ES2255299T3

ES2255299T3 - Procedimiento de tratamiento de minerales que contienen metales preciosos.

Info

Publication number: ES2255299T3
Application number: ES99947120T
Authority: ES
Inventors: Michael Matthew Hourn; Rodrigo Ulep Ventura; John Anthony Willis; David Winborne
Original assignee: Xstrata Queensland Ltd
Current assignee: Glencore Queensland Ltd
Priority date: 1998-09-21
Filing date: 1999-09-20
Publication date: 2006-06-16
Anticipated expiration: 2019-09-20
Also published as: DE69926661D1; WO2000017407A1; PE20001188A1; PA8482201A1; NZ511616A; AR023666A1; EP1171641B1; EP1171641A1; EP1171641A4; MY118964A; ATE301729T1; CA2349940A1; US6833021B1; DE69926661T2; CA2349940C

Abstract

Un procedimiento de recuperación de un metal precioso a partir de un metal refractario que contiene el metal precioso, comprendiendo el procedimiento tratar el material refractario antes de la lixiviación para recuperar el metal precioso, comprendiendo el procedimiento: moler el material a un tamaño de partícula de P80 de menos de 25 micrómetros y lixiviar el material a presión atmosférica con una solución que comprende cal y/o piedra caliza en presencia de un gas que contiene oxígeno, siendo mantenida la lixiviación entre un pH de entre aproximadamente 6 a 10 para formar un material tratado; y someter el material tratado a una etapa de lixiviación separada para recuperar el metal precioso.

Description

Procedimiento de tratamiento de minerales que contienen metales preciosos.

Campo de la invención

La presente invención se refiere a un procedimiento para lixiviar minerales o concentrados sulfurosos y/o minerales carbonados refractarios y, en particular, está dirigida a un procedimiento de recuperación de metales preciosos contenidos en los minerales o concentrados.

Técnica anterior

El oro se extrae generalmente de minerales que contienen oro mediante tratamiento con una solución de cianuro que solubiliza el oro. Sin embargo, en algunos minerales, el oro está presente en forma de micropartículas encapsuladas dentro del mineral. En tales minerales, el oro no puede extraerse por técnicas tradicionales de cianuración. Estos tipos de minerales se conocen como minerales refractarios y son típicamente minerales sulfurosos y/o carbonados. Estos minerales también pueden contener, junto con sulfuros, otros compuestos de otros elementos del Grupo VIA tales como Selenio y Telurio.

Con el fin de extraer oro de minerales sulfurosos refractarios, primero han de tratarse los minerales para liberar el oro de manera que sea accesible a la lixiviación con cianuro. Típicamente, un mineral refractario es tratado mediante oxidación del mineral, dando como resultado la destrucción química del componente refractario del mineral, liberando metales preciosos para una recuperación posterior. Procedimientos conocidos de oxidación de minerales refractarios incluyen calcinación, lixiviación asistida por bacterias y lixiviación del mineral,a temperaturas y presión elevadas en condiciones ácidas.

Un ejemplo de tal procedimiento de tratamiento de minerales sulfurosos se conoce como el procedimiento de Sherritt, que incluye las etapas de preparación de alimentación, oxidación a presión en presencia de ácido y oxígeno, separación sólido/líquido, neutralización del líquido y recuperación del oro de los sólidos oxidados por cianuración. Las condiciones de operación requeridas en este procedimiento se encuentran a temperaturas de entre aproximadamente 150ºC a 210ºC, una presión total de 2.100 kPa, una densidad de pulpa de 20% a 30% de sólidos en masa, una concentración de ácido de 20 - 100 g/l y un tiempo de espera de dos a tres horas. La oxidación debe realizarse en un autoclave y requiere una fuente de oxígeno.

Los costes de capital asociados a la provisión de los autoclaves y la satisfacción de la alta demanda de oxígeno son elevados y pueden ser prohibitivos para la construcción en sitios alejados, para operaciones a media y pequeña escala y para mineral de calidad inferior. Es posible lixiviar en condiciones menos agresivas pero, en este caso, las velocidades de lixiviación y la recuperación son demasiado bajas para ser económicamente viables.

Se han llevado a cabo intentos de reducir las condiciones agresivas y de reducir las presiones y temperaturas necesarias manteniendo la viabilidad económica de los procedimientos de tratamiento de minerales refractarios. A título de ejemplo, la solicitud de patente australiana nº 27182/92 describe el sometimiento de un concentrado de minerales a una molienda fina antes de la lixiaviación. La molienda fina al 80% de tamaño de paso por el tamiz de 15 micrómetros o menos ha permitido realizar la lixiviación en condiciones menos agresivas a temperaturas de 95-110ºC y presiones de aproximadamente 1000 kPa.

Así, mientras que se han hecho algunos progresos en la reducción de los parámetros operacionales al usar oxígeno como oxidante, la lixiviación debe realizarse todavía bajo presión.

El documento US5536480 describe también el sometimiento de un mineral a una molienda fina antes de la lixiviación ácida a presión. En este caso, el mineral sulfuroso refractario contiene material carbonado y el mineral es molido a un tamaño de partícula de 40 micrómetros o menos. Se ha demostrado que, para obtener una recuperación aceptable de oro, era necesario oxidar el material a una temperatura mínima de 200ºC y obtener una oxidación de azufre mínima de 96%.

También es conocido lixiviar por oxidación especies de mineral con iones férricos en condiciones ácidas. Típicamente, el ión férrico es un agente oxidante más eficaz que el oxígeno, lo que significa que la oxidación con iones férricos se puede realizar en condiciones menos agresivas. Es conocida la lixiviación oxidativa a presión atmosférica usando iones férricos. Una desventaja de lixiviar con iones férricos es que los iones férricos se reducen en iones ferrosos durante la reacción de lixiviación. Por lo tanto, a medida que se reciclan las soluciones de lixiviación, deben regenerarse iones férricos oxidando los iones ferrosos reducidos.

Otra desventaja con los procedimientos de lixiviación anteriormente mencionados para la recuperación de metales preciosos es que estos funcionan en condiciones ácidas. Una dificultad de lixiviar en condiciones ácidas es que los minerales que contienen una fracción orgánica de carbono, conocidos como minerales carbonados, no pueden tratarse fácilmente para obtener niveles aceptables de recuperación de metales preciosos. Los metales preciosos como el oro se recuperan típicamente a partir de una solución de lixiviación mediante una etapa de lixiviación con cianuro. La reducción en la recuperación es debida a la absorción de metales preciosos por los orgánicos, durante la etapa con cianuro. Los metales absorbidos no pueden recuperarse por cianuración sin una etapa ulterior de pre-tratamiento prevista para destruir la materia carbonada.

Con el fin de remediar el problema del carbono orgánico, los minerales carbonados refractarios son tratados comúnmente mediante calcinación para convertir materia carbonada en los minerales en dióxido de carbono gaseoso, o por tratamiento con un oxidante químico fuerte, tal como cloro, para oxidar la materia carbonada. Ambos procedimientos son costosos y no son económicamente viables para el tratamiento de materiales de calidad inferior.

Aún más, puesto que las etapas de lixiviación tales como la cianuración requieren condiciones alcalinas, el ácido debe retirarse antes de la cianuración.

El problema de retirar, ácido antes de la cianuración puede superarse mediante lixiviación en condiciones alcalinas. La lixiviación de níquel y cobalto en condiciones alcalinas usando sales amoníacas/amónicas es bien conocida. Sin embargo, una desventaja principal de la lixiviación alcalina es que, cuando se oxidan minerales que contienen hierro tales como pirita, el hierro que es lixiviado se precipita como una capa pasiva de óxido de hierro sobre la partícula de mineral. Esta capa inhibe una oxidación adicional, cuyo resultado es que la extensión de lixiviación en condiciones alcalinas es inferior que en condiciones ácidas. Esto se traduce en una recuperación inferior de metales preciosos.

Aún más, la lixiviación alcalina de materiales refractarios requiere presión y temperaturas elevadas y un oxidante para que se produzca la lixiviación. Sin embargo, incluso en condiciones alcalinas agresivas, la recuperación de metales preciosos es, con frecuencia, inferior que la de lixiviación con ácido. Además, los metales base tales como cobre y cinc son insolubles a un pH elevado. De este modo, la lixiviación alcalina es inadecuada para lixiviar minerales o concentrados en los que se requiere recuperar metales base de sulfuros de metales base tales como calcosina, esfalerita o calcopirita. Por estas razones, el interés comercial y académico se ha dirigido a la lixiviación con ácido.

La mayoría de las publicaciones relativas a la lixiviación alcalina están dirigidas al uso de álcalis solubles en agua tales como hidróxido de sodio o potasio y amoniaco. Una desventaja con estos reactivos es que se precipita hierro primariamente como jarosita. La jarosita inhibe la recuperación de oro y también es un residuo inaceptable para el medio ambiente. Asimismo, los reactivos hidróxidos y, en particular, el hidróxido de sodio, son prohibitivamente costosos.

Se ha propuesto el uso de álcalis más baratos tales como cal. Sin embargo, hasta la fecha, la lixiviación de materiales de sulfuro de hierro con cal ha sido insatisfactoria porque la lixiviación es incompleta y la consiguiente recuperación de metales preciosos es baja. A título de ejemplo, un estudio anterior de oxidación alcalina de pirita para la recuperación de oro usando cal obtuvo sólo 30 a 40% de recuperación de oro, lo que ofreció una pequeña mejora sobre la cianuración directa de la pirita. Se cree que esto es debido a la pasivación del mineral por precipitación de una capa de óxido de yeso/hierro.

La piedra caliza es otro álcali que es relativamente barato. Típicamente, la piedra caliza se usa en la neutralización de lixiviados ácidos. Sin embargo, se considera que la piedra caliza es insuficientemente reactiva y/o soluble en sistemas alcalinos para ser apta al uso para la lixiviación alcalina.

Desde el punto de vista económico, sería deseable que fuera posible lixiviar materiales refractarios para la recuperación de metales preciosos en condiciones alcalinas moderadas y usando reactivos diferentes de los costosos hidróxidos.

Como se ha mencionado anteriormente, se sabe que la velocidad de oxidación en condiciones ácidas puede aumentarse mediante molienda fina para aumentar el área superficial de las partículas minerales. Tal incremento puede predecirse, dado que existe un área superficial más grande expuesta a los agentes oxidantes. Sin embargo, en el sistema alcalino, este efecto es sustancialmente reducido, a la vista de la formación de la capa pasiva de óxido de hierro sobre las partículas. Se cree que los factores determinantes de la velocidad en los sistemas alcalinos están relacionados con la formación de la capa de pasivación de óxido de hierro y la difusión de oxígeno a través de la capa. De este modo, los trabajadores en el terreno se han concentrado en el incremento de la extensión de lixiviación alcalina mediante uso de álcalis fuertes, solubles, modificando las condiciones de lixiviación de modo que se reduzca al mínimo la formación de la capa pasiva y/o la influencia de la velocidad de difusión a través de la capa.

Un estudio sugiere la lixiviación a temperaturas más elevadas o a soluciones relativamente concentradas de reactivos. La razón de esto es producir rápidamente una capa pasiva que sea inestable y esté sometida al agrietamiento.

Se cree que, a temperaturas más bajas, las capas crecen más lentamente y son más estables. Otra sugerencia ha sido la de usar aditivos que puedan reaccionar para disolver la capa o para hacer la capa más permeable.

Sin embargo, hasta la fecha, no se ha propuesto ningún procedimiento que sea capaz de lixiviar de forma rentable minerales y concentrados refractarios que contienen hierro en condiciones alcalinas y que permita igualmente una buena recuperación de metales preciosos del mineral o de los concentrados.

La presente invención se basa en el sorprendente e inesperado hallazgo de que la lixiviación de materiales sulfurosos y/o carbonados refractarios en condiciones alcalinas puede obtenerse con éxito mediante una cuidadosa selección del tamaño de partículas del material a lixiviar. Más sorprendente incluso ha sido el hallazgo de que no sólo puede mejorarse la eficacia de lixiviación, sino que la lixiviación también puede llevarse a cabo con éxito en condiciones relativamente moderadas. Aún más, también se ha descubierto que la actividad de cualquier materia carbonada en el material de alimentación también puede reducirse sustancialmente como parte del proceso de oxidación, hasta un punto en el que esto no competirá con el carbón activado adicionado a los procedimientos de recuperación de oro/plata del mercado, en los que se usa cianuro para lixiviar los metales preciosos.

De acuerdo con una primera amplia modalidad de la invención, se proporciona un procedimiento de recuperación de un metal precioso a partir de un material refractario que contiene el metal precioso, comprendiendo el procedimiento tratar el material refractario antes de la lixiviación para recuperar el metal precioso, comprendiendo el procedimiento: moler el material a un tamaño de partícula de P_{80} de menos de 25 micrómetros y lixiviar el material a presión atmosférica con una solución que comprende cal y/o piedra caliza en presencia de un gas que contiene oxígeno, siendo la lixiviación mantenida entre un PH de entre aproximadamente 6 a 10 para formar un material tratado; y someter el material tratado a una etapa separada de lixiviación para recuperar el metal precioso.

En la presente memoria descriptiva y reivindicaciones, el término "material refractario" incluye sulfuros refractarios tales como pirita, en los que los metales preciosos están encapsulados, minerales que contienen material carbonado y materiales de teluluro o seleniuro. En la presente memoria descriptiva y reivindicaciones, el uso del término "mineral" incluye no sólo mineral propiamente dicho, sino que también incluye concentrados, limos, desechos, escombro y materiales de residuo, que pueden tener una cantidad recuperable de valores de los metales preciosos. Material carbonado se refiere a materiales que tienen una fracción orgánica de carbono que pueden incluir grafito, material bituminoso o parcialmente bituminoso.

El procedimiento de la presente invención es particularmente aplicable a una composición que incluye un sulfuro refractario que contiene hierro, material de seleniuro o telúrido o una mezcla de tales materiales con material de telúrido o una mezcla de tales materiales, con o sin presencia de materiales carbonados. Ejemplos de tales materiales incluyen pirita, marcasita, arsenopirita y arsénico que contiene pirita, troilita y pirrotita.

La composición de minerales puede comprender un material refractario que contiene hierro.

Otros materiales que no contienen hierro o contienen hierro inferior también pueden estar presentes en la composición, cuyos ejemplos incluyen antimonita, tetraedrita, argentopirita, calaverita, altaita, seleniuros que contienen oro, tenantita y pentlandita. El procedimiento de la presente invención también es aplicable a una composición que incluye materia carbonada, en la que la materia carbonada interferiría de lo contrario con el procedimiento de recuperación de los metales preciosos. De manera apropiada, la composición no incluiría cantidades rentables de sulfuros de metales base que contienen cobre o cinc. Generalmente, una composición que incluye cantidades apreciables de estos metales base no sería tratada directamente mediante el procedimiento de la presente invención. La razón de esto es puramente económica, puesto que el cobre y el cinc precipitan en condiciones alcalinas y, de este modo, no pueden recuperarse fácilmente. En condiciones de lixiviación ácida, el cobre y el cinc se solubilizan y pueden ser recuperados mediante técnicas de SX/EW convencionales. El uso de flotación u otras tecnologías de separación para producir un concentrado de metales base y un concentrado de sulfuro de hierro refractario separado sería evidente para un experto en la materia como modo de tratar estos materiales.

El procedimiento de la presente invención está dirigido, en particular, al tratamiento de materiales refractarios que contienen los materiales preciosos tales como oro, plata y platino. De manera apropiada, los materiales refractarios están en forma de concentrados de flotación, aunque el procedimiento es adecuado para minerales si la rentabilidad es favorable.

En el procedimiento de la presente invención, la composición es finamente molida a un tamaño de partícula de 80% en masa de paso por el tamiz inferior a 25 \mum. Un intervalo típico de tamaño de partícula es entre 80% de paso por el tamiz de 2-25 \mum y, preferentemente, entre aproximadamente 80% de paso por el tamiz de 5-15 \mum.

Un aparato preferido para producir el material molido fino es un molino de bolas dotado de agitadores. Sin embargo, se apreciará que también pueden utilizarse diversos otros tipos adecuados de aparatos de trituración.

La lixiviación se realiza usando cal y/o piedra caliza como reactivo alcalino. Pueden utilizarse cal, piedra caliza o una mezcla de los mismos. Preferentemente, se usa una mezcla de piedra caliza en el intervalo de 40-95%. La cal y/o piedra caliza se adicionan en una cantidad tal que el pH del sistema está entre aproximadamente 6-12 y, preferentemente, aproximadamente 6-9.

Típicamente, se adicionan aproximadamente 100 a aproximadamente 1200 kg de cal y/o piedra caliza por tonelada de sólidos. La cantidad de cal y/o piedra caliza que sería necesario adicionar para mantener un pH deseado variará generalmente en función de la cantidad (si la hubiera) de ácido sulfúrico producido por oxidación de sulfuro. Generalmente, se adicionarían aproximadamente 800 kg de cal y/o piedra caliza.

Los presentes inventores también han descubierto, sorprendentemente, que no sólo puede incrementarse la cantidad global de lixiviación, sino que tal incremento también puede obtenerse mediante lixiviación en condiciones más moderadas que las que han sido posibles hasta ahora. De manera apropiada, el procedimiento de la presente invención puede realizarse a presión ambiente. Esto evita el uso de reactores a presión y equipamiento de autoclave costosos. La temperatura de operación preferida está entre aproximadamente 50ºC hasta el punto de ebullición de la mezcla. Típicamente, la temperatura máxima es aproximadamente 95ºC.

De este modo, la reacción de lixiviación puede realizarse en reactores de tanque abiertos. El calor en exceso se suprime por evaporación de la solución. Esto evita la necesidad de costosos intercambiadores de calor. El calor puede introducirse fácilmente por procedimientos conocidos tales como la inyección de vapor.

La reacción de lixiviación se realiza en presencia de un gas que contiene oxígeno. Cuando la reacción se realiza en un reactor de tanque abierto, el gas se introduce típicamente por aspersión. El gas puede ser oxígeno, aire o aire enriquecido en oxígeno. La circulación de gas depende de la cantidad de oxígeno necesaria para mantener la reacción de lixiviación y es, típicamente, aproximadamente 0,01 - 0,5 vvm (vólumenes de recipiente por minuto). El consumo de oxígeno del procedimiento está típicamente entre aproximadamente 200 - 1000 kg de oxígeno por tonelada de sólidos.

Después de que la composición ha sido lixiviada, la mezcla puede tratarse adicionalmente por procedimientos conocidos para recuperar los metales preciosos, principalmente mediante lixiviación con cianuro.

La cianuración se produce en condiciones alcalinas. Puesto que la solución de lixiviación ya es alcalina, la solución puede someterse directamente a lixiviación con cianuro. Si se desea, el lodo puede espesarse antes de la lixiviación con cianuro. Una ventaja adicional de la actual invención es que el tipo de compuesto que se forma en el sistema de lixiviación alcalina no reacciona con el cianuro, y no consumirá altos niveles de cianuro en la etapa de recuperación de oro. Los compuestos formados en condiciones ácidas de lixiviación suelen consumir cantidades significativas de cianuro en la etapa de recuperación de oro, incrementando los costes del proceso.

El procedimiento puede comprender, además, la etapa de espesar el material tratado siguiendo a la etapa de lixiviación de tratamiento antes de la etapa separada de lixiviación.

En los dibujos que se adjuntan, la Figura 1 es un diagrama de flujo de un procedimiento preferido de la presente invención, y la Figura 2 es un diagrama de flujo de un procedimiento preferido adicional de la presente invención.

Mejor modo

En referencia ahora a la Figura 1, el mineral o concentrado 10 es fluidizado hasta aproximadamente 50% en sólidos y alimentado en un molino de bolas dotado de agitadores 11, y molido a un tamaño de partícula de 80% de paso por el tamiz de 25 \mum o menos. El material molido se alimenta entonces en un reactor no presurizado 12. Se introduce oxígeno o aire 14 en el reactor 12 y se realiza la lixiviación a presión atmosférica, a una temperatura de entre aproximadamente 50 a aproximadamente 95ºC. Se adiciona cal y/o piedra caliza 13 al reactor 12 para controlar el pH a entre aproximadamente 16 y aproximadamente 12. El material lixiviado se somete entonces a una recuperación de metales 14.

La Figura 2 ilustra un diagrama de flujo adicional. Este diagrama es similar al de la Figura 1 y se han usado las mismas referencias numéricas para identificar las mismas etapas o los mismos reactivos. El procedimiento ilustrado en este diagrama incluye, además, un espesador 15 que espesa el lodo siguiendo a la etapa de lixiviación en el reactor 12 antes de la recuperación de metales 14. La solución excedente 16 se devuelve al molino 11 para reutilización.

La presente invención se describirá ahora en relación con los siguientes ejemplos.

Ejemplo Nº 1

Lixiviación de un mineral que contiene pirita, con una mezcla a 50:50 de piedra caliza y cal, oxígeno usado como oxidante Lixiviación alcalina

La muestra de minerales se enlodó en agua del grifo a 50% de sólidos y se molió en un molino de barras de laboratorio durante un periodo de 20 minutos para obtener un lodo molido a 80% de paso por el tamiz de 106 micrómetros. El lodo se espesó entonces a 60% de sólidos, y se molió en un molino de vidrio a escala de laboratorio agitado horizontalmente, de Netzsch. El soporte usado fue bolas de acero de 0,8 - 1,1 mm. El lodo se hizo pasar secuencialmente a través del molino para obtener el tamaño de molido requerido de 80% de paso por el tamiz de 14 micrómetros. La distribución granulométrica final se determinó por clasificadora láser.

El ensayo de lixiviación se realizó en un reactor de acero inoxidable cilíndrico ajustado con cuatro deflectores ubicados equidistantes en tomo a los bordes del recipiente. Una muestra de 1.000 gramos de los sólidos molidos se adicionó al recipiente de lixiviación junto con 20 litros de agua del grifo. El lodo se agitó mediante un agitador estilo Rushton de 6 palas. Se introdujo oxígeno en el reactor mediante una lanza de aire, que terminó debajo del agitador. La circulación de oxígeno se controló mediante un rotámetro a 2.000 centímetros cúbicos por minuto (0,1 vvm).

El pH en el recipiente se mantuvo mediante un analizador y controlador de pH automatizado, a un punto de consigna de 10. A través de un orificio en la tapa del recipiente de reacción, se sumergió en lodo una sonda de pH de vidrio compuesto. Un lodo de piedra caliza/cal se hizo circular en continuo desde un vaso de precipitados agitado a través de una canalización principal en anillo usando una bomba peristáltica. El lodo de cal/piedra caliza consistía en 50% de cal y 50% de piedra caliza, a una densidad de lodo de 35% p/p de sólidos. Se acopló una válvula solenoide a la canalización principal en anillo, con una línea de salida dirigida hacia el recipiente de reacción. El regulador accionó el solenoide cuando el pH en el recipiente derivó debajo del punto de consigna.

El recipiente se calentó por inyección de vapor en una envoltura que rodeaba el recipiente. La inyección de vapor se reguló mediante una válvula solenoide, que estaba controlada por un controlador de temperatura automático. Se controló la temperatura del recipiente a 85ºC. El exterior del recipiente se envolvió en una espuma aislante para impedir la pérdida de calor.

Al término del ensayo, el lodo se filtró, y se secó y pesó la torta de filtrado. Una muestra de la torta de filtrado se analizó para el sulfuro residual por evolución del ácido. Se envió una muestra adicional de la torta para análisis mediante DRX para confirmar el análisis del sulfuro. El peso en seco de la torta de filtrado fue 1150 gramos. Los resultados de la etapa de oxidación de sulfuro se detallan a continuación en la Tabla 1.

TABLA 1

Grado de oxidación de sulfuro obtenida para lixiviación completa de mineral
Muestra	Peso - gramos	% de azufre	% de pirita por	% de pirita	% de oxidación
		sulfuroso	evolución de	mediante DRX	de sulfuro
			sulfuro
Alimentación	1000	8,2	15,2	15,8	90,1
Residuo de	1150	0,7	1,30	1,6
lixiviación

Ejemplo Nº 2

Lixiviación comparativa de un concentrado que contiene pirita, con una mezcla a 80:20 de piedra caliza y cal y ácido, oxígeno utilizado como oxidante Lixiviación alcalina

La muestra de concentrado se molió según el procedimiento esquematizado en el ejemplo 1, para obtener la granulometría de molido requerida de 80% de paso por el tamiz de 9,6 micrómetros.

El ensayo de lixiviación se realizó en un reactor de acero inoxidable cilíndrico de 10 litros ajustado con cuatro deflectores ubicados equidistantes en torno a los bordes del recipiente. Una muestra de 2000 gramos de los sólidos molidos se adicionó al recipiente de lixiviación junto con 10 l de agua del grifo.

El lodo se agitó mediante un agitador estilo Rushton de 6 palas. Se introdujo oxígeno en el reactor mediante una lanza de aire, que terminó debajo del agitador. Se controló la circulación de oxígeno mediante un rotámetro a 800 centímetros cúbicos por minuto (0,08 vvm).

Se hizo una única adición de 2100 gramos de piedra caliza y 380 gramos de cal hidratada en el recipiente al inicio del ensayo.

El recipiente se colocó sobre una encimera controlada por termopar, con el termopar sumergido en el lodo por medio de una funda de acero inoxidable. El recipiente se mantuvo a la temperatura requerida mediante el controlador del termopar. La temperatura se controló a 82ºC.

Al término del ensayo, el lodo se filtró y la torta de filtrado se secó y se pesó. Una muestra de la torta de filtrado se analizó para el sulfuro residual. El peso en seco de la torta de filtrado fue 4230 gramos.

Lixiviación con ácido

La muestra de concentrado se molió según el procedimiento esquematizado en el ejemplo 1, para obtener un producto final a 80% de paso por el tamiz de 9,6 micrómetros. El ensayo de lixiviación se realizó en un reactor de acero inoxidable cilíndrico de 10 litros ajustado con cuatro deflectores ubicados equidistantes en torno a los bordes del recipiente. Una muestra de 1400 gramos de los sólidos molidos se adicionó al recipiente de lixiviación junto con 10 l de agua del grifo. El lodo se agitó mediante un agitador estilo Rushton de 6 palas. Se introdujo oxígeno en el reactor mediante una lanza de aire, que terminó debajo del agitador. La circulación de oxígeno se controló mediante un rotámetro a 800 centímetros cúbicos por minuto (0,08 vvm).

Al inicio del ensayo, se hizo una única adición al recipiente de 100 gramos de ácido sulfúrico y 250 gramos de hexahidrato de sulfato férrico. La temperatura del recipiente se controló a 82ºC. Al término del ensayo, el lodo se filtró y la torta de filtrado se secó y se pesó. Una muestra de la torta de filtrado se analizó para el sulfuro residual. El peso en seco de la torta de filtrado fue 1812 gramos.

Los resultados de las etapas de oxidación de sulfuro se detallan a continuación en la Tabla 2.

TABLA 2

Grado de oxidación de sulfuro obtenida para concentrado de pirita
Muestra	Peso - gramos	% de azufre de sulfuro	% de oxidación de sulfuro
Lixiviación alcalina
Alimentación	2000	42	88,5
Residuo de	4230	2,3
lixiviación
Lixiviación con ácido
Alimentación	1400	42	74,7
Residuo de	1812	8,2
lixiviación

Lixiviación con cianuro

Una muestra de cada residuo de lixiviación y material de alimentación no oxidado se enlodó en agua del grifo a una densidad de lodo de 40% p/p de sólidos en un reactor de vidrio con deflectores. El volumen del reactor fue de 3 litros. El lodo se agitó mediante un agitador estilo Rushton de corriente descendente de 6 palas. Se introdujo aire en el reactor por la acción del agitador de corriente descendente.

El pH del lodo se ajustó y se mantuvo a pH 10 usando cal, y se adicionó cianuro de sodio al lodo para mantener un nivel de cianuro libre de 500 ppm. El ensayo se realizó durante un periodo de 24 horas. Al término del ensayo, el lodo se filtró y la torta de filtrado se lavó con agua desionizada.

El filtrado y los lavados se combinaron para análisis. La torta de filtrado sólida se secó en un horno y se analizó para determinar la recuperación de metales preciosos. Los resultados de la lixiviación con cianuro están detallados en la Tabla 3.

TABLA 3

Resultados de lixiviación con cianuro para concentrado oxidado de pirita
Muestra	% de pirita oxidada	% de extracción	Cianuro de sodio
		de oro	consumido - kg/tonelada
Alimentación antes	NA	26,6	4,5
de oxidación
Residuo oxidado ácido	74,7	72	11,7
Residuo oxidado	88,5	94	3,6
alcalino

Las extracciones de metales preciosos se determinaron por ensayo pirognóstico.

Ejemplo Nº 3

Lixiviación de un concentrado que contiene pirita, con una mezcla a 80:20 de piedra caliza y cal, aire utilizado como oxidante Lixiviación alcalina

La muestra de concentrado se molió según el procedimiento esquematizado en el ejemplo 1, para obtener la granulometría de molido requerida de 80% de paso por el tamiz de 12 micrómetros. La distribución granulométrica final se determinó por clasificadora láser.

El ensayo de lixiviación se realizó en un reactor de acero inoxidable cilíndrico ajustado con cuatro deflectores ubicados equidistantes en torno de los bordes del recipiente. Una muestra de 200 gramos de los sólidos molidos se adicionó al recipiente de lixiviación junto con 2.000 ml de agua del grifo. El volumen útil del reactor fue de 2,5 litros.

Se dotó al recipiente de una tapa de acero inoxidable para impedir la pérdida de evaporación del reactor. El lodo se agitó mediante un agitador estilo Rushton de 6 palas. Se introdujo aire en el reactor mediante una lanza de aire, que terminó debajo del agitador. La circulación de aire se controló mediante un rotámetro a 200 centímetros cúbicos por minuto (0,1 vvm).

El pH en el recipiente se mantuvo usando el mismo sistema descrito en el Ejemplo 1, con la excepción de que el lodo de piedra caliza/cal consistió en 20% de cal y 80% de piedra caliza, a una densidad de lodo de 35% p/p de sólidos.

El recipiente se colocó sobre una encimera controlada por termopar, con el termopar sumergido en el lodo por medio de una funda de acero inoxidable. El recipiente se mantuvo a 85ºC mediante el controlador del termopar.

Al término del ensayo, el lodo se filtró y la torta de filtrado se secó y se pesó. Una muestra de la torta de filtrado se analizó para el sulfuro residual por evolución de ácido. El peso en seco de la torta de filtrado fue 469 gramos. Los resultados de la etapa de oxidación de sulfuro se detallan a continuación en la Tabla 4.

TABLA 4

Grado de oxidación de sulfuro obtenida para concentrado de pirita al oxidar con aire como oxidante
Muestra	Peso-gramos	% de azufre de	% de pirita por	% de oxidación
		sulfuro	evolución de ácido	de sulfuro
Alimentación	200	33,2	61,73	90,1
Residuo de	469	1,4	2,6
lixiviación

Ejemplo Nº 4

Lixiviación de un concentrado que contiene arsenopirita, con una mezcla a 50:50 de piedra caliza y cal, oxígeno usado como oxidante Lixiviación alcalina

Un concentrado de arsenopirita, graduado a 10,73% de arsénico y 32% de azufre, se sometió a ensayo para la recuperación de oro. La muestra de concentrado se molió según el procedimiento esquematizado en el ejemplo 1, para obtener la granulometría de molido requerida de 80% de paso por el tamiz de 14 micrómetros. La distribución granulométrica final se determinó por clasificadora láser.

El ensayo de lixiviación se realizó según el procedimiento esquematizado en el Ejemplo 1. Una muestra de 1500 gramos de los sólidos molidos se adicionó al recipiente de lixiviación. El pH en el recipiente se mantuvo según el procedimiento esquematizado en el Ejemplo 1.

Al término del ensayo, el lodo se filtró y la torta de filtrado se secó y se pesó. Una muestra de la torta de filtrado se analizó para el sulfuro residual por evolución de ácido. Una muestra adicional de la torta se envió para análisis mediante DRX para confirmar el análisis del sulfuro. El peso en seco de la torta de filtrado fue 2965 gramos. Los resultados de la etapa de oxidación de sulfuro se detallan a continuación en la Tabla 5.

TABLA 5

Grado de oxidación de sulfuro obtenida para concentrado de arsenopirita
Muestra	Peso-gramos	% de azufre	% de arsenopirita	% de pirita	% de oxidación
		de sulfuro	por DRX	por DRX	de sulfuro
Alimentación	1500	20,1	30,6	29,5	93,1
Residuo de	2965	0,7	<1	1,4
lixiviación

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La presencia de arsénico como arsenato férrico en el residuo de lixiviación se confirmó mediante DRX.

Lixiviación con cianuro

El procedimiento de lixiviación con cianuro fue el mismo que el esquematizado para el Ejemplo 2. Los resultados de la lixiviación con cianuro se detallan en la Tabla 6.

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TABLA 6

Resultados de lixiviación con cianuro para concentrado oxidado de pirita y arsenopirita
Muestra	% de pirita oxidada	% de arsenopirita	% de extracción de oro
		oxidada
Alimentación	NA	NA	35,8
Residuo oxidado	90,6	>95	88,05

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Las extracciones de metales preciosos se determinaron mediante ensayo pirognóstico.

Ejemplo Nº 5

Los efectos de variar mezclas alcalinas sobre la extensión de oxidación de sulfuro Lixiviación alcalina

Aproximadamente 5 kg de concentrado de pirita se molieron según el procedimiento esquematizado en el ejemplo 1, para obtener la granulometría de molido de 80% de paso por el tamiz de 8,6 micrómetros. La distribución granulométrica final se determinó mediante clasificadora láser. Al término del molido, el lodo molido se separó en submuestras de 500 gramos para el ensayo de lixiviación, y cada submuestra se filtró por separado. Todas las submuestras se almacenaron congeladas para impedir la oxidación de la pirita.

Se extrajo una muestra de 200 gramos de cada submuestra para el ensayo de lixiviación. El ensayo de lixiviación se realizó según el procedimiento esquematizado en el Ejemplo 3. Para el ensayo se utilizó una muestra de 200 gramos de los sólidos molidos. El pH en el recipiente se mantuvo usando el mismo sistema descrito en el Ejemplo 1.

La composición del lodo de piedra caliza/cal se hizo variar para los tres ensayos de lixiviación según las siguientes proporciones: 100% de cal, 50% de cal y 50% de piedra caliza, 10% de cal y 90% de piedra caliza. La temperatura del recipiente se controló a 85ºC. Al término del ensayo, el lodo se filtró y la torta de filtrado se secó y se pesó. Una muestra de la torta se envió para análisis mediante DRX para determinar la extensión de la lixiviación de pirita. El peso en seco de la torta de filtrado fue registrado.

Los resultados están detallados a continuación en la tabla 7:

TABLA 7

Los efectos de variar mezclas de cal/piedra caliza sobre la extensión de oxidación de pirita de
concentrado de flotación de pirita
Ensayos de lixiviación
alcalina
pH	10	10	10
Mezcla alcalina	100% de cal	50% de cal 50%	10% de cal 90%
		de piedra caliza	de piedra caliza
Tamaño de molido - 80%	8,5	8,6	8,6
de paso por el tamiz
% de sólidos	10,0	10,0	10,0
Datos de alimentación:
Peso en g de sólidos	200	201,0	201,1
en seco
Ensayos de lixiviación
alcalina
Datos de alimentación:
% de pirita en cabeza	65,0	65,0	65,0
Datos de residuos:
% de pirita en residuos	3,2	3,0	1,0
% de pirita oxidada	95,47	90,1	94,3
desde DRX

Ejemplo Nº 6

Los efectos de variar el tamaño de molido sobre la extensión de oxidación de sulfuro Lixiviación alcalina

Una muestra de aproximadamente 4 kg de concentrado de pirita se molió según el procedimiento esquematizado en el ejemplo 1, para producir 6 muestras individuales a las granulometrías de molido requeridas de 80% de paso por el tamiz:

Paso 1	51,90 micrómetros
Paso 2	32,04 micrómetros
Paso 3	17,94 micrómetros
Paso 4	13,64 micrómetros
Paso 5	11,71 micrómetros
Paso 6	8,60 micrómetros

Al término del molido, el lodo de molido se separó en submuestras de 500 gramos para el ensayo de lixiviación, y cada submuestra se filtró por separado. Todas las submuestras se almacenaron congeladas para impedir la oxidación de la pirita.

Se extrajo una muestra de 200 gramos de cada submuestra para el ensayo de lixiviación. Los ensayos se realizaron según el procedimiento esquematizado en el Ejemplo 3. El pH en el recipiente se mantuvo usando el mismo sistema descrito en el Ejemplo 1. La temperatura en el recipiente se controló a 80ºC. Al término del ensayo, el lodo se filtró y la torta de filtrado se secó y se pesó. Una muestra de la torta se envió para análisis mediante DRX para determinar la extensión de lixiviación de pirita. El peso en seco de la torta de filtrado fue registrado.

Los resultados se detallan en la Tabla 8, a continuación.

TABLA 8

Los efectos de variar el tamaño de molino sobre la extensión de oxidación de pirita de
concentrado de flotación de pirita
Ensayos de lixiviación alcalina
pH	10	10	10	10	10	10
Mezcla alcalina	100% de cal	100% de cal	100% de cal	100% de cal	100% de cal	100% de cal
Tamaño de molido -	51,9	32,04	17,94	13,64	11,71	8,6
80% de paso por el
tamiz
% de sólidos	10,0	10,0	10,0	10,0	10,0	10,0
Datos de alimentación:
Peso en g de sólidos	200,0	200	200	200	200	200
en seco
% de pirita en cabeza	65,0	65,0	65,0	65,0	65,0	65,0
Datos de residuo:
% de pirita en residuo	16,7	9,7	7	2,7	3,7	3,2
% de pirita oxidada	73,9	80,1	91,06	96,81	95,54	95,47
desde DRX
% de recuperación	0	4	8	12	14	14
adicional de oro

Ejemplo Nº 7

Lixiviación de un concentrado que contiene pirita, con una mezcla a 50:50 de piedra caliza y cal con oxígeno usado como oxidante, a pH variante Lixiviación alcalina

La muestra de concentrado se molió según el procedimiento esquematizado en el ejemplo 1, para obtener la granulometría de molido requerida de 80% de paso por el tamiz de 12 micrómetros. Todos los ensayos de lixiviación se realizaron según el procedimiento esquematizado en el Ejemplo 2.

El pH en el recipiente se mantuvo mediante un analizador de pH y un controlador automatizados. En todos ellos, se realizaron tres ensayos, cada uno a un pH diferente. Los valores de consigna de pH utilizados fueron:

Ensayo 1	pH 8
Ensayo 2	pH 9
Ensayo 3	pH 10

El lodo de piedra caliza/cal consistió en 50% de cal y 50% de piedra caliza, a una densidad de lodo de 35% p/p en sólidos. La temperatura del recipiente se controló a 85ºC.

Al término del ensayo, cada lodo se filtró y la torta de filtrado se secó y se pesó.

TABLA 9

Grado de oxidación de pirita a pH variante
pH de consigna	No oxidado	Oxidado a pH 8	Oxidado a pH 9	Oxidado a pH 10
% de oxidación de	<10	90	94	94
sulfuro

Lixiviación con cianuro

El procedimiento de lixiviación con cianuro fue el mismo que el esquematizado para el Ejemplo 2. Los resultados de la lixiviación con cianuro están detallados en la Tabla 10.

TABLA 10

Recuperaciones de oro de concentrado oxidado de pirita a pH variable
pH de consigna	No oxidado	Oxidado a pH 8	Oxidado a pH 9	Oxidado a pH 10
Recuperación de	26,6	92,2	96,1	97,2
Au - %

Ejemplo Nº 8

Lixiviación de un concentrado de pirita que contiene altos niveles de materia carbonada Lixiviación alcalina

Una muestra de 1200 gramos de concentrado que contenía aproximadamente 18% p/p de pirita y 21,8% p/p de carbono orgánico se produjo por flotación de una muestra de mineral carbonado con diésel. La muestra de concentrado se molió según el procedimiento esquematizado en el Ejemplo 1 para obtener la granulometría de molido requerida de 80% de paso por el tamiz de 9 micrómetros.

El ensayo lixiviación se realizó según el procedimiento esquematizado en el Ejemplo 3, usando una muestra de 120 gramos del concentrado molido. Se hizo una única adición a la lixiviación de 40 gramos de cal hidratada y 160 gramos de piedra caliza al inicio del ensayo de lixiviación, y el lodo se dejó actuar durante 24 horas. La temperatura del recipiente se controló a 85ºC. Al término del ensayo, el lodo se filtró y la torta de filtrado se secó y se pesó.

Ensayos de adsorción de oro

Un oro de 20 ppm en solución de cianuro se formó en agua desionizada. El nivel de cianuro libre en la solución fue 500 ppm.

Una muestra de 20 gramos de concentrado oxidado se adicionó a 500 ml de la solución de cianuro de oro, y la solución se agitó mediante agitador magnético. La solución se muestreó regularmente durante un periodo de 75 minutos. Una muestra de 20 gramos del concentrado molido, que no fue sometida a lixiviación oxidativa, se adicionó también a 500 ml de solución de cianuro de oro, y la solución se agitó mediante agitador magnético. La solución también se muestreó sobre un periodo de 70 minutos.

Todas las muestras de solución se analizaron para el oro por extracto DIBK/AAS. Los resultados de los ensayos de adsorción de oro se detallan a continuación en la Tabla 11.

TABLA 11

Efecto de lixiviación alcalina oxidativa sobre la actividad de material carbonado
	Oro en solución (ppm)
Tiempo (min)	Residuo de lixiviación alcalina	Concentrado de molido
0	17,4	15,9
1	15,2	11,4
5	15,2	10,2
10	14,9	9,65
20	14,8	9,20
50	14,6	9,10
70	15,4	-
75	-	9,20

Ejemplo Nº 9

Lixiviación de limos de refinería de cobre electrolítico que contienen seleniuros y telúridos de oro y plata Lixiviación alcalina

Una muestra de 1500 gramos de limos de refinería de cobre electrolítico, ensayando a 16,2% de Cu, 8400 g/t de Au, 7,8% de Ag, 0,24% de Te, 2,45% de Se se molió, según el procedimiento esquematizado en el Ejemplo 1, a 80% de paso por el tamiz de 9 micrómetros.

Los limos de refinería de cobre contienen oro y plata en forma de telúridos y seleniuros. Elementos constitutivos típicos de los limos incluyen fases con la composición (Cu,Ag)_{2}Se y (Cu,Ag)_{2}Te. Estas fases no se lixivian en circuitos de lixiviación con cianuro convencionales.

El ensayo de lixiviación se ha realizado según el procedimiento esquematizado en el Ejemplo 2. Una muestra de 570 gramos de los limos molidos se adicionó al recipiente de lixiviación junto con 8 l de agua del grifo. Se llevó a cabo una única adición a la lixiviación de 380 gramos de cal hidratada y 1520 gramos de piedra caliza al inicio del ensayo de lixiviación, y el lodo se dejó actuar durante 24 horas. La temperatura del recipiente se controló a 85ºC. Al término del ensayo, el lodo se filtró y la torta de filtrado se secó y se pesó.

Ensayos de lixiviación con cianuro

Se realizaron dos ensayos de lixiviación con cianuro. El procedimiento de lixiviación con cianuro fue el mismo que el esquematizado para el Ejemplo 2. Los resultados de la lixiviación con cianuro están detallados en la Tabla 12.

TABLA 12

Recuperaciones de oro de limos de refinería de cobre
	Limos lixiviados	Limos lixiviados no
	alcalinos	alcalinos
Extracción de oro	92	46,5

La recuperación de oro de los limos lixiviados alcalinos fue significativamente superior que para los limos crudos, indicando que las fases de seleniuro y telúrido auríferos presentes en los limos se rompieron en la lixiviación alcalina.

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Ejemplo Nº 10

Lixiviación de un concentrado de antimonita (Sb_{2}S_{3}) Lixiviación alcalina

Una muestra de 250 gramos de concentrado que contenía 40% p/p de Sb_{2}S_{3} y 60% p/p de ganga silícea se enlodó en agua del grifo a 60% de sólidos y se molió en un molino de laboratorio agitado verticalmente de ECC. El lodo se molió para obtener la granulometría de molido requerida de 80% de paso por el tamiz de 12 micrómetros. La distribución granulométrica final se determinó mediante clasificadora láser.

El ensayo de lixiviación se realizó según el procedimiento esquematizado en el Ejemplo 3. En el ensayo se usó una muestra de 200 gramos de concentrado de molido.

Se hizo una única adición a la lixiviación de 30 gramos de cal hidratada y 120 gramos de piedra caliza al inicio del ensayo de lixiviación, y el lodo se dejó actuar durante 24 horas. La temperatura del recipiente se controló a 85ºC. Al término del ensayo, el lodo se filtró y la torta de filtrado se secó y se pesó. Los resultados del ensayo de oxidación están detallados en la Tabla 12, a continuación.

TABLA 13

Oxidación de la antimonita (Sb_{2}S_{3}) finamente molida con cal/piedra caliza en condiciones alcalinas
Muestra	Peso	% de sulfuro	% de oxidación de sulfuro
Concentrado de	200	9,43	87
alimentación
Residuo oxidado	326,9	0,76

Puede verse que, moliendo a 25 \mum o menos y lixiviando en condiciones alcalinas con cal y/o piedra caliza, pueden oxidarse 90% o más de los componentes refractarios de la alimentación. Un alto nivel de oxidación se traduce típicamente en una recuperación elevada de metales preciosos. Sin embargo, para algunos minerales o concentrados, puede obtenerse un nivel elevado de recuperación de oro con niveles comparativamente bajos de oxidación de sulfuro. Al tratar tales minerales o concentrados conforme a la invención, sólo típicamente, se oxidará tanto sulfuro como sea necesario para obtener un nivel deseado de recuperación de oro.

El nivel elevado de oxidación de los minerales que puede obtenerse como resultado de la presente invención se diferencia de otros procedimientos en los que se adiciona aire y cal a lodos de sulfuro previamente a la lixiviación con cianuro. En estos otros procedimientos, la adición de aire a un nivel de aproximadamente 10-20 kg/tonelada de sólidos y cal, a un nivel de sólo 5-20 kg/tonelada de sólidos está prevista para suprimir iones solubles de la fase en solución del lodo, que pueden repercutir negativamente sobre la etapa de lixiviación con cianuro. La actual invención, por otra parte, rompe sustancialmente la fase sólida del lodo, liberando oro encapsulado para recuperación mediante lixiviación con cianuro, con un consumo mucho mayor de cal y/o piedra caliza.

Los procedimientos de la presente invención ofrecen un número de ventajas sobre los procedimientos existentes. Primeramente, pueden oxidarse minerales refractarios que contienen hierro tales como pirita y arsenopirita a niveles elevados en condiciones alcalinas usando cal y/o piedra caliza como fuente de álcali. Los seleniuros y telúridos presentes en estas alimentaciones se rompen en el procedimiento, y se reduce sustancialmente la actividad de cualquier materia carbonada en la alimentación. La cal y la piedra caliza ofrecen significativas ventajas económicas sobre los agentes conocidos, tales como los cáusticos. A título de ejemplo, los costos actuales para cáustico son aproximadamente 440 dólares australianos por tonelada, sales a base de amonio, aproximadamente 450 dólares australianos, cal, 100-200 dólares australianos, y piedra caliza, 15-41 dólares australianos/tonelada.

Además, la lixiviación no necesita presurización, lo que se traduce en costos de capital y de operación significativos. Aún más, los costos pueden reducirse, debido a que la lixiviación puede realizarse usando aire en lugar de oxígeno. Esto significa que no es necesario comprar o producir oxígeno. Pueden obtenerse más beneficios económicos debido a que el consumo en cianuro de residuos lixiviados mediante el presente procedimiento es inferior que para residuos lixiviados en condiciones ácidas.

Los tiempos de permanencia en lixiviación para los procedimientos preferidos de la presente invención son, típicamente, 12 - 30 horas. Estos tiempos de permanencia se comparan favorablemente con la lixiviación oxidativa en condiciones ácidas y son, de hecho, superiores a la lixiviación férrica atmosférica.

\newpage

Además, la lixiviación en la condición de la presente invención desactiva cualquier material carbonado, lo que permite que se recuperen metales preciosos mediante lixiviación con cianuro.

Durante la lixiviación, el hierro se precipita como goetita y hematites, en lugar de Jarosita, como ocurre en condiciones ácidas. La Jarosita inhibe la consecuente recuperación de metales preciosos, al hacer el residuo difícil de sedimentar y filtrar. Además, la Jarosita no es un residuo aceptable para el entorno.

Durante la lixiviación y precipitados también se forma yeso. Una ventaja del yeso es que éste mejora la filtrabilidad del residuo. No se forma yeso cuando se utilizan reactivos alcalinos convencionales.

Otra ventaja sobre el uso de reactivos alcalinos solubles en agua es que, en la presente invención, el arsénico presente en el material refractario precipita como arsenato férrico. El nivel de arsénico en el licor de lixiviación está típicamente por debajo de los límites detectables. Cuando se utilizan álcalis solubles convencionales, el arsénico está presente en el licor de lixiviación.

El procedimiento de la presente invención ha permitido la recuperación de metales preciosos de minerales sulfurosos y/o carbonados en (1) condiciones de temperatura y presión que anteriormente se consideraban insuficientemente reactivas para tales materiales de mineral, (2) el uso de reactivos alcalinos que anteriormente también se consideraban insuficientemente reactivos y/o solubles y, (3) en condiciones de pH que anteriormente se consideraba que conducían a una pasivación y oxidación incompleta de la partícula de mineral.

En la presente memoria descriptiva y reivindicaciones, se entenderá que el término "comprender" y variantes tales como "comprende" y "que comprende", o el término "incluir" o variantes del mismo, implican la inclusión de un elemento registrado o entero o un grupo de enteros o elementos, pero no la exclusión de cualquier otro elemento o entero, o grupo de elementos o enteros.

Claims

1. Un procedimiento de recuperación de un metal precioso a partir de un metal refractario que contiene el metal precioso, comprendiendo el procedimiento tratar el material refractario antes de la lixiviación para recuperar el metal precioso, comprendiendo el procedimiento:

moler el material a un tamaño de partícula de P_{80} de menos de 25 micrómetros y lixiviar el material a presión atmosférica con una solución que comprende cal y/o piedra caliza en presencia de un gas que contiene oxígeno, siendo mantenida la lixiviación entre un pH de entre aproximadamente 6 a 10 para formar un material tratado; y

someter el material tratado a una etapa de lixiviación separada para recuperar el metal precioso.

2. El procedimiento de la reivindicación 1, en el que el material refractario está seleccionado del grupo que comprende un mineral sulfuroso que contiene hierro, un limo de refinería, un mineral carbonado y un telúrido.

3. El procedimiento de la reivindicación 1, en el que el material refractario está seleccionado del grupo que consiste en pirita, marcasita, arsenopirita, troilita, pirrotita, antimonita, tetraedrita, argentopirita, calaverita, altaita, seleniuros que contienen oro, tenantita y pentlandita.

4. El procedimiento de la reivindicación 3, en el que el material refractario es pirita o arsenopirita.

5. El procedimiento de cualquiera de las reivindicaciones precedentes, en el que el material se lixivia en un reactor de tanque abierto.

6. El procedimiento de cualquiera de las reivindicaciones precedentes, en el que el material se lixivia a una temperatura de aproximadamente 50ºC hasta aproximadamente el punto de ebullición de la solución.

7. El procedimiento de cualquiera de las reivindicaciones precedentes, en el que el gas que contiene oxígeno es oxígeno y el oxígeno es introducido en la solución de lixiviación a un nivel de entre aproximadamente 200 a aproximadamente 1000 kg/tonelada de sólidos en la solución de lixiviación.

8. El procedimiento de la reivindicación 7, en el que el oxígeno es introducido en la solución de lixiviación a un caudal de entre aproximadamente 0,01 a aproximadamente 0,5 vvm.

9. El procedimiento de cualquiera de las reivindicaciones precedentes, en el que el tamaño de partícula está entre aproximadamente 2 a aproximadamente 25 micrómetros.

10. El procedimiento de cualquiera de las reivindicaciones precedentes, en el que el tamaño de partícula está entre aproximadamente 5 a 15 micrómetros.

11. El procedimiento de cualquiera de las reivindicaciones precedentes, en el que la solución de lixiviación comprende una mezcla de cal y piedra caliza y el porcentaje en peso de piedra caliza en la mezcla está entre aproximadamente 40 a aproximadamente 95%.

12. El procedimiento de la reivindicación 11, en el que la cantidad de cal y/o piedra caliza adicionada a la solución de lixiviación está entre aproximadamente 100 a aproximadamente 1200 kg/tonelada de sólidos en la solución.

13. El procedimiento de la reivindicación 12, en el que la cantidad es aproximadamente 800 kg/tonelada.

14. El procedimiento de la reivindicación 1, en el que el material refractario es un material sulfuroso refractario que contiene oro, plata o platino.

15. El procedimiento de la reivindicación 14, en el que el material refractario incluye una fracción carbonada.

16. El procedimiento de cualquiera de las reivindicaciones precedentes, en el que la etapa de lixiviación separada usa cianuro como lixiviante.

17. Procedimiento de cualquiera de las reivindicaciones precedentes, que comprende, además, la etapa de espesar el material tratado que sigue a la etapa de lixiviación de tratamiento antes de la etapa de lixiviación separada.