ES2307223T3 - Procedimiento de extraccion para metales como el oro y el platino, que molienda fina, pulpeado y oxigenacion. - Google Patents
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Abstract
Proceso para la obtención de valores metálicos a partir de un material de alimentación, incluyendo el proceso las etapas de: 1) la obtención de un material de alimentación en forma de una pulpa con un tamaño de partícula d90 de 100 micrones o menos; 2) el paso de la pulpa a través de un dispositivo de oxigenación en múltiples pasadas, en donde el oxígeno se introduce en el dispositivo de oxigenación en forma de burbujas; y 3) opcionalmente el paso de la pulpa oxigenada a través de una etapa de lixiviación.
Description
Procedimiento de extracción para metales como el
oro y el platino, que molienda fina, pulpeado y oxigenación.
La presente invención se refiere a un proceso
para la obtención de valores metálicos, normalmente metales de
base, platino u oro a partir de un material de alimentación.
La Patente de los Estados Unidos número US
6.833.021 describe un proceso para la obtención de valores
metálicos, normalmente metales de base, platino u oro a partir de
un material de alimentación. En este proceso, un material de
alimentación se muele hasta un tamaño fino y se lixivia con una
solución que comprende cal y/o piedra caliza en presencia de un gas
que contiene oxígeno. La reacción se lleva a cabo en un depósito
abierto y el oxígeno se introduce por medio de una canalización
mediante el lavado de bagazo. El consumo de oxígeno del proceso es
elevado, de 200 a 1.000 kg de oxígeno por tonelada de sólidos. Se
agrega calor a los depósitos y el objetivo del proceso es
descomponer totalmente el sulfuro. El consumo de cal del proceso es
también muy elevado, de 100 a 1.200 kg de cal y/o piedra caliza por
tonelada de sólidos. Además, este proceso requiere un gran parque
de depósitos para la descomposición del sulfuro y tiene elevados
gastos de capital y de funcionamiento.
Es un objeto de la presente invención
proporcionar un proceso mejorado y económico para la obtención de
valores metálicos tales como metales de base, platino u oro a
partir de un material de alimentación.
Según la presente invención, se proporciona un
proceso para la obtención de valores metálicos, normalmente metales
de base, platino u oro a partir de un material de alimentación,
incluyendo el proceso las siguientes etapas:
- 1)
- la obtención de un material de alimentación en forma de una pulpa con un tamaño de partícula d_{90} de 100 micrones o menos, preferentemente 50 micrones o menos, más preferentemente 25 micrones o menos, más preferentemente 15 micrones o menos, más preferentemente 90 micrones o menos;
- 2)
- el paso de la pulpa a través de un dispositivo de oxigenación mediante múltiples pasadas, en donde el oxígeno se introduce en el dispositivo de oxigenación en forma de burbujas; y
- 3)
- opcionalmente el paso de la pulpa oxigenada a través de una etapa de lixiviación.
Las etapas 1) y 2) se podrían llevar a cabo
simultáneamente.
El dispositivo de oxigenación de la etapa 2)
funciona preferentemente a una presión a partir de 1 bar hasta
aproximadamente 10 bar, normalmente a aproximadamente 2,5 bar.
Las burbujas tienen preferentemente un tamaño
desde 1 micrón hasta 1.000 micrones, preferentemente desde 1 hasta
500 micrones, normalmente una media de 100 micrones.
De manera ventajosa, el dispositivo de
oxigenación proporciona una elevada cortadura de la pulpa.
Preferentemente, la presión del conducto de
oxígeno en el punto de inyección del oxígeno es superior a la
presión del dispositivo de oxigenación, normalmente a una presión de
aproximadamente 10 bar.
El consumo de oxígeno del dispositivo de
oxigenación de la etapa 2) se puede encontrar desde 20 kg/t hasta
200 kg/t de pulpa.
Preferentemente, la pulpa se recircula a través
del dispositivo de la oxigenación en la etapa 2) de 10 o más
pasadas, por ejemplo, desde 10 hasta 300 pasadas, habitualmente
desde 20 hasta 200 pasadas, preferentemente desde 50 hasta 200
pasadas, normalmente aproximadamente desde 100 hasta 150
pasadas.
La pulpa se puede recircular a través del
dispositivo de oxigenación en la etapa 2) por medio de un depósito
y el pH del material en el depósito se debería mantener entre 10 y
11, normalmente agregando cal, o cualquier otro tipo de álcali.
La Figura 1 es un diagrama de flujo de una
primera etapa de la presente invención en la que el material de
alimentación se muele para formar una pulpa ultra fina;
La Figura 2 es un diagrama de flujo de una
segunda etapa de oxidación de la presente invención; y
La Figura 3 es un diagrama de flujo de una
tercera etapa de lixiviación opcional.
En una primera etapa del proceso de la presente
invención, el material de alimentación que contiene los valores
metálicos se muele para proporcionar un tamaño de partícula
d_{90} de 100 micrones o menos, preferentemente 50 micrones o
menos, más preferentemente 25 micrones o menos, más preferentemente
15 micrones o menos, más preferentemente 10 micrones o menos, para
formar una pulpa ultra fina. Según una realización de la presente
invención y con referencia a la Figura 1, un material de
alimentación en forma de fuente de alimentación refractaria de oro,
concentrado por flotación o por gravedad o como material, se
introduce a un molino y se muele hasta el tamaño de liberalización
del grano de oro entre 0,5 y 20 micrones, preferentemente en un
molino vertical con agitación, utilizando elementos triturantes
preferentemente entre 1 y 2 mm el diámetro, por ejemplo, utilizando
un molino vertical con agitación tipo Deswik© o equivalente. La
alimentación fresca 12 a moler es bombeada o alimentada por gravedad
a un depósito de alimentación del molino 16. El material a moler se
bombea desde el depósito de alimentación del molino 16 por medio de
un conducto 18 hasta el molino 10. El material molido que sale el
molino 10 se bombea por medio de un conducto 20 a través de un
ciclón clasificador 22. El bajo flujo 24 (que comprende el material
de gran tamaño) del ciclón 22 regresa al depósito de alimentación
del molino 16, mientras que el sobre flujo del ciclón (pulpa ultra
fina que tiene el tamaño de partícula deseado) pasa a la siguiente
etapa del proceso por medio de un conducto 26, concretamente la
etapa de oxidación. Se debería efectuar preferentemente alguna
revisión antes del molino 10 para prevenir que los materiales de
gran tamaño dañen el revestimiento interior y los discos de molienda
del molino. El molino 10 se debería alimentar a un caudal constante
recomendado y la densidad se debería regular entre el 40 y el 50%
de sólidos mediante la adición de agua al depósito de alimentación
del molino 16. El agua 14 se debe añadir también al depósito de
alimentación del molino si la viscosidad de la bomba del molido
aumenta de manera alarmante para el bombeo. De manera alternativa,
se puede utilizar cualquier otro tipo de máquina o tecnología de
molienda ultra fina.
Para minerales que contienen cantidades
apreciables de material carbonáceo que adsorbe oro a través del
efecto "preg-robbing", tal como grafito, por
ejemplo, puede ser ventajoso incluir una etapa de eliminación del
carbón antes de la etapa de molido ultra fino de la presente
invención. Ello se puede conseguir de varias maneras - por ejemplo,
una podría emplear una combinación de procedimientos de gravedad
(tablas y/o otras) con flotación y mediante ciclón de alta presión
para volver a arrastrar la pirita en el concentrado de carbón. De
esta manera, se puede producir una fracción desechada de carbón. Si
la pureza de oro en el concentrado de carbón es demasiado elevada
como para desechar, se podrían utilizar procedimientos alternativos
para extraer el oro del carbón, por ejemplo, mediante incineración
seguida de lixiviación con cianuro.
En una segunda etapa del proceso de la presente
invención, la pulpa molida ultra fina de la primera etapa se
oxigena mediante bombeo a través de un dispositivo de oxigenación
estático de fuerte cizallamiento en línea, mientras que lo
recircula en un depósito o cualquier otro recipiente que incluya
columnas de tubos de acero. Con referencia a la Figura 2, la pulpa
molida ultra fina 26 se alimenta en un depósito 28, que sirve como
un depósito de alimentación y recirculación para un dispositivo de
oxigenación 30. La pulpa se extrae del depósito 28 a través de una
caja de cribado 32, para eliminar el material de más de 15 mm, que
provocará obstrucciones dentro del dispositivo de oxigenación 30. El
material eliminado se bombea entonces a través del dispositivo de
oxigenación 30, generando una contrapresión de la mezcla a partir
de 1 bar hasta 10 bar, normalmente a aproximadamente 2,5 bar. La
contrapresión del dispositivo 30 se lee mediante un manómetro. El
oxígeno se inyecta en el dispositivo 30 por medio de un caudalímetro
apropiadamente dimensionado. La presión del conducto de oxígeno en
el punto de inyección debería estar por encima de la contrapresión
del dispositivo de oxigenación, preferentemente a aproximadamente
10 bar para superar la contrapresión de la mezcla del dispositivo
30 y para conseguir caudales de oxígeno deseados. Las válvulas de
retención se deberían instalar en los conductos de oxígeno para
prevenir el acceso de la mezcla en el sistema de oxígeno. La pulpa
se recircula a través del dispositivo de oxigenación 30 por medio
del depósito 28 mediante una pluralidad de pasadas. El número de
pasadas a través del dispositivo de oxigenación 30 es crítico para
la etapa de oxidación. Mientras que es normal de 100 a 150 pasadas,
éste se podría extender desde más de 10 pasadas hasta 300 pasadas,
dependiendo del mineral que se esté tratado. El tamaño de burbuja
generado en el dispositivo de oxigenación 30 es también importante,
y podría extenderse desde 1 micrón hasta 1.000 micrones,
preferentemente desde 1 hasta 500 micrones, normalmente un tamaño
medio de 100 micrones. La mezcla se debería bombear hasta una
velocidad de 5 a 20 m/s, normalmente a aproximadamente 10 m/s, a
través del dispositivo de oxigenación para crear el cizallamiento
interno dentro de la unidad. La contrapresión del dispositivo 30
se podría extender a partir de 1 bar hasta aproximadamente 10 bar.
De manera ventajosa, el dispositivo 30 utiliza una disposición de
medios de poro no obstruyentes (tal como un sinterizado de PTFE) o
un sistema venturi de tobera con ranura o tobera plana para
inyectar minúsculas burbujas de oxígeno en la pulpa. El
subsiguiente sistema de cámara de presión ocasiona la rápida
expansión y contracción de estas burbujas (cavitación), que ayuda a
la disolución del oxígeno. El diseño del dispositivo 30 pone freno
a la unión de las burbujas, y la presión que se mantiene (alrededor
de 2,5 bar, pero se puede extender a partir de 1 bar hasta
aproximadamente 10 bar) también fomenta la disolución del oxígeno.
El consumo de oxígeno se podría extender desde 20 kg/t hasta 200
kg/t, dependiendo del mineral.
La etapa oxidativa se lleva a cabo en el
dispositivo/reactor de oxidación que funciona a una presión por
encima de 1 bar hasta aproximadamente 10 bar. El oxígeno se
introduce a la mezcla del reactor para ayudar a la oxidación. La
oxidación es autotérmica, sin requerir ninguna aportación externa
de calor. La temperatura se puede controlar mediante la adición de
oxígeno.
\newpage
Las reacciones generales en la reacción de
oxidación son:
También tienen lugar otras reacciones incluyendo
la oxidación de la arsenopirita, por ejemplo, la oxidación del
arsénico y la fijación como arseniato férrico:
Otros sulfuros metálicos base también se oxidan
como, por ejemplo, la calcopirita.
Estas reacciones de oxidación ayudan en la
descomposición de la matriz de sulfuro, exponiendo por lo tanto
las partículas ocluidas del oro.
El pH dentro del depósito de alimentación 28 se
debería mantener entre 10 y 11, mediante la adición de cal, o
cualquier otro tipo de álcali, 34. Un subproducto de las reacciones
de oxidación es el ácido sulfúrico, que disminuye el pH. Si el pH
disminuye entre 7 y 9, el riesgo de lixiviación del tiosulfato del
oro aumenta. Esto es indeseable ya que el complejo del tiosulfato
de oro es extremadamente inestable y tiende a recubrir externamente
en superficies cargadas, dando lugar a unas pérdidas del oro. Los
consumos de cal en esta etapa oxidativa son más altos de lo normal
para el lixiviado de oro y podrían extenderse desde 10 kg/t hasta
200 kg/t dependiendo del mineral que se esté tratado. Sin embargo,
ésta se encuentra aún en un orden de magnitud más bajo que en el
proceso de la patente US 6.833.021. Otro subproducto de las
reacciones de oxidación es el calor, debido a que las reacciones
son exotérmicas. Las temperaturas de la pulpa se pueden extender
desde los 30ºC hasta los 95ºC, dependiendo del mineral que se esté
tratando. Las temperaturas de la pulpa deberían ser controladas ya
que son una indicación de que está teniendo lugar una oxidación
efectiva. La viscosidad de la pulpa se debería también controlar
visualmente y el agua 36 se debería agregar si la viscosidad fuera
demasiado elevada.
El objetivo de la etapa de oxidación no es
necesariamente oxidar la matriz de sulfuro, para que se
descomponga, sino además satisfacer los consumos de cianuro que
entran fácilmente la solución. Sin embargo, la descomposición
parcial o total de la matriz de sulfuro se puede conseguir en esta
etapa, si demuestra que es económica cuando uno compara la
recuperación de oro incrementada con respecto al consumo de
reactivos.
Para una oxidación más agresiva, se podrían
utilizar diversos ácidos. Se podrían también utilizar otros
oxidantes que se extienden desde el peróxido al ozono y al aire.
La tercera etapa del proceso es una etapa de
lixiviación estática en mezclador estático/oxigenador. Esta etapa
no es crítica para al proceso pero hace de ayuda al acelerar la
cinética de la lixiviación. Esta etapa no es recomendable si se
encuentran los denominados procesados por
"preg-robbing" muy agresivos presentes en el
mineral - las pruebas del proceso de
"preg-robbing" estándar de laboratorio se
deberían primero llevar a cabo para determinar el grado proceso de
"preg-robbing". En esta etapa se utiliza un
mezclador/oxigenador similar a los descritos en la etapa de
oxigenación para mejorar el contacto entre la pulpa y un agente
lixiviante tal como el cianuro, mientras que también oxigena la
pulpa. Con referencia a la Figura 3, la alimentación fresca 38 de
la etapa 2) junto con el cianuro 40 se introduce en el sistema por
medio de un conducto en forma de embudo 42 próximo a una bomba de
succión 44, a través de un mezclador/oxigenador 46 y hasta una
columna de tubos de acero 48, que funciona como un recipiente de
recirculación. Una combinación de pulpa fresca y recirculada se
bombea a través del oxigenador 46 a aproximadamente 2,5 bar de
contrapresión (se puede extender a partir de 1 hasta 10 bar). El
oxígeno se añade en el oxigenador 46 por medio de un caudalimetro.
La presión del conducto de oxígeno se prefiere que esté a
alrededor de 10 bar. La contrapresión en el oxigenador 46 se mide
por medio de un manómetro. Se prefiere que la pulpa se cribe por
medio de una caja de cribado antes de la bomba de succión para
desechar las partículas de más de 15 mm que provocarán
obstrucciones dentro del oxigenador 46. La pulpa que sale el
oxigenador 46 se descarga en la columna de tubos de acero 48 en un
punto por debajo del rebosadero 50 en la columna 48. El rebosadero
50 de la columna 48 puede gravitar o bombear a la planta de
lixiviación elegida, preferentemente una planta tipo Carbon in Leach
(CIL) o una planta tipo Resin in Leach (RIL). Los sólidos se
mantienen en suspensión en la columna 48 mediante la alta velocidad
de bombeo. Se prefieren 20 pasadas, pero las pasadas pueden variar
desde 1 hasta 100 pasadas.
Es bien sabido en la industria que se requieren
tanto el oxígeno como el cianuro para lixiviar. También se sabe que
la cinética y el grado de la lixiviación son dependientes del grado
de agitación de la pulpa, y la presión y la temperatura. Los
requisitos para lixiviar se cumplen dentro del oxigenador y, por lo
tanto, se mejoran la cinética y el grado de la lixiviación. Una
cinética más rápida reduce de manera espectacular el tamaño de la
posterior planta de lixiviación requerida mientras que también
proporciona la ventaja agregada de cargamentos más altos de carbón
y de resina para las plantas de CIL y RIL, reduciendo el bloqueo de
oro en el adsorbente. También son posibles pérdidas más bajas de
solubles de oro debido al tiempo de contacto mucho más largo entre
el oro disuelto y el adsorbente. Ello da lugar a un funcionamiento
de la planta de lixiviación mucho más constante y a un
funcionamiento más moderado.
Algunos minerales del oro contienen apreciables
cantidades de cobre u otros metales de base que hacen que el oro
lixivie con problemas, consumiendo grandes cantidades de cianuro. En
este caso uno podría incluir una etapa opcional después de las
etapas de molienda fina y oxidación de la presente invención, justo
antes de la lixiviación del oro, para la extracción del cobre que
se puede desechar si las cantidades son demasiado bajas, o además
sacar provecho del cobre mediante organigramas convencionales para
los metales de base, si ello resulta económico. Por ejemplo, uno
podía tener un único carbón en la fase de la pulpa para adsorber el
cobre lixiviado antes de la lixiviación del oro. La ejecución de la
etapa oxidativa de la presente invención en un medio ácido pudo
aumentar la lixiviación del cobre. Naturalmente, el pH se tendría
que elevar otra vez entre 10 y 11 para la lixiviación con
cianuro.
Aunque el proceso mencionado anteriormente se
haya descrito para la aplicación en la industria del oro en el
mineral aurífero refractario donde el oro se encuentra encapsulado
principalmente en la pirita y/o la pirrotita y/o la arsenopirita, y
también en el cuarzo, el proceso puede también encontrar aplicación
en la industria de metales de base y del platino.
Como resultado de los efectos combinados de la
etapa de liberación de molido ultra fino, la etapa de oxidación
donde la pulpa se expone a las finas burbujas bajo cizallamiento
mediante múltiples pasadas, y opcionalmente el lixiviado de oro
dentro del mezclador estático/oxigenador, se pueden producir las
siguientes ventajas:
- \bullet
- Una importante reducción en el tiempo de lixiviación requerido, del 8% al 25% del tiempo original (por ejemplo, los tiempos de lixiviación pasan del 75% al 90%). Por ejemplo, la lixiviación con cianuro de la patente US 6.833.021 dura aproximadamente 24 horas, mientras que lixiviación con cianuro de la presente invención dura de 2 a 3 horas.
- \bullet
- Las recuperaciones de oro de los procesos convencionales se pueden mejorar desde alrededor del 20% hasta el 85%.
- \bullet
- Los consumos de cianuro se pueden reducir drásticamente entre el 50% y el 90% en comparación con los procesos convencionales. Además, el proceso de la patente US 6.833.021 sólo proporciona una reducción de aproximadamente el 20% de cianuro.
- \bullet
- Dan lugar a plantas de lixiviado con residual de oro mucho más constante y mucho más moderadas.
- \bullet
- El proceso se puede adaptar a plantas ya existentes.
- \bullet
- Menos gastos de capital que en el proceso de la patente US 6.833.021 (que requiere un parque de depósitos) ya que el proceso de la presente invención se puede llevar a cabo con un solo depósito.
- \bullet
- Menos gastos de funcionamiento ya que se requiere mucho menos oxígeno (en la presente invención, un consumo de oxígeno de 20 a 200 kg por tonelada) y también mucha menos cal (en la presente invención, un consumo de cal de 50 a 200 kg por tonelada) en comparación con el proceso de la patente US 6.833.021 (que tiene un consumo de oxígeno de 200 a 1.000 kg de oxígeno por tonelada de sólidos y un consumo de cal de 100 a 1.200 kg de cal y/o piedra caliza por tonelada de sólidos).
En una cuarta etapa, el producto de la etapa de
lixiviado en mezclador estático/oxigenador se procesa además por
procedimientos convencionales existentes. Se prefiere el CIL o el
RIL pero se pueden utilizar también agentes lixiviantes con
excepción de cianuro y otros procedimientos que incluyan la
precipitación del zinc, etc.
La presente invención se describirá a partir de
ahora con más detalle con referencia a los siguientes Ejemplos no
limitativos:
El material de alimentación de un mineral
sulfuro carbonáceo se molió de manera ultra fina hasta un tamaño
de partícula d_{90} de 5,7 micrones en un ratio líquido - sólido
de 1:1. Se ajustó entonces el pH del material hasta 11 mediante la
adición de cal. Este material en forma de fango dio entonces 100
pasadas (equivalentes) a través de un dispositivo de oxigenación
de cizallamiento en línea (en este caso, un Aereador de Aachen©,
disponible por Maelgwyn Mineral Services Ltd). El material en forma
de fango se bombeó a través del dispositivo de oxigenación,
generando una contrapresión de la mezcla de 2,5 bar. Se inyectó el
oxígeno en el dispositivo de oxigenación a una presión del conducto
de oxígeno de 5 - 6 bar a través de un sinterizado de PTFE no
obstruyentes de 10 micrones para proporcionar un tamaño medio de
burbuja de oxígeno de 100 micrones. El material oxidado se sometió
entonces a la prueba de rodillos de botella normalizado en
presencia de cianuro y carbón y la recuperación se proporciona en
la Tabla 1 siguiente.
La siguiente Tabla 1 proporciona también el
resultado de un Caso Base donde se llevó a cabo el proceso en un
mineral que tiene un tamaño de partícula d_{90} de 348 (es decir,
sin molienda fina) y sin la etapa de oxigenación ni de
cizallamiento.
A partir de la Tabla 1 es evidente que, para la
mezcla oxidada tratada según el Ejemplo 1, que se molió de forma
ultra fina hasta un d_{90} de 5,7 micrones, en comparación con el
Caso Base, en una etapa de lixiviación con cianuro, las
recuperaciones aumentan desde el 25% hasta el 83%. El consumo de
cianuro para una mezcla del Ejemplo 1 también disminuye, en
comparación con el Caso Base, desde los 6 kg/t hasta los 0,8
kg/t.
El material de alimentación de mineral aurífero
refractario que es un concentrado de flotación del sulfuro se molió
de manera fina hasta un tamaño de partícula d_{90} de 10 micrones
en un ratio líquido - sólido de 1:1. El pH del material se ajustó
hasta 11 mediante la adición de cal. Este material en forma de
fango dio entonces diferentes números de pasadas a través del
dispositivo de oxigenación de cizallamiento en línea (en este caso,
un Aereador de Aachen©, disponible por Maelgwyn Mineral Services
Ltd). El material en forma de fango se bombeó a través del
dispositivo de oxigenación, generando una contrapresión de la
mezcla de 2,5 bar. Se inyectó el oxígeno en el dispositivo de
oxigenación a una presión del conducto de oxígeno de 5 - 6 bar a
través de un sinterizado de PTFE no obstruyentes de 10 micrones
para proporcionar un tamaño medio de burbuja de oxígeno de 100
micrones.
La siguiente Tabla 2 muestra las recuperaciones
después de unas 24 horas de lixiviación con cianuro para un caso
donde no tenga lugar la etapa de oxidación, y los procesos de la
presente invención donde se efectúan 20 y 100 pasadas a través del
dispositivo de oxigenación y entonces tenga lugar unas 24 horas de
lixiviación con cianuro, y donde se realizan 100 pasadas a través
del dispositivo de oxigenación seguidas por 20 pasadas a través de
un dispositivo de oxigenación que incluye una lixiviación con
cianuro (15 kg/t de cianuro) y entonces unas 24 horas de
lixiviación con cianuro en rodillo de botella.
Después de las lixiviaciones de cianuro que se
realizaron en rodillos de botella, las muestras se filtraron y se
lavaron y el residuo de sólidos, la solución y el carbón se
analizaron entonces para encontrar oro. El carbón y las masas
sólidas se registraron después de ser secadas. Se determinaron los
pHs finales y las concentraciones de cianuro terminal. Se
calcularon y se registraron las recuperaciones y de ese modo se
proporcionan en la siguiente Tabla 2.
La Tabla 2 muestra que las etapas a través del
dispositivo de oxidación aumentan las recuperaciones del oro desde
el 76,31% hasta el 83,30% para 20 pasadas y hasta el 84,47% para
100 pasadas, y se alcanza una recuperación de hasta el 86,41%
teniendo la etapa adicional de pasar a través del dispositivo de
oxigenación incluyendo una lixiviación con cianuro. Los grados de
residual de oro disminuyeron desde 12,20 g/t para el caso base,
hasta 8,00 g/t para 100 pasadas a través del dispositivo de
oxigenación, hasta 7,00 g/t con la etapa adicional del pasar a
través del dispositivo de oxigenación incluyendo una lixiviación con
cianuro.
Los Gráficos 1 - 3 muestran las ventajas de la
presente invención sobre un proceso existente que utiliza una
molienda normal (el 80% pasa con 75 micrones), así como, sobre un
proceso existente que utiliza solamente molienda fina (donde el paso
múltiple en la etapa de oxidación de la presente invención no se
utiliza, se representa en los gráficos como el punto de cero
pasadas) y las mejoras que la presente invención tiene en la
recuperación del Au en ambos casos.
\vskip1.000000\baselineskip
\vskip1.000000\baselineskip
El Gráfico 1 muestra un leve aumento en el
consumo de cal cuando una muestra de molido normal (el 80% pasa
con 75 micrones), se muele de manera fina (hasta un d_{90} de 15
micrones), y entonces se somete a una lixiviación con cianuro. El
consumo de cal aumenta hasta un poco por encima del doble del
consumo que se requiere para solamente la molido fino, cuando se
someta a la etapa de oxidación de la presente invención. Sin
embargo, el consumo de 25 kg/t es todavía mínimo cuando se compara
con el proceso de la patente US 6.833.021.
El Gráfico 2 representa claramente la ventaja de
la presente invención sobre la opción única de molido fino. El
grado de residual aumenta en realidad repentinamente cuando se
utiliza sólo molido fino, seguido por la lixiviación con cianuro
(aumenta desde 8 g/t hasta 12 g/t). Después de la molienda fina y
de unas 100 pasadas por la etapa de oxidación de la presente
invención, el grado de residual disminuye de manera espectacular
hasta alrededor de 4 g/t.
El Gráfico 3 ilustra la caída en la recuperación
(desde el 85% hasta alrededor del 76%) para la muestra sometida
sólo a la molienda fina sin las etapas oxidativas de la presente
invención, y el aumento espectacular en la recuperación de hasta el
92% cuando la molienda fina se junta con las etapas oxidativas de
la presente invención.
La Tabla 3 ilustra una disminución en la
recuperación desde el 60,37% para d_{80} de 25 micrones hasta el
42,62% para dio) de 25 micrones cuando se emplea sólo el molido
fino. La combinación de molido fino con d_{100} de 25 micrones
(100% pasa con 25 micrones) y 130 pasadas de la etapa de oxidación
de la presente invención mejora la recuperación hasta el 68%.
Solamente la molienda fina no mejora las recuperaciones, pero de
hecho baja la recuperación en este caso. También es de importancia
la gran disminución del consumo de cianuro, desde los 22 kg/t para
sólo la molienda fina, bajando hasta los 2 kg/t para la molienda
fina más las etapas oxidativas de pasadas múltiples de la presente
invención. El consumo de cal aumenta desde los 11,15 kg/t para sólo
la molienda fina hasta los 34,38 kg/t para el molido fino más las
etapas oxidativas de pasadas múltiples de la presente invención,
pero es todavía razonable comparado con el consumo de cal del
proceso de la patente US 6.833.021 (que es de 100 a 1.200 kg de cal
y/o piedra caliza por tonelada de sólidos).
\vskip1.000000\baselineskip
La lista de referencias citadas por el
Solicitante está únicamente para comodidad del lector. No forma
parte del documento de la Patente Europea. A pesar del gran cuidado
que se ha llevado en recopilar las referencias, los errores o las
omisiones no pueden ser excluidos y la oficina de Patentes Europeas
niega toda responsabilidad en esta consideración.
\bullet US 6833021 B [0002] [0022] [0029]
[0029] [0029] [0029] [0040] [0044].
Claims (21)
1. Proceso para la obtención de valores
metálicos a partir de un material de alimentación, incluyendo el
proceso las etapas de:
- 1)
- la obtención de un material de alimentación en forma de una pulpa con un tamaño de partícula d_{90} de 100 micrones o menos;
- 2)
- el paso de la pulpa a través de un dispositivo de oxigenación en múltiples pasadas, en donde el oxígeno se introduce en el dispositivo de oxigenación en forma de burbujas; y
- 3)
- opcionalmente el paso de la pulpa oxigenada a través de una etapa de lixiviación.
\vskip1.000000\baselineskip
2. Proceso según la Reivindicación 1, en el que
los valores metálicos son metales base, el platino o el oro.
3. Proceso según la Reivindicación 1 ó 2, en el
que el material de alimentación es una pulpa con un tamaño de
partícula d_{90} de 50 micrones o menos.
4. Proceso según la Reivindicación 3, en el que
el material de alimentación es una pulpa con un tamaño de
partícula d_{90} de 25 micrones o menos.
5. Proceso según la Reivindicación 4, en el que
el material de alimentación es una pulpa con un tamaño de
partícula d_{90} de 15 micrones o menos.
6. Proceso según cualquiera de las
Reivindicaciones anteriores, en el que el dispositivo de
oxigenación de la etapa 2) funciona a una presión a partir de 1 bar
(1 x 10^{5} Pa).
7. Proceso según la Reivindicación 6, en el que
el dispositivo de oxigenación de la etapa 2) funciona a una
presión de hasta aproximadamente 10 bar (1 x 10^{6} Pa).
8. Proceso según la Reivindicación 7, en el que
el dispositivo de oxigenación de la etapa 2) funciona a una
presión de aproximadamente 2,5 bar (2,5 x 10^{5} Pa).
9. Proceso según la Reivindicación 1, en el que
las burbujas tienen un tamaño desde 1 micrón hasta 1.000
micro-
nes.
nes.
10. Proceso según la Reivindicación 9, en el que
las burbujas tienen un tamaño desde 1 micrón hasta 500
micro-
nes.
nes.
11. Proceso según la Reivindicación 1, en el que
las burbujas tienen un tamaño medio de 100 micrones.
12. Proceso según cualquiera de las
Reivindicaciones anteriores, en el que el dispositivo de
oxigenación proporciona a la pulpa un fuerte cizallamiento.
13. Proceso según cualquiera de las
Reivindicaciones anteriores, en el que la presión del conducto de
oxígeno en el punto de inyección del oxígeno en el dispositivo de
oxigenación es superior a la presión del dispositivo de
oxigena-
ción.
ción.
14. Proceso según la Reivindicación 13, en el
que la presión del conducto de oxígeno es de aproximadamente 10
bar (1 x 10^{6} Pa).
15. Proceso según cualquiera de las
Reivindicaciones anteriores, en el que el consumo de oxígeno del
dispositivo de oxigenación de la etapa 2) es desde 20 kg/t hasta
200 kg/t de pulpa.
16. Proceso según cualquiera de las
Reivindicaciones anteriores, en el que la pulpa se recircula a
través del dispositivo de oxigenación en la etapa 2) de 10 o más
pasadas.
17. Proceso según la Reivindicación 16, en el
que la pulpa se recircula a través del dispositivo de oxigenación
en la etapa 2) desde 10 hasta 300 pasadas.
18. Proceso según la Reivindicación 17, en el
que la pulpa se recircula a través del dispositivo de oxigenación
en la etapa 2) desde 20 hasta 200 pasadas.
19. Proceso según la Reivindicación 18, en el
que la pulpa se recircula a través del dispositivo de oxigenación
en la etapa 2) desde 50 hasta 200 pasadas.
20. Proceso según la Reivindicación 19, en el
que la pulpa se recircula a través del dispositivo de oxigenación
en la etapa 2) desde 100 hasta 150 pasadas.
21. Proceso según cualquiera de las
Reivindicaciones anteriores, en el que la pulpa se recircula a
través del dispositivo de oxigenación en la etapa 2) por medio de
un depósito y el pH del material en el depósito se mantiene entre
10 y 11.
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|---|---|---|---|---|
| US4738718A (en) * | 1985-10-28 | 1988-04-19 | Freeport Minerals Company | Method for the recovery of gold using autoclaving |
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| US6251163B1 (en) * | 1998-03-04 | 2001-06-26 | Placer Dome, Inc. | Method for recovering gold from refractory carbonaceous ores |
| US6170669B1 (en) * | 1998-06-30 | 2001-01-09 | The Commonwealth Of Australia Commonwealth Scientific And Industrial Research Organization | Separation of minerals |
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