxido es inestable con respecto a la oxidación del agua, y también a su propia oxidación y reducción en ambas soluciones ácidas y alcalinas. Agentes oxidantes fuertes pueden oxidar el peróxido a O₂, pero la mezcla H₂O₂/H₂O tiene altos potenciales que en muchas instancias las especies reducidas del agente oxidante son oxidadas nuevamente a su estado original. El resultado de este comportamiento es la descomposición del peróxido a O₂ y H₂O, (Higuera, Tristancho; 2006). La descomposición del peróxido de hidrógeno aumenta significativamente con la presencia de contaminantes metálicos (particularmente con iones de hierro). 

El H₂O₂ es un ácido débil que se ioniza de acuerdo con la reacción:

H₂O₂↔ H⁺ + OOH^-  

En un medio de alcalinidad débil, el H₂O₂ se descompone según la ecuación: 

H₂O₂ + OH^-↔ H₂O + OOH^-            

hasta la formación del ion perhidroxilo OOH^-.

En soluciones alcalinas, la descomposición del H₂O₂, se describe como una reacción catalizada por base, que involucra su reacción con el ion perhidroxilo (HOO-), según la reacción (Evans, D.F.,Upton, M.W., 19851; Galbacs, Z.M., Csanyl, L.J., 1983):

H₂O₂ + HOO^-↔ OH^- + H₂O + O₂

A su vez, el ion OH^- reacciona con el H₂O₂ restante para formar el ion perhidroxilo HOO- (Siddiqui, S., 2011):

H₂O₂ + OH^-↔ HOO^- + H₂O

En condiciones de elevada alcalinidad, el H₂O₂ puede descomponerse según la reacción:

H₂O₂ + H₂O ↔ 1/2 O₂ + H₂O            

Para valores de pH inferiores a 10.5, menos del 10% de H₂O₂, está presente como ion perhidroxilo OOH^- (De La Macorra G., C. et al., 2004). 

Las mezclas NH_3(ac)-H₂O₂ son ampliamente empleadas para limpiar de partículas la superficie del silicio empleado en semiconductores. Sin embargo, estas mezclas son inestables debido a la descomposición del H₂O₂ y pérdidas por evaporación de NH_3(ac). Por este motivo se emplean soluciones con diluciones más altas (Siddiqui, S., 2011). 

El H₂O₂ se descompone de diversas formas en un amplio rango de condiciones, influenciadas por la temperatura, pH, concentración de iones metálicos y la concentración inicial de peróxido.

La lixiviación de minerales solamente con H₂O₂ tiene ciertas desventajas, por ejemplo, cuando la plata disuelta como Ag⁺ por acción del H₂O₂, se precipita fácilmente. Esto conduce a la necesidad de disponer de un agente acomplejante, por lo que se optó por el uso de NH_3(ac).

La descomposición del H₂O₂, que produce O_2(g), causa la oxidación del, S^-2; a SO₄^-2, según la reacción:

S^2- + 2 O₂↔ SO₄^2-

La oxidación del sulfuro libera al ion metálico Meⁿ⁺, el cual es inmediatamente acomplejado por el NH_3(ac) y el ion NH₄⁺, dando como resultado un complejo amínico:

Meⁿ⁺ + x NH_3(ac) + x NH₄⁺↔ Me(NH₃)_2x⁺ⁿ

(x = 1, 2)

El sistema S - O₂ - H₂O

En la lixiviación oxidante de minerales sulfurados es necesario liberar al metal, lo que se puede lograr oxidando el sulfuro a ion, SO₄^2-. El diagrama Eh-pH de la Figura 2. Bajo condiciones oxidantes y con valores de pH de 8.5 a 9.5, la especie predominante es SO₄^2-, muy soluble en medio acuoso. En condiciones reductoras y pH inferior a 8, se forma azufre elemental, el cual crea una capa alrededor de las partículas, pasivando la superficie mineral.

El sistema Cu-NH_3(ac)

En la Figura 3, se observa las regiones de predominio de las especies mineralógicas de cobre, (óxidos y sulfuros). Se aprecia la región predominio del complejo tetra amín Cu(II), Cu(NH₃)₄⁺² en el rango de pH de 8.5 a 9.5. También se advierte que este complejo se halla en equilibrio con las especies oxidadas como sulfuradas de cobre. Esto implica que la lixiviación de óxidos y sulfuros con amoniaco es factible, para lo se requiere de la presencia de un oxidante para lixiviar los sulfuros. 

El sistema Zn-NH_3(ac)

El zinc presenta un comportamiento similar al del cobre, como se puede apreciar en la Figura 4. A valores de pH en el rango 8.5 a 9.5, la formación del complejo amínico de zinc, Zn(NH₃)₄⁺², requiere menor potencial. También, se observa que la región de predominio del complejo amínico limita con los óxidos y sulfuros, lo que posibilita la disolución de estos minerales para formar el complejo amínico.

El sistema Ag-NH_3(ac)

En el diagrama Eh-pH para la plata, Figura 5, se aprecia la presencia del complejo amínico de cobre. Se puede observar que el complejo di amín Ag(I), Ag(NH₃)₂⁺, se encuentra rodeado por los complejos amínicos de cobre [Cu(NH₃)₂⁺² y [Cu(NH₃)₄⁺²] y por el sulfuro de plata; lo que indica la factibilidad de su formación a partir del sulfuro.

De todos los complejos amínicos, es de interés el complejo tetra amín Cu(II), puesto que actúa como oxidante (muy empleado en la lixiviación con tiosulfato de minerales con metales preciosos).

El sistema Au-NH_3(ac)

El diagrama Eh-pH para el sistema Au-NH_3(ac) se presenta en la Figura 6. En este diagrama se puede apreciar que son posibles dos complejos amínicos de oro, Au(NH₃)₂²⁺ y Au(NH₃)₄³⁺. No obstante, la especie más estable es el complejo di amín Au(I). Este complejo, en el diagrama, colinda con el oro metálico en la zona de estabilidad con el agua, lo que implica que se puede disolver el oro metálico en un medio acuoso amoniacal. Para solubilizar el oro como complejo amínico es necesario tener un oxidante en el medio acuoso, el H₂O₂, funciona para este propósito.

Química de la lixiviación

En las muestras minerales a ensayar, los minerales de cobre están presentes como óxidos (brocantita con malaquita y trazas de cuprita), sulfuros primarios (calcopirita con bornita) y cobre nativo en partículas pequeñas: el cobre es soluble en un medio amoniacal, tanto si está presente como óxido o como sulfuro secundario (Ordoñez, A., Alfaro, E., 2012), según la reacción:

CuO_n + 2 NH_3(ac) + 2 NH₄+ ↔ Cu(NH₃)₄²⁺ + n H₂O

Al efectuarse la lixiviación de los sulfuros primarios de cobre en medio básico, el azufre forma el anión SO₄^-2 y el fierro no pasa a la solución debido al alto pH del medio; sin embargo, se requiere la presencia de un agente oxidante, tal como el H₂O₂ (Sokic, M. et al., 2019), HCl-H₂O₂ Petrovic, S. J. et al., 2018) o bien únicamente H₂O₂ (Agakayac, T. et al., 2014). 

La ecuación propuesta para la lixiviación de la CuFeS₂ en un medio amoniacal empleando el H₂O₂, es:

CuFeS₂ + 4 H₂O₂ + 2 NH_3(ac) + 2 NH₄⁺ +11 OH- ↔

Cu(NH₃)₄²⁺ + 2 SO₄^2- + Fe(OH)3 + 8 H₂O + 7 e-

El zinc, también está presente como un mineral mixto en forma de óxidos y/o sulfuros. La lixiviación de los óxidos de zinc procede de acuerdo con la reacción:

ZnCO₃ + 2 NH_3(ac) + 2 NH₄+ ↔ Zn(NH₃)₄²⁺ + HCO₃^- + H⁺

Para el ZnS, la disolución se efectúa según: 

2 ZnS + 4 NH_3(ac) + 4 NH₄⁺ + 3 O₂ + 4 e^- ↔ 

2 Zn(NH₃)₄²⁺ + SO₄^2- + S^o + 2 H₂O

La disolución del oro se realiza en dos etapas, la primera el paso a su estado Au⁺:

Au + H₂O₂ + OH- ↔ Au⁺ + OOH^- + H₂O + e^-

 y luego el acomplejamiento con el amoniaco:

Au³⁺ + 2 NH₃ + 2 NH₄⁺ => Au(NH₃)₄³⁺ + 2 H⁺

La disolución del oro en medio amoniacal es factible, debido al equilibrio entre los complejos di amín Au(I), Au(NH₃)₂⁺, y tetra amín Au(III), Au(NH₃)₄⁺³; con el Au metálico; de acuerdo con la reacción: 

Au(NH₃)₄³⁺ + 2 Au + 2 NH_3(ac)↔ 3 Au(NH₃)₂⁺

lo que indica que la especie estable en la solución amoniacal es el complejo Au(NH₃)₂⁺, con ε° = 567 mV (Skibsted y Bjerrum, 1974); potencial que es posible obtener sin mucha dificultad en un medio amoniacal en el cual está presente un agente oxidante. Para que el oro sea soluble, es necesario oxidarlo al estado Au⁺ o Au⁺³; esto se consigue mediante la acción de un oxidante (en el caso presente el H₂O₂). 

La disolución de la plata, que se encuentra usualmente al estado de sulfuro, se realiza por dos rutas. Primero, por la acción directa del amoniaco en presencia del oxidante:

Ag₂S + 2 NH_3(ac) + 2 NH₄⁺ + 5/2 O₂↔ 2 Ag(NH₃)₂⁺ + SO₄^2- + H₂O

La segunda ruta se efectúa por la acción oxidante del ion amino cúprico Cu(NH₃)₄²⁺, presente en la solución:

Ag₂S + Cu(NH₃)₄²⁺ + 2 O₂ + 2 e^-↔ 2 Ag(NH₃)₂⁺ + Cu²⁺ + SO₄^2-

siendo el ion cúprico, Cu²⁺, nuevamente acomplejado por el exceso de amoniaco.

Recuperación metálica a partir de soluciones de lixiviación

La recuperación de los metales disueltos (Zn, Cu, Ag y Au) en el medio acuoso amoniacal puede efectuarse por diferentes métodos: cementación, electrodeposición, extracción por solventes o precipitación.

El método más rápido y económico para separar los metales es la cementación selectiva con zinc. 

La Pregnant Leaching Solution (PLS), producto de la lixiviación alcalina con amoniaco contiene a los metales de interés como complejos amínicos. Al adicionar zinc metálico (en polvo o granalla) a la PLS, se producen las reacciones siguientes:

Cu(NH₃)₄⁺² + Zn ↔ Cu + Zn(NH₃)₄⁺² 

Ag(NH₃)₂⁺ + Zn ↔ Ag + Zn(NH₃)₄⁺² 

Au(NH₃)₂⁺ + Zn ↔ Au + Zn(NH₃)₄⁺² 

Como la PLS contiene el complejo amínico, la adición de zinc metálico incrementa su contenido y permanece en la solución barren del proceso de cementación. Este metal no se pierde puesto que, al subir su concentración a mayores niveles, puede aplicarse la electrodeposición del mismo, obteniéndose zinc en polvo que puede ser empleado en el mismo proceso. 

El cemento obtenido contiene una mezcla de cobre, plata y oro. La lixiviación de este cemento en medio ácido oxidante, adicionando iones cloruro originará la disolución de los metales, de acuerdo a las reacciones:

Cu⁺² + Cl^-↔ CuCl⁺

Ag⁺ + Cl^-↔ AgCl_(s) 

Au³⁺ + 4 Cl^-↔ AuCl₄³⁺

La plata se separa como precipitado cloruro de plata.

El oro al formar el complejo AuCl₄³⁺ es posteriormente precipitado con sulfato ferroso, según la reacción:

AuCl₄³⁺ + 3 Fe²⁺↔ Au + FeCl₃(ac) + 2 Fe³⁺ + Cl^-

Finalmente, el único metal en la solución es el cobre, que puede recuperarse con fiero metálico, mediante cementación con fierro:

2 CuCl⁺ + Fe ↔ 2 Cu + FeCl₂⁺

Procedimiento experimental 

La lixiviación alcalina con NH_3(ac)-H₂O₂ ya fue experimentada preliminarmente, pero con minerales sulfurados que contenían cobre y oro. Las pruebas realizadas confirmaron la disolución del Cu y del Au con este método de lixiviación. Sin embargo, no fue posible desarrollar un trabajo adicional con aquel mineral para determinar las condiciones más adecuadas de lixiviación.

En la continuidad de la experimentación con el método propuesto, se desarrolló trabajos con la aplicación del método estadístico de diseño experimental. Así, se optó por emplear el método Taguchi, porque permite rapidez en la determinación de la influencia de los factores, con la planificación de cuatro pruebas.

La lixiviación se efectuó simulando el proceso en bateas, (Vat Leaching), proporcionando agitación mediante la recirculación de las soluciones barren y de lavado cada 12 horas.

Con la experiencia anterior, de haber realizado pruebas de lixiviación amoniacal asistida con un agente oxidante (hipoclorito) y conociendo las particularidades de este tipo de lixiviación alcalina, se determinaron las siguientes variables fijas:

ν Peso muestra: 100 g.

ν Relación solido/líquido: 1/9.

ν Rango de pH de operación: 8.5 a 9.5.

ν Temperatura de lixiviación: 15 °C.

ν Número de etapas de lixiviación: 3.

En la Tabla 1 se indican las variables y valores de experimentación, tres variables con dos niveles cada una, para evaluar la recuperación metálica.

En la Tabla 2 se anotan los valores de experimentación concordante con el método Taguchi.

El esquema del desarrollo experimental se presenta en la Figura 7. 

Debido a que las recuperaciones de cobre, zinc, plata y oro varían en cada etapa de lixiviación, se ha optado por efectuar la cementación en cada fase. 

Las etapas del proceso fueron:

ν Curado: adición de NH_3(ac) y H₂O₂ al mineral levemente humedecido. Tiempo de curado 36 h.

ν Primera lixiviación: adición de agua de lavado de tercera lixiviación hasta obtener una relación sólido/líquido: 1/9. Regulación de pH, NH_3(ac) y H₂O₂ hasta obtener las cantidades requeridas para la prueba.

Separación de la solución pregnant y adición de solución barren para lavado.

Primera cementación de la solución pregnant con polvo de zinc para obtener un cemento con contenido de Cu, Ag y Au. El zinc queda en la solución pregnant para su posterior recuperación. La solución barren regresa a etapa de primera lixiviación. Tiempo total 72 horas.

Segunda lixiviación: adición de solución barren proveniente de la segunda cementación. Regulación del pH, NH_3(ac) y H₂O₂ hasta obtener las cantidades requeridas para la prueba.

Adición de agua de lavado de primera lixiviación para obtener la relación sólido/líquido establecida.

Segunda cementación de la solución pregnant con polvo de zinc para obtener un cemento con contenido de Cu, Ag y Au. La solución barren regresa a etapa de segunda lixiviación El zinc queda en la solución pregnant para su posterior recuperación. Tiempo total 72 horas.

Tercera lixiviación: adición de solución barren proveniente de la segunda cementación. Regulación del pH, NH_3(ac) y H₂O₂ hasta obtener las cantidades requeridas para la prueba.

Adición de agua de lavado de segunda lixiviación para obtener la relación sólido/líquido establecida.

Tercera cementación de la solución pregnant con polvo de zinc para obtener un cemento con contenido de Cu, Ag y Au. La solución barren se envía a la EW para recuperar el zinc y obtener Zn en polvo que es empleado en el proceso. El contenido restante se almacena para su posterior comercialización. Tiempo total 72 horas.

El tiempo total de lixiviación es de 252 horas, lo que equivale a aproximadamente 10 días. Se tomaron muestras a las 108, 180 y 252 horas para observar la cinética de extracción. Las muestras se analizaron por zinc, cobre, plata y oro.

Resultados 

La composición química del mineral polimetálico de cabeza se anota en la Tabla 3. Las recuperaciones metálicas se determinan en base a la cabeza calculada.

Los resultados de las pruebas experimentales se presentan en la Tabla 4, con valores para los cuatro metales de interés. Se muestra la cinética de extracción de cada metal en cada etapa de lixiviación y la extracción total de cada prueba expresada en la extracción total.

La Figura 8 es una representación gráfica de la cinética de extracción de los metales de interés (Cu, Zn, Ag y Au). Como se puede observar, las mejores extracciones, para todos los metales, se obtienen en la prueba 3.

Las condiciones adecuadas se determinan por medio del diseño experimental, cuyos resultados se muestran en la Figura 9.

Como se puede apreciar, para todos los metales de interés, la concentración de NH_3(ac) debe ser la del nivel más alto, 8.5 g/L. También se observa que el amoniaco tiene un efecto muy pronunciado en la extracción del Cu, Ag y Au; no siendo significativa en la extracción del zinc.

La relación NH_3(ac)/H₂O₂ no tiene efecto pronunciado en la extracción del cobre y zinc, sin embargo, su efecto si es considerable en la extracción del oro y de la plata.

Se puede observar que el tamaño de partícula si tiene un efecto considerable sobre la extracción de todos los metales, siendo el tamaño adecuado inferior a 104 μm (140 M).

Los consumos de reactivos son los siguientes:

NH_3(ac) = 25 Kg/TM (concentración 25 g NH_3(ac)/L).

H₂O₂ = 50 L/TM (concentración al 50% w/v).

NaOH = 6 Kg/TM.

Finalmente, la prueba que dio las condiciones más adecuadas fue la tercera, con extracciones aceptables. Esto se puede observar claramente en la Figura 10, que muestra una mayor cantidad de cemento producido. Sin embargo, se requieren una mayor investigación para determinar las condiciones óptimas.

Conclusiones

1. La extracción de cobre, zinc, plata y oro de un mineral polimetálico (con presencia de óxidos en matriz de carbonatos y de sulfuros en intrusivo volcánico), es factible mediante el proceso de lixiviación alcalina NH_3(ac)-H₂O₂. 

2. El consumo de reactivos no resulta ser muy elevado, en la medida que se recirculan las soluciones. 

3. Los consumos de H₂O₂, y de NH₃ son variables a evaluar con mayor detalle en procura de lograr mayor eficiencia en el uso de estos reactivos. 

4. El cobre, plata y oro, en una primera instancia se recuperan mediante cementación con zinc, obteniéndose un cemento bulk.

5. El zinc permanece en solución y es posteriormente recuperado, cuando su concentración alcanza el valor adecuado, por EW, obteniéndose polvo de zinc que en parte se empleará en el proceso.

6. Para recuperar la plata, al cemento bulk se le lixivia en medio ácido clorurarte. Esto origina que la plata precipite como AgCl y que se separa. La plata metálica se puede obtener por diversos métodos.

7. A partir del cemento, el cobre metálico pasa a la solución como cloruro cúprico y se recupera mediante la convencional cementación con chatarra de fierro.

8. El oro es disuelto por la solución clorurarte ácida y permanece en solución. Se recuperación se realiza mediante precipitación con sulfato ferroso.

9. Estimamos que este método muestra nuevas perspectivas a la pequeña minería, ya que se pueden procesar estos polimetálicos y obtener productos con valor agregado, modificando la tradicional concentración por flotación. El empleo de esta tecnología no requiere de grandes inversiones de capital y su operación es simple.

Agradecimiento

Expresamos nuestra especial gratitud al Sr Antonio Jih Chih Chen por las facilidades dadas para la consecución de las muestras con que se realizó el presente trabajo.

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