Lixiviación con cianuro bajo agitación

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Lixiviación con cianuro bajo agitación

Lixiviación con cianuro bajo agitación

5.5.1 Diagrama de flujo general de la lixiviación con cianuro en agitación

Lixiviación con cianuro bajo agitación Por lo general, es adecuado para materiales auríferos con un tamaño de partícula tras la molienda inferior a 0,3 mm. En la figura 5-15 se muestra su diagrama de flujo principal. En comparación con la lixiviación con cianuro por percolación, la lixiviación con cianuro agitada presenta las ventajas de una menor superficie de la planta, un tiempo de lixiviación más corto, un mayor grado de mecanización, una mayor tasa de lixiviación del oro y una mayor adaptabilidad a las materias primas.

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Figura 5-15. Diagrama de flujo de la lixiviación con cianuro bajo agitación

Para mejorar la recuperación del oro y acortar el tiempo de lixiviación con cianuro, a menudo se recurre a la amalgamación, la separación por gravedad o la flotación para recuperar las partículas gruesas de oro antes de la lixiviación con cianuro. La separación por gravedad o la flotación también se utilizan habitualmente para eliminar grandes cantidades de ganga e impurezas nocivas que dificultan la lixiviación con cianuro, obteniéndose así un concentrado de oro. A continuación, el concentrado de oro se vuelve a moler antes de la lixiviación con cianuro. Cuando el mineral aurífero contiene grandes cantidades de arcilla, ocre y pizarra, y tiene un alto contenido de partículas finas de oro, el índice de flotación es bajo. En tales casos, el mineral aurífero puede molerse en una solución de extracción de oro (solución pobre) y, a continuación, someterse a una lixiviación con cianuro de lodos enteros. Por lo tanto, el material aurífero obtenido mediante lixiviación con cianuro agitada puede ser mineral en bruto, residuos de amalgamación, residuos de separación por gravedad, concentrado de oro de flotación, concentrado mixto de oro y cobre separado de la flotación, concentrado de mineral ferroso aurífero y escoria de mineral ferroso aurífero, etc.

Depósito de lixiviación con cianuro con agitación

En la lixiviación con cianuro agitado para la extracción de oro, el material que contiene oro finamente molido y el agente de lixiviación con cianuro se agitan y airean de forma continua en un tanque agitado para completar la lixiviación del oro. Según el principio y el método de agitación, los tanques de lixiviación con agitación se pueden clasificar en tres tipos: tanques de lixiviación con agitación mecánica, tanques de lixiviación con agitación por aire y tanques de lixiviación con agitación combinada mecánica y por aire.

5.5.2.1 Depósito de lixiviación con agitación mecánica

En un tanque de lixiviación con agitación mecánica, la agitación de la suspensión se lleva a cabo mediante un agitador mecánico que gira a alta velocidad. El agitador mecánico puede ser de tipo hélice, impulsor o turbina. El tanque de lixiviación agitado de tipo hélice que se muestra en la figura 5-16 es un tipo de tanque de lixiviación con agitación mecánica muy utilizado en la producción. Consta principalmente de un cuerpo de tanque, un eje vertical con una hélice, un tubo central de recepción de la suspensión 1, un tubo de circulación, una placa de cubierta 6, un tubo de alimentación de la suspensión 8 y un tubo de descarga 9. A medida que la hélice gira rápidamente, la suspensión del tanque fluye hacia el tubo central de recepción de suspensión a través de los tubos de derivación, formando un vórtice. El aire es aspirado hacia el vórtice, lo que lleva el contenido de oxígeno de la suspensión a la saturación. A medida que gira, la hélice empuja la suspensión que entra en el tubo de recepción hacia el fondo del depósito; a continuación, esta regresa desde el fondo y asciende a lo largo de la pared del depósito, volviendo a entrar en el tubo central de recepción de la suspensión a través del tubo de circulación, logrando así múltiples ciclos de circulación de la suspensión y aspirando aire de forma continua hacia el interior de la misma.

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1—Tubo de recepción de pulpa; 2—Tubo de derivación;

3—Eje vertical; 4—Hélice; 5—Soporte; 6—Tapa;

7—Canal de flujo; 8—Tubo de alimentación; 9—Tubo de descarga

Los tanques de lixiviación con agitación mecánica proporcionan una agitación uniforme e intensa de la suspensión, incorporando aire de forma continua para aumentar el contenido de oxígeno. Esto facilita la puesta en marcha tras una parada, evitando que la suspensión obstruya la hélice.

En la práctica industrial, a veces se introducen en el depósito varios tubos verticales de aire comprimido, o bien se instalan elevadores de aire en la pared interior (o exterior) del depósito para aumentar aún más el contenido de oxígeno y la intensidad de la agitación.

Además de los tanques de lixiviación con agitación por hélice, en la producción también se utilizan tanques de lixiviación con agitación por impulsor y otros tipos de tanques con agitación mecánica.

5.5.2.2 Depósito de lixiviación con agitación por aire

Los tanques de lixiviación con agitación por aire logran una agitación uniforme e intensa de la suspensión gracias a la acción neumática del aire comprimido. En la figura 5-17 se muestra el esquema estructural de un tanque de lixiviación con agitación por aire. A nivel internacional, este tipo de tanque se conoce a menudo como tanque de lixiviación agitado con aire tipo «Pachuca» o «Brown». La parte superior del tanque de lixiviación es un cilindro alto, y la parte inferior es un cono de 60 grados. Se compone principalmente del cuerpo del tanque, el tubo central, el tubo de aire comprimido, el tubo de alimentación y el tubo de descarga. Durante el funcionamiento, la suspensión entra en el tanque a través del tubo de alimentación. El tubo de aire comprimido conduce directamente a la parte inferior del tubo central. El aire comprimido asciende en forma de burbujas por el interior del tubo central, lo que hace que la densidad de la suspensión dentro del tubo central sea menor que la del espacio anular exterior al mismo. Esto hace que la suspensión suba continuamente por el interior del tubo central y descienda continuamente por el espacio anular exterior al mismo, logrando así la circulación de la suspensión. El ajuste de la presión y el caudal del aire comprimido permite regular la intensidad de agitación de la suspensión.

El tanque de lixiviación con agitación por aire puede funcionar de forma intermitente o continua. En el funcionamiento intermitente, la suspensión se descarga a través del tubo de descarga inferior al finalizar la lixiviación. En el funcionamiento continuo, la suspensión se descarga a través del tubo de descarga superior y pasa al siguiente tanque de lixiviación.

El tanque de lixiviación con agitación por aire comprimido proporciona una agitación muy intensa de la suspensión, lo que hace que el contenido de oxígeno de esta se acerque a la saturación.

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Figura 5-17: Depósito (torre) de lixiviación con agitación por aire

1—Tubo central; 2—Tubo de alimentación; 3—Tubo de aire comprimido; 4—Tubo de descarga inferior; 5—Tubo de descarga superior; 6—Cuerpo del depósito

Un tanque de lixiviación con agitación mixta es un tanque circular equipado con un elevador de aire y un rastrillo mecánico en el centro, o bien con elevadores de aire alrededor del perímetro y un tubo de circulación de lodos y un agitador en espiral en el centro. Por ello, también se denomina tanque de lixiviación con agitador de rastrillo. Los agitadores de rastrillo se utilizan en diversos modelos en el extranjero, entre ellos los modelos Dow, Denver y Worman. La figura 5-18 muestra un tanque de lixiviación con agitación mixta ampliamente utilizado en plantas de procesamiento de oro. Se compone principalmente de un cuerpo de tanque, un tubo de elevación neumática, un rastrillo, un eje vertical, un canal de flujo y un dispositivo de transmisión. La suspensión entra en el tanque a través de la entrada de alimentación situada en la parte superior. En el interior del tanque, se sedimenta en capas hacia el fondo. La suspensión concentrada del fondo, impulsada por la rotación del rastrillo (1-4 rpm), se acumula hacia la entrada del tubo de elevación hueco. Bajo la acción del aire comprimido, la suspensión concentrada asciende por el tubo de elevación neumático y se desborda hacia dos canales perforados. A continuación, vuelve a fluir hacia el depósito a través de las perforaciones de los canales, que giran con el eje vertical, lo que garantiza una distribución uniforme de la suspensión dentro del depósito. La suspensión lixiviada se descarga continuamente por la salida situada frente a la entrada de alimentación, lo que permite un funcionamiento continuo.

Este tipo de lixiviación agitada El tanque tiene un perfil bajo, no presenta sedimentos en el fondo, ofrece una elevada tasa de lixiviación del oro y un bajo consumo de cianuro.

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Figura 5-18: Depósito de lixiviación con mezclador de rastrillos

1—Tubo de elevación neumática; 2—Rastrillo; 3—Canal de flujo; 4—Eje vertical; 5—Bastidor horizontal; 6—Dispositivo de transmisión

Actualmente, en mi país se utiliza principalmente el tanque de lixiviación y mezcla de doble impulsor tipo SJ, que es un tanque de lixiviación con mezcla mecánica y por aire. La velocidad de los impulsores es relativamente baja; se inyecta aire a baja presión a través del eje hueco, lo que da como resultado una aireación uniforme, un flujo estable de mineral, un buen efecto de mezcla, un bajo consumo energético e impulsores revestidos de caucho que garantizan una larga vida útil.

5.5.3 Método de lixiviación mixta

La lixiviación mixta puede dividirse en lixiviación con cianuro y agitación continua y lixiviación con cianuro y agitación intermitente, según su método de funcionamiento. En la lixiviación con agitación continua, la suspensión fluye aguas abajo a través de varios tanques de lixiviación con agitación conectados en serie. Cuando la suspensión no puede fluir por gravedad, puede bombearse. Por lo general, la suspensión debe fluir por gravedad para minimizar el número de operaciones de bombeo y reducir el consumo de energía. En la lixiviación agitada intermitente, la suspensión se introduce en varios tanques de lixiviación agitada en paralelo. Al final de la lixiviación, la suspensión se descarga en un tanque de almacenamiento y se introduce otro lote de suspensión en los tanques de lixiviación agitada para su lixiviación.

La lixiviación con cianuro con agitación continua es la más habitual en las plantas de concentración de oro. La lixiviación con cianuro con agitación intermitente solo se utiliza en algunas plantas de concentración pequeñas, cuando se procesan determinados minerales de oro refractarios o cuando se requiere una solución de cianuro nueva para cada etapa de lixiviación.

La lixiviación continua con cianuro y agitación se lleva a cabo normalmente en entre 3 y 6 tanques de lixiviación con agitación conectados en serie.

Por lo general, los tanques de lixiviación se instalan en una configuración escalonada, lo que permite que la suspensión pase por cada tanque de forma uniforme y continua. El tiempo que tarda la suspensión en atravesar cada tanque de lixiviación debe ser igual o ligeramente superior al tiempo de lixiviación requerido en esas condiciones de lixiviación. En comparación con la lixiviación intermitente, la lixiviación continua con agitación (CSL) acorta los tiempos de carga y descarga, ofrece una mayor capacidad de procesamiento de los equipos, permite la separación continua de sólidos y líquidos de la suspensión lixiviada, elimina la necesidad de tanques de almacenamiento, reduce la superficie de la planta y el consumo de energía, y facilita la automatización del proceso y la mejora de las condiciones de trabajo. Este método de funcionamiento puede utilizarse en la mayoría de las plantas de concentración de oro.

La lixiviación intermitente con agitación se utiliza generalmente en concentradoras de oro con una capacidad de procesamiento inferior a 100 toneladas al día. Las grandes plantas de concentración suelen requerir varios, o incluso una docena, de tanques de lixiviación que funcionan en paralelo. La suspensión lixiviada se envía a un tanque de almacenamiento para la separación por lotes de sólidos y líquidos. La suspensión del tanque de almacenamiento debe agitarse continuamente para evitar que las partículas minerales se depositen.

La relación líquido-sólido durante la lixiviación con cianuro con agitación suele ser de 1:1. Cuando la lixiviación y el lavado se llevan a cabo en el mismo tanque de lixiviación, se puede añadir agua de lavado al final de la lixiviación para diluir la suspensión hasta alcanzar una relación líquido-sólido de 3:1.

5.5.4 Separación sólido-líquido y lavado de la suspensión de lixiviación La suspensión de lixiviación con cianuro agitada requiere una separación sólido-líquido para obtener una solución clara y rica en oro que permita su precipitación. Para mejorar la recuperación del oro, la fracción sólida resultante tras la separación sólido-líquido debe someterse a un lavado con el fin de recuperar la mayor cantidad posible de solución que contenga oro. En la producción, pueden utilizarse métodos de decantación, filtración y lecho fluidizado para la separación sólido-líquido y el lavado de la suspensión de lixiviación.

5.5.4.1 Método de decantación La mayoría de las plantas de concentración de oro de mi país utilizan la decantación para la separación sólido-líquido y el lavado de la suspensión de lixiviación. En el extranjero, este método se utiliza principalmente en América del Norte. La decantación se divide en decantación intermitente y decantación continua.

A. Método de decantación intermitente

El decantado intermitente se utiliza habitualmente para la separación sólido-líquido de la pulpa de lixiviación con cianuro intermitente y puede llevarse a cabo en un tanque de sedimentación o en un espesador. Cuando se utiliza un tanque de sedimentación, una vez clarificada la pulpa de lixiviación, la solución clarificada que contiene oro se descarga mediante un sifón con flotador y se envía a sedimentar el oro. La pulpa concentrada restante se devuelve al tanque de lixiviación agitado para su lavado con una solución diluida de cianuro sódico. A continuación, la pulpa se devuelve al tanque de sedimentación para su clarificación. Este proceso se repite varias veces hasta que el contenido de oro en el líquido de lavado sea insignificante. Cuando se utiliza un espesador para la separación sólido-líquido, la pulpa de lixiviación se envía al espesador para su clarificación. El rebosado se envía a la sedimentación del oro, y el fondo se devuelve al tanque de lixiviación agitado para su lavado con una solución diluida de cianuro sódico. A continuación, la pulpa se devuelve al espesador para su clarificación. Este proceso se repite varias veces hasta que el contenido de oro en el rebosado sea insignificante. El contenido de oro en la solución de lavado suele ser bajo, por lo que se puede utilizar un método de concentración por etapas para el lavado. La primera solución de lavado, tras ajustar la concentración de cianuro sódico y el pH, se utiliza como agente de lixiviación para el siguiente lote de material que contiene oro. La segunda solución de lavado se utiliza como primer agente de lavado para el siguiente lote de lodos de lixiviación de materia prima, y así sucesivamente, aumentando la concentración paso a paso. La solución de lavado final utiliza agua limpia como agente de lavado.

La decantación intermitente tiene una duración prolongada, requiere un gran volumen de solución y ocupa una gran superficie. En la actualidad, rara vez se utiliza en la industria, salvo en plantas de cianuro con capacidades de procesamiento reducidas.

B. Método de decantación continua a contracorriente

Los métodos de decantación continua utilizados en la industria son, en su mayoría, métodos de decantación a contracorriente (denominados «proceso CCD»), en los que la suspensión de lixiviación y la solución de lavado se desplazan en direcciones opuestas. La operación se lleva a cabo en varios espesadores de una o varias capas conectados en serie.

a. Espesador de una sola capa con lavado continuo a contracorriente

Se pueden utilizar varios espesadores de una sola capa conectados en serie para la separación sólido-líquido y el lavado continuo a contracorriente de la suspensión de lixiviación agitada. En la figura 5-19 se muestra un proceso típico. El método de lavado continuo a contracorriente con espesadores de una sola capa presenta las ventajas de un funcionamiento sencillo, una elevada tasa de lavado del oro disuelto y una fácil automatización. Sin embargo, el equipo ocupa una gran superficie y la suspensión debe bombearse varias veces.

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Figura 5-19: Diagrama de flujo típico del lavado continuo a contracorriente con inclinación

Por lo tanto, muchas plantas de cianuro suelen adoptar un proceso de lavado continuo a contracorriente que utiliza espesadores multietapa.

Para mejorar la eficiencia de la concentración y reducir el espacio ocupado por los equipos, a finales de la década de 1970, la mina de oro de Elandsrand, en Sudáfrica, y las empresas Silver King Mining y Houston International Minerals, en Nevada (EE. UU.), adoptaron sucesivamente un nuevo tipo de espesador de alta eficiencia. Elandsrand lo utilizó para espesar el rebosado del hidrociclón, mientras que Silver King y Houston lo emplearon para el lavado por decantación en contracorriente de la suspensión de lixiviación. La suspensión se desgasifica primero y luego se mezcla antes de entrar en el espesador (Figura 5-20). El floculante se añade al mezclador en al menos tres etapas para mezclarse con la suspensión. El mezclador está equipado con un impulsor para garantizar una distribución uniforme del floculante en la suspensión. La suspensión mezclada con el floculante fluye hacia el depósito inferior del mezclador. El depósito inferior del mezclador está equipado con placas radiales inclinadas para aumentar la superficie de concentración. El flujo inferior concentrado se retira mediante un mecanismo de rastrillo. La solución precipitada se filtra a través de los flóculos en la capa de compresión y se descarga por la tolva de rebose superior. El espesador de alta eficiencia es de tamaño reducido y muy eficaz, hasta 10 veces más eficiente que los espesadores convencionales, por lo que requiere una menor inversión. Sin embargo, es más sensible a los cambios en el tamaño de las partículas del mineral y en sus propiedades.

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Figura 5-20: Vista esquemática en sección transversal de un espesador de alta eficiencia

1—Dispositivo de accionamiento del brazo rastrillo; 2—Dispositivo de accionamiento del mezclador; 3—Tubo de adición de floculante;

4—Mezclador; 5—Brazo rastrillo; 6—Tubo de alimentación; 7—Canal de rebose; 8—Tubo de descarga de arena sedimentada; 9—Sistema de desgasificación

b. Lavado continuo a contracorriente con espesador multicapa

La estructura de un espesador multicapa es muy similar a la de un espesador monocapa con accionamiento central, salvo que se apilan varios (normalmente entre 2 y 5) espesadores monocapa. Entre las capas se utiliza un dispositivo de sellado de lodo (compuerta intercapa) para evitar que el desbordamiento (líquido clarificado) de la capa inferior llegue a la capa superior.

En mi país, las plantas de tratamiento de oro suelen utilizar espesadores de dos o tres capas. La figura 5-21 muestra el principio del lavado continuo a contracorriente en un espesador de tres capas. Los bastidores de rastrillos de cada espesador están fijados al mismo eje vertical, que gira impulsado por un motor eléctrico. Entre las capas se instalan compuertas intercalares, y las tuberías de rebose de cada capa están conectadas al depósito de líquido de lavado. A medida que el rastrillo gira lentamente, el flujo inferior de la capa superior puede drenarse suavemente hacia la siguiente capa, pero el líquido clarificado de la capa inferior no puede entrar en la capa superior. Las suspensiones entre las capas están interconectadas y pueden mantener una estabilidad relativa gracias al equilibrio hidrostático. Por lo tanto, la boca de rebose de la capa inferior de líquido clarificado en el depósito de lavado debe estar más alta que la superficie del líquido de la capa superior. Sea Δh la diferencia de altura; su valor puede calcularse mediante la siguiente fórmula:

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Puerta entre plantas (sección transversal)

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Figura 5-21: Diagrama esquemático del principio de lavado continuo a contracorriente de un espesador de tres capas

1—Eje central; 2—Bastidor del rastrillo; 3—Entrada; 4—Orificio de descarga;

5—Tubo de líquido de lavado; 6—Tubo de rebose; 7—Tubo de líquido de lavado; 8—Tubo de rebose; 9—Tubo de líquido de lavado; 10—Depósito de rebose; 11—Depósito de líquido de lavado

En la fórmula, △h: la altura de la salida de rebose inferior por encima de la superficie superior del líquido;

h: la altura del flujo inferior superior;

p: la densidad del flujo inferior concentrado;

Po: la densidad del líquido clarificado.

Durante el funcionamiento, la suspensión de lixiviación entra en la capa superior del espesador multicapa a través de la tubería de alimentación. El flujo inferior atraviesa cada capa de forma secuencial y, finalmente, se descarga a través de la salida inferior. El líquido de lavado (normalmente una solución para la extracción de oro) entra en el espesador inferior a través de la tubería de líquido de lavado para lavar el flujo inferior descargado de la capa superior. Su rebosado entra en el compartimento II del depósito de líquido de lavado a lo largo de la tubería de rebosado y, a continuación, entra en el segundo espesador a través de la tubería 7 para lavar el flujo inferior descargado del primer espesador. El rebosado del segundo espesador entra en el compartimento I del depósito de líquido de lavado a través de la tubería de rebosado; a continuación, entra en el primer espesador a través de la tubería de líquido de lavado 9 para lavar la suspensión. El rebosado descargado del primer espesador es la solución preciosa que contiene oro. La figura 5-22 muestra el diagrama de equilibrio de la solución del lavado continuo a contracorriente utilizando un espesador de tres capas en una planta de cianuro de mi país. El material aurífero se trituró hasta un tamaño de 88%-0,037 mm, la concentración de alimentación fue de 27,8%, la concentración de descarga fue de 57,72% y la tasa de lavado del oro disuelto fue del 98,86%.

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Figura 5-22: Proceso de lavado continuo a contracorriente de un espesador de tres capas en una planta de cianuro

Método de filtración

La separación sólido-líquido y el lavado en la filtración pueden realizarse de forma continua o intermitente. En el funcionamiento continuo se suelen utilizar filtros de vacío cilíndricos y filtros de vacío de discos, mientras que en el funcionamiento intermitente se suelen emplear filtros de vacío de bastidor y prensas de filtro. La filtración continua es más habitual en las plantas de concentración de oro.

La filtración intermitente se utiliza generalmente para la separación sólido-líquido de lodos de cianuro difíciles de filtrar, lo que permite un lavado más prolongado de la torta de filtración. Sin embargo, su capacidad de procesamiento es menor y requiere una superficie mayor, por lo que se suele emplear en concentradoras de oro con capacidades de procesamiento más reducidas.

La concentración de la suspensión de lixiviación con cianuro agitada es relativamente baja, normalmente en torno a 30%. Para mejorar la capacidad de procesamiento y la eficiencia de filtración del filtro, la suspensión de lixiviación con cianuro suele concentrarse y deshidratarse primero, y el flujo inferior concentrado se envía posteriormente al filtro. Se pueden añadir floculantes durante la concentración para alcanzar una concentración del flujo de fondo superior a 55% antes de la filtración. La torta filtrada debe lavarse varias veces para recuperar la solución que contiene oro arrastrada mecánicamente. Por lo general, primero se lava con una solución diluida de cianuro de sodio, seguida de un lavado con agua limpia. Para lavar la torta de filtración se suele emplear un método de filtración y lavado en dos etapas. La figura 5-23 muestra el proceso de filtración y lavado de una planta de cianuración que utiliza un concentrador y dos filtros.

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Figura 5-23: Proceso de filtración y lavado en tres etapas de una planta de cianuro

La tasa de lavado del oro disuelto en esta planta es de 98,271 TP3T.

Algunas plantas de procesamiento de cianuro de Sudáfrica han adoptado filtros de cinta al vacío de 60 m² y 120 m². El filtro de cinta al vacío se compone principalmente de un bastidor, una rueda motriz, una rueda de cola, una cinta anular, una cinta de relleno, una cámara de vacío y una caja de aire (Figura 5-24). La cinta anular presenta numerosas ranuras de drenaje transversales, cuyo fondo está inclinado desde ambos lados hacia el centro. En el centro de la cinta hay orificios pasantes longitudinales, con un orificio en cada ranura de drenaje para recoger y descargar el filtrado. El filtrado fluye hacia la cámara de vacío situada debajo de la cinta. Sobre la correa se coloca una tela filtrante; esta es accionada por un dispositivo de transmisión a través de la rueda motriz y la rueda de cola. La parte superior de trabajo de la correa se desplaza sobre el colchón de aire, presionando únicamente contra la cámara de vacío fija dentro del rango de vacío y arrastrándose a lo largo de la misma. Para evitar el desgaste, se coloca debajo de la correa una correa de relleno estrecha y pulida. La cinta de acolchado se desplaza junto con la cinta anular y puede sustituirse rápidamente cuando se desgasta. La suspensión se alimenta desde arriba mediante un distribuidor sobre la tela filtrante firmemente fijada a la cinta. La filtración al vacío empuja la solución a lo largo de las ranuras de drenaje de la cinta y a través de los orificios de drenaje hacia una cámara de vacío, y de ahí a un depósito de almacenamiento. El filtro de cinta se puede dividir en tres zonas: una zona de filtración por succión, una zona de lavado y una zona de secado. Tras pasar por la zona de secado y la rueda motriz, la tela filtrante se separa de la cinta transportadora. La torta de filtración se descarga mediante el rodillo de descarga. La cinta de tela filtrante pasa a través de un lavador por chorro, una rueda tensora y un sistema automático de ajuste de separación, alineándose con la cinta transportadora en la polea de cola para un funcionamiento continuo y automatizado. Se instala un turbidímetro para medir la turbidez del filtrado, lo que permite supervisar en tiempo real el estado de funcionamiento de la tela filtrante. Los filtros de cinta pueden realizar filtración y lavado en varias etapas, no requieren la suspensión del pastel de filtración, tienen una alta capacidad de procesamiento y eficiencia, y permiten una fácil sustitución de la tela filtrante. Sin embargo, requieren una inversión inicial significativa, tienen altos costes de mantenimiento y su funcionamiento es relativamente complejo.

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Figura 5-24: Diagrama esquemático de la estructura de un filtro de cinta

1—Cilindro de lechada y distribuidor de lechada; 2—Distribuidor de agua de lavado; 3—Rueda motriz;

4—Cinta transportadora continua; 5—Tela filtrante continua; 6—Rueda trasera

La filtración intermitente suele realizarse mediante prensas de filtro de placas y bastidor, aunque también pueden utilizarse prensas automáticas de este tipo para la separación sólido-líquido y el lavado de lodos de cianuro.

5.5.4.3 Método de lecho fluidizado

La separación sólido-líquido y el lavado en lecho fluidizado suelen llevarse a cabo en una columna de lavado de lecho fluidizado (torre). La columna de lavado de lecho fluidizado (torre) es un cilindro hueco alto y esbelto (Figura 5-25). Se utiliza principalmente para eliminar las arenas minerales de la suspensión de lixiviación y para lavar dichas arenas. Consta de tres partes: una cámara de expansión, el cuerpo de la columna y un fondo cónico. En el centro de la cámara de expansión se encuentra un cilindro de alimentación, que permite que la suspensión de lixiviación entre en la cámara de expansión de forma suave y uniforme. El líquido de lavado se introduce por la interfaz entre la sección de lavado y la sección de compresión, y se distribuye uniformemente por toda la sección transversal de la columna mediante un dispositivo de distribución. En la sección de lavado, el mineral y el líquido de lavado se mueven en contracorriente. La solución aurífera y las partículas minerales finas de la suspensión se descargan por el aliviadero superior junto con el agua de lavado, y a continuación se filtran para obtener una solución aurífera clara. El mineral se asienta hacia abajo a través de la cámara de expansión y se somete a un lavado a contracorriente en la sección de lavado, formando un lecho fluidizado con una capa superior más delgada y una capa inferior más espesa. El mineral lavado se asienta en la sección de compresión. En la sección de compresión, el mineral se comprime y se concentra, desciende en estado de lecho móvil y, finalmente, se descarga por la parte inferior de la columna.

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Figura 5-25: Diagrama esquemático del principio de funcionamiento y la estructura de la columna de lavado

Clarificación de las soluciones auríferas

Las soluciones que contienen oro deben clarificarse antes de pasar al proceso de precipitación de oro por desplazamiento, con el fin de mejorar la eficiencia del proceso y reducir el consumo de reactivos.

La solución aurífera obtenida a partir de la suspensión de lixiviación tras la separación sólido-líquido y el lavado contiene una pequeña cantidad de lodos y sólidos en suspensión difíciles de sedimentar. Estas impurezas, al introducirse en el proceso de precipitación de oro por desplazamiento, contaminan la superficie del zinc, reducen la velocidad de precipitación del oro y consumen el cianuro presente en la solución. En la actualidad, se utilizan ampliamente los clarificadores de bastidor para clarificar las soluciones auríferas, seguidos de los prensas de filtro. Las minas pequeñas pueden utilizar cajas de filtro de arena y tanques de sedimentación.

Una caja de filtro de arena consta de un medio filtrante (tela filtrante, lona o sacos de arpillera) colocado sobre un falso fondo. A continuación, se colocan sobre el medio filtrante una capa de grava de 120-150 mm de espesor y una capa de arena fina de 60 mm de espesor. Por lo general, se utilizan dos cajas de filtro de arena para su sustitución periódica. La arena fina debe sustituirse al limpiar la caja de filtrado de arena. Al igual que los tanques de sedimentación, los filtros de arena tienen una baja eficiencia de producción y un efecto de clarificación deficiente, pero su estructura sencilla suele permitir su uso en combinación con clarificadores de bastidor.

Las telas filtrantes utilizadas en la clarificación de soluciones que contienen oro suelen obstruirse con carbonatos, sulfuros o lodos minerales. Para eliminar estos efectos nocivos, normalmente no se instala un depósito de almacenamiento intermedio entre la filtración y la clarificación, con el fin de acortar el tiempo de contacto entre la solución que contiene oro y el aire, reduciendo así la cantidad de dióxido de carbono disuelto en la solución. El equipo de clarificación debe limpiarse con regularidad, y la tela filtrante debe lavarse con ácido clorhídrico de 1%–1,5% para eliminar los precipitados de carbonato cálcico.

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Figura 5-26: Depósito de mezcla de aire de fondo plano

1—Protector contra salpicaduras; 2—Válvula de compuerta; 3—Tubo central de elevación de aire;

4—Tubo de soporte de acero inoxidable; 5—Tubo cónico de entrada de aire; 6—Base de hormigón; 7—Orificio de observación; 8—Tolva de alimentación; 9—Tolva de descarga; 10—Tubo de rebose; 11—Tubo de desagüe

Ejemplo de aplicación de la extracción de oro mediante agitación con cianuro: La antigua planta de cianuración de la mina de oro de Sint Helena, que entró en funcionamiento en 1951, fue reconstruida debido al aumento del volumen de mineral, la grave corrosión de la planta, la obsolescencia de los equipos y la disminución de la recuperación de oro. El diseño de la nueva planta incorporó las prácticas de trituración de la antigua planta desde 1956 y de la mina de oro de Leslie desde 1963, así como la experiencia de la concentradora de Kinross desde 1967 en la reducción de los costes de producción y el ahorro de mano de obra. La nueva planta se terminó y entró en funcionamiento en septiembre de 1976, con una capacidad de procesamiento mensual de 300 000 toneladas de mineral. La nueva planta elimina las operaciones de clasificación y trituración de roca estéril; el mineral es quebradizo y el mineral procedente de la mina se introduce directamente en el molino autógeno o se alimenta con bolas de acero de 100 mm. Se utiliza un sistema de circuito cerrado compuesto por un molino autógeno y un molino hidrociclónico Krebs para moler el mineral hasta un tamaño de -200 mesh. A continuación, la suspensión se introduce en diez tanques de fondo plano agitados con aire (Figura 5-26) para su cianuración. La suspensión se hace circular mediante un elevador de aire situado en el centro del tanque, rodeado de seis boquillas de aire a alta presión para agitarla y evitar la sedimentación. La suspensión lixiviada se filtra mediante un filtro de vacío. El licor precioso se clarifica utilizando una caja de filtro de arena de flujo ascendente y se desoxida mediante una torre de desgasificación Klaus. El lodo aurífero obtenido de la lixiviación por desplazamiento con polvo de zinc se deshidrata mediante un filtro de cinta horizontal y, a continuación, se tuesta en un horno de túnel. Tras el tostado y el secado, el lodo aurífero se funde en un gran horno de arco eléctrico para acortar el tiempo de fundición. El polvo se recoge mediante un colector de polvo de mangas.

La mina de oro New Occidental produce pizarra silicificada y arenisca auríferas de grano fino, con un contenido de 8,7 g/t de oro, aproximadamente 1% de calcopirita y entre 1 y 2% de pirrotita. Para reducir el consumo de cianuro y mejorar la recuperación de oro, se añade óxido de plomo durante la lixiviación con cianuro, además de controlar cuidadosamente la alcalinidad de la lixiviación. El flujo de procesamiento se muestra en la figura 5-27, con una capacidad de procesamiento de 8 000 toneladas al mes. El mineral se tritura hasta alcanzar un tamaño de 9,5 mm y, a continuación, se muele a una granulometría de 90%-200 mesh utilizando cal, cianuro y óxido de plomo en un proceso de molienda de circuito cerrado en dos etapas. El rebosado de la suspensión de lixiviación se concentra y, a continuación, se envía a cuatro tanques agitados Deverow conectados en serie para la cianuración durante 30 horas. El rebosado de la suspensión de lixiviación concentrada y el líquido de lavado del flujo de fondo se devuelven a la operación de molienda. El rebosado durante la lixiviación contiene 0,06% de NaCN y 0,007% de CaO. El consumo de reactivos fue: NaCN 1,14 kg/tonelada, CaO 1,4 kg/tonelada, PbO 300 g/tonelada. El rebosado (solución que contiene oro) de la suspensión de mineral concentrada se clarificó, se desoxidó y se sometió a un proceso de desplazamiento con polvo de zinc para producir un precipitado que contiene oro. Tras el tueste, se añadió un oxidante para la fundición, lo que dio lugar a lingotes de oro en aleación con alto contenido en cobre. A continuación, estos lingotes se fundieron con azufre para eliminar parte del cobre, lo que dio como resultado un lingote de oro aleado que contenía 86% de oro, 4% de plata y 10% de metales básicos (principalmente cobre). La tasa de recuperación del oro fue del 91%. Aunque la planta ha cesado su producción, su experiencia en este ámbito tiene cierta relevancia práctica.

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Figura 5-27: Diagrama de flujo de la nueva mina de oro de Oxytontal

Tras 30 horas, el rebosado procedente de la concentración de la suspensión de lixiviación y el líquido de lavado del flujo de fondo se devuelven a la operación de molienda. El rebosado durante la lixiviación contiene 0,06% de NaCN y 0,007% de CaO. El consumo de reactivos es: NaCN 1,14 kg/ton, CaO 1,4 kg/ton, PbO 300 g/ton. El rebosado (solución que contiene oro) procedente de la concentración de la suspensión de molienda se clarifica, se desoxida y se somete a un proceso de sustitución con polvo de zinc para producir un precipitado que contiene oro. Tras el tueste, se añade un oxidante para la fundición, con el fin de producir lingotes de oro en aleación con alto contenido en cobre. A continuación, estos lingotes se funden con azufre para eliminar parte del cobre, produciendo lingotes de oro en aleación que contienen 86% de oro, 4% de plata y 10% de metales básicos (principalmente cobre). La tasa de recuperación de oro es del 91%. Aunque la planta ha cesado su producción, su experiencia productiva tiene cierta relevancia práctica. 5.5.6.2 Flotación y extracción de oro con cianuro

Una planta de concentración de oro de mi país procesa mineral de cuarzo que contiene pirita. Los principales minerales metálicos son la pirita, la pirrotita, la esfalerita, la galena, la calcopirita, la magnetita, la argentita y el oro nativo. Los minerales de ganga son principalmente cuarzo, sericita, plagioclasa, dolomita, anfibolita y caolín. El oro nativo se presenta en formas redondeadas, alargadas e irregulares dentro de la calcopirita, la pirita y el cuarzo. El mineral en bruto contiene aproximadamente 10 g/t de oro y 0,11 TP3T de cobre.

La planta emplea un proceso combinado de flotación y extracción de oro con cianuro. Tras la flotación mixta y la flotación separada, el mineral produce un concentrado de oro y cobre y un concentrado de oro y azufre. El concentrado de oro y cobre contiene entre 500 y 1000 g/t de oro y 4% de cobre, con una tasa de recuperación del oro de aproximadamente 50% y una tasa de recuperación del cobre de aproximadamente 50%. El concentrado de azufre aurífero contiene entre 80 y 100 g/t de oro, menos de 0,1% de cobre y entre 35 y 40% de azufre, con una tasa de recuperación del oro de aproximadamente 40%. El concentrado de oro y cobre se envía a una fundición para su posterior procesamiento, mientras que el concentrado de azufre aurífero se utiliza para la producción de oro in situ mediante cianuración agitada, tal y como se muestra en la figura 5-28. El concentrado de azufre aurífero se vuelve a moler hasta un tamaño de 98%-0,074 mm y tiene un pH de 11. Tras la concentración (con la adición del coagulante n.º 3), se eliminan el xantato, el aceite n.º 2 y las sales solubles, lo que da como resultado una concentración del flujo inferior de 25%-30%. A continuación, el flujo de fondo se envía a cinco tanques conectados en tándem y agitados mecánicamente para la lixiviación con cianuro. También se introducen varias tuberías de aire comprimido en los tanques para la aireación. La concentración de cianuro sódico durante la lixiviación es de 0,1%-0,12%, el pH es de 10 y, tras 24 horas de lixiviación, la tasa de lixiviación del oro es del 94,2%. La suspensión lixiviada se envía a un espesador de tres capas para la separación sólido-líquido y el lavado continuo a contracorriente. Los residuos cianurados contienen aproximadamente 2 gramos de oro por tonelada y entre 35% y 40% de azufre. Tras el secado natural en un estanque de residuos, se comercializan como concentrado de azufre. El rebosado (solución preciosa) del espesador de tres capas contiene más de 10 gramos de oro por metro cúbico. Tras la clarificación en un filtro de arena, se envía a un baño de desplazamiento con alambre de zinc para la precipitación del oro. Durante el proceso de desplazamiento se añade acetato de plomo, con lo que se alcanza una tasa de precipitación del oro del 99,5%. La solución libre de oro (solución pobre) contiene entre 0,1 y 0,05 gramos de oro por metro cúbico. Una parte de esta solución se devuelve a la capa inferior del espesador de tres capas para su lavado, mientras que el resto se trata con polvo blanqueador y se desecha.

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Figura 5-28: Concentrado de azufre aurífero procedente de una planta de enriquecimiento en China

Flujo del proceso de cianuración con agitación

El lodo aurífero obtenido de la precipitación del oro contiene entre 2% y 5% de oro. Tras su lavado con ácido sulfúrico, secado y calcinación, se añaden nitratos y bórax como fundentes y se funde en un convertidor para producir una aleación de oro que contiene entre 40% y 50% de oro. La tasa de recuperación de la fundición de oro alcanza el 98%, y la tasa total de recuperación de oro es del 85%. El consumo de materiales (kg/tonelada) para el tratamiento del concentrado de azufre aurífero en esta planta es el siguiente: cianuro de sodio 7,22; acetato de plomo 0,36; alambre de zinc 5,17; y polvo blanqueador 6,95. Debido al bajo contenido en cobre del mineral en bruto, la planta ha eliminado la separación por flotación. El concentrado de flotación mixto se vuelve a moler y, a continuación, se somete directamente a cianuración para extraer el oro, mediante un proceso de dos etapas de lixiviación y dos de lavado. La suspensión de lixiviación con cianuro de la segunda etapa se envía a un espesador de tres capas para la separación sólido-líquido y el lavado a contracorriente. El rebosado se devuelve a la primera etapa de lixiviación con cianuro, y el fondo se filtra al vacío para obtener concentrado de azufre destinado a la venta. La suspensión de cianuro de la primera etapa se somete a separación sólido-líquido y lavado a contracorriente en un espesador de tres etapas. El licor precioso resultante, tras su clarificación en un clarificador de bastidor, se envía a un proceso de precipitación de oro por desplazamiento con polvo de zinc. El lodo de oro resultante se seca y se envía a un convertidor para su fundición. El licor pobre obtenido del desplazamiento y el filtrado de la filtración al vacío del flujo inferior del espesador de tres etapas de la segunda etapa, salvo una parte que se devuelve para su uso como líquido de lavado, se regeneran mediante acidificación con ácido sulfúrico para recuperar el cianuro. Tras la absorción con una solución de hidróxido de sodio, se obtiene una solución alcalina de cianuro de sodio que contiene 20,35% de cianuro de sodio y 0,67% de hidróxido de sodio, la cual se devuelve al proceso de lixiviación con cianuro, lo que permite ahorrar una cantidad significativa de cianuro de sodio.

Otra planta de tratamiento de oro de mi país procesa mineral de cuarzo que contiene oro y pirita. Los principales minerales metálicos son la pirita, la magnetita, la limonita, la molibdenita y el oro nativo, mientras que los minerales de ganga son principalmente cuarzo, carbonatos, plagioclasa y sericita. El mineral en bruto contiene 6 gramos de oro por tonelada, con finos granos de oro estrechamente asociados a la pirita. La planta emplea un proceso combinado de flotación y cianuración agitada para la extracción del oro (Figura 5-29). El mineral se somete a flotación para obtener un concentrado de azufre aurífero, que contiene 117,5 g/t de oro, 43,17 g/t de plata, 0,18% de cobre, 0,05% de molibdeno, 25,26% de azufre y 1,54% de carbono, con una tasa de recuperación de oro del 96%. Tras la concentración, la filtración y la eliminación de reactivos, el concentrado de azufre aurífero se vuelve a moler de forma continua en dos etapas hasta alcanzar un tamaño de partícula de 98%-0,044 mm, y a continuación se introduce en cuatro tanques de lixiviación con agitación mecánica, equipados con dispositivos de aireación para la lixiviación con cianuro. Se utiliza cal como álcali protector y se añade al molino de remolienda de la primera etapa. El pH de lixiviación es de 10, la concentración de cianuro sódico es de 0,1%, el tiempo de lixiviación es de 36 horas, la concentración de la pulpa es de 25%–30%, y la tasa de lixiviación del oro alcanza el 94%–96%. La suspensión de lixiviación se somete a una separación sólido-líquido y a un lavado continuo a contracorriente mediante un espesador de doble capa y un filtro, con lo que se alcanza una tasa de lavado del oro superior al 98%. La solución que contiene oro, con un contenido de oro de 20 g/m³, se clarifica en un filtro de arena mediante la adición de acetato de plomo y, a continuación, se envía a la precipitación por desplazamiento con alambre de zinc. El tiempo de precipitación por desplazamiento es de 90 minutos, con lo que se alcanza una tasa de precipitación por desplazamiento del oro superior al 99%. El lodo de oro se funde y se moldea en lingotes para obtener oro aleado. La solución de eliminación de oro contiene aproximadamente 0,06 g/m³ de oro y, por lo general, se desecha tras su tratamiento con polvo blanqueador o cloro gaseoso. La torta de filtración (residuos de cianuro) tras la filtración y el lavado se envía a un sistema de flotación de molibdeno, donde se añaden 8000 g/tonelada de vidrio soluble, 80 g/tonelada de queroseno y 60 g/tonelada de aceite n.º 2 para producir un producto intermedio de molibdeno que contiene 13% de molibdeno. Tras el tostado oxidativo, el producto intermedio de molibdeno se somete a un tratamiento químico para producir molibdato de amonio y residuos. Los residuos contenían aproximadamente 300 gramos de oro por tonelada, debido principalmente a la pérdida de oro por adsorción de parte de la materia carbonosa presente en el concentrado de azufre aurífero. Los residuos se devolvieron junto con el concentrado de azufre aurífero para su lixiviación con cianuro con el fin de recuperar el oro. Los residuos de flotación de molibdeno contenían aproximadamente entre 25% y 30% de azufre y se vendían a una planta de ácido sulfúrico. El consumo de materiales (kg/tonelada) para el procesamiento del concentrado de azufre aurífero fue el siguiente: cianuro de sodio 8; cal 12; acetato de plomo 3; alambre de zinc 2–3. Posteriormente, la planta se sometió a mejoras técnicas; la precipitación de oro mediante sustitución con alambre de zinc se sustituyó por la precipitación de oro mediante sustitución con polvo de zinc. Tras la clarificación, la solución que contenía oro se enviaba a un desaireador para su desoxidación, a lo que seguía la precipitación del oro mediante polvo de zinc. Esto aumentó el contenido de oro en el lodo aurífero, redujo el consumo de zinc y de fundente, y mejoró la tasa global de recuperación de oro.

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Figura 5-29: Diagrama de flujo de una planta de beneficio de oro en mi país para la extracción de oro mediante tratamiento con cianuro agitado

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