METALES Y CIANURO

CAMPO TÉCNICO

La presente invención se encuentra dentro del sector de la minería, metalurgia extractiva y la ingeniería química. Más específicamente, la presente invención se centra en el área de minería, lixiviación por cianuración del oro y la plata, para la recuperación de metales de valor y cianuro desde las soluciones lixiviadas.

ANTECEDENTES

El proceso de cianuración es actualmente la forma masiva de recuperar oro y plata desde minerales. El cianuro es un reactivo costoso y tóxico, que ha obligado a la industria de extracción de oro a implementar e incorporar procesos de destrucción y/o recuperación de cianuro. Estos procesos se han instalado de forma creciente en los últimos 20 años y han captado la atención de la industria, ya que les permite cumplir con exigencias ambientales y a la vez disminuir los costos de operación de sus plantas, debido a la reducción del consumo global de cianuro.

Uno de los costos operacionales más importantes en las plantas de cianuración está determinado por el consumo de cianuro, por ello la instalación de procesos de recuperación de este reactivo se hacen necesarios, particularmente en plantas que procesan minerales altamente consumidores. En este contexto, el procesamiento de minerales que contienen otro tipo de metales consumidores de cianuro, como cobre, zinc, níquel, entre otros, incrementan los consumos de cianuro en las plantas de cianuración. Particularmente, en el caso del cobre, el aumento de la concentración de este metal, además de aumentar los consumos de cianuro, provoca descenso de la eficiencia de los procesos de recuperación de oro, contaminación del producto final y aumento de cianuro en los ripios descartados. Los contenidos de estos metales consumidores de cianuros pueden llegar a un nivel donde el procesamiento de estos minerales no sea rentable. Por ello, procesos que puedan recuperar cianuro, removiendo metales que actúan como impurezas problemáticas en el proceso, son altamente necesarios para las plantas de cianuración que procesan minerales complejos (Fleming, 2016).

Las tecnologías de recuperación de cianuro que han alcanzado aplicación industrial y hoy cuentan con plantas instaladas en diferentes operaciones de cianuración de oro en el mundo, son los procesos SART (Sulphidization, Acidification, Recycling, Thickening) y AVR (Acidification, Volatilization, Recycling), donde sus siglas representan las operaciones unitarias principales de ambos procesos. Mientras el proceso SART se ha enfocado en soluciones con altos contenidos de cobre, permitiendo recuperarlo como un producto adicional, el proceso AVR se ha instalado en platas de cianuración por lixiviación agitada con bajos contenidos de cobre. Ambos procesos tienen limitaciones de aplicación y requieren equipos de gran tamaño (Fleming, 2016).

El proceso SART se basa en reacciones de sulfidización o precipitación de sulfuros, para generar sulfuros metálicos, como cobre (CU2S), zinc (ZnS), mercurio (HgS), entre otros, que pueden ser recuperados y vendidos como concentrado de sulfuros metálicos de alta pureza. Asimismo, la reacción de sulfidización libera al cianuro ligado al metal, en la forma de ácido cianhídrico (FICN) que, al ser neutralizado con cal, se transforma en ion cianuro (CN ^_ ) disponible nuevamente para poder lixiviar oro y plata. El proceso considera el tratamiento de una solución cianurada (Figura 1), que contiene complejos cianuro-metálicos (2), mediante la utilización de ácido sulfúrico (FI2SO4) (5) para reducir el pH de esta solución desde 10,5-11 ,0 hasta un valor donde ocurra la precipitación del sulfuro metálico de interés. En el caso del cobre, el valor industrial típicamente empleado es bajo pH 5,5 (MacPhail et al., 1998; Fleming, 2016; Estay, 2018). Adicionalmente, se adiciona una fuente de sulfuro (S ^-2 ), como el sulfhidrato de sodio (NaFIS), el sulfuro de sodio (Na2S) o ácido sulfhídrico (FI2S), para promover la precipitación de sulfuros metálicos (4). Las reacciones que ocurren en presencia de estos dos reactivos, a las condiciones de pH definidas para cada metal son las siguientes: CN ^~ + H ⁺ <® HCN (2)

Estas reacciones ocurren en un reactor de precipitación o sulfidización (3). La descarga de este reactor alimenta a un espesador (7’) que tiene como objetivo separar los precipitados sólidos formados de la solución, mediante el uso de floculante (31). De esta forma, se genera una solución clarificada de sólidos que contiene HCN disuelto y una pulpa de sulfuros metálicos. Parte de la pulpa formada es recirculada al reactor y el resto es enviado una etapa de filtración por presión (12) para formar un queque de precipitados de sulfuros metálicos (13), que puede ser secado o vendido directamente. El filtro a presión emplea una etapa de lavado con agua para recuperar los iones retenidos en el queque (33). En tanto, la solución clarificada es tratada en un reactor de neutralización (23), que tiene por objetivo elevar el pH de la solución hasta 10,5-11 ,0, para retornar la solución con cianuro libre recuperado o regenerado hacia el proceso de lixiviación de oro. El proceso SART emplea típicamente hidróxido de calcio (Ca(OH)2) (24) como agente neutralizante, lo que provoca la generación de yeso (CaSC x 2H2O), que debe ser removido mediante un espesador (26’) y una etapa de filtración a presión (29). El yeso generado (30) debe ser dispuesto de forma segura. Dado que gran parte del proceso presenta soluciones con contenidos de HCN, todos los equipos deben estar cerrados y conectados a un equipo de lavado de gases (34), que opera con NaOH (32) y genera aire libre de contaminantes (35).

Si bien este proceso, desde su primera publicación (MacPhail et al., 1998), ya cuenta con 7 plantas industriales operando en el mundo y diferentes proyectos en curso, el proceso SART presenta diversos inconvenientes o ineficiencias propias (Estay, 2018). A continuación, se describen los principales problemas: 1. El proceso SART considera entre sus operaciones unitarias, espesadores convencionales para separar los precipitados de sulfuros metálicos formados de la solución. Sin embargo, dadas las características coloidales de los precipitados, la separación no es eficiente y existe un arrastre de sólidos junto a la solución recuperada. Esto afecta en general entre un 1 a un 3% la recuperación global del proceso, en plantas bien operadas, pudiendo ser un valor mucho mayor en plantas con menor estándar de control, incluso pudiendo perder hasta un 20% de recuperación (Estay et al., 2012).

2. Los precipitados tienen bajas tasas de decantación, por lo que requieren grandes espesadores, que a su vez deben estar tapados y conectados a un sistema de lavado de gases para evitar emanaciones de HCN. Estas instalaciones determinan altos costos de inversión de este tipo de plantas.

3. El gran tamaño de los equipos involucrados en el proceso, particularmente el espesador de sulfuros metálicos, incrementa los tiempos de residencia de estos precipitados en el proceso, promoviendo en casos como el cobre su oxidación y re-disolución. La re-disolución de precipitados genera disminución de la recuperación global del proceso.

4. El área de contacto de los espesadores con la atmosfera es alta, por lo que pueden existir emanaciones de HCN al ambiente, poniendo en riesgo a los operadores y al entorno. Por ello, se deben incluir techos sellados y conectados a sistemas de lavado.

5. El cianuro libre recuperado se encuentra diluido en un volumen de solución similar al del flujo de alimentación. Por lo tanto, se requieren procesos adicionales para concentrar el cianuro a niveles donde los flujos sean pequeños para ser reutilizado en el proceso de lixiviación, sin afectar el balance de masa global de la planta.

6. La solución tratada que se envía de retorno al proceso de cianuración presenta contenidos de yeso generados en la neutralización, producto de la ineficiencia inherente de separación de la etapa de espesamiento.

En resumen, el proceso SART es ineficiente en la separación de precipitados de metales que consumen cianuro, principalmente, cobre y zinc. Tal ineficiencia en la separación de estos metales resulta en pérdidas de cianuro que podría ser recirculado al proceso. Por otra parte, si bien el proceso SART incluye una etapa de recuperación de cianuro, esta etapa genera cianuro diluido, lo que impide su entrada directa al proceso y requiere de etapas adicionales de concentración, haciendo aún más ineficiente el proceso.

El proceso AVR (Figura 2), por su parte, trata las soluciones cianuradas (2) de una planta de cianuración de oro y plata, regenerando el cianuro mediante la acidificación, desorción con aire, neutralización de la solución y absorción de la mezcla aire-HCN (Fleming, 2016). El proceso está enfocado en recuperar el cianuro ligado a metales como zinc y parte del cobre, sin recuperarlos. La etapa de acidificación permite generar FICN disuelto debido a la disociación del cianuro libre y de los complejos cianuro-metálicos solubles, tales como cobre y zinc, como se muestra en las siguientes ecuaciones.

Las reacciones descritas anteriormente ocurren en un reactor de acidificación (14), donde se adiciona ácido sulfúrico (5) para descender el pH bajo 7. La ecuación (5) muestra la formación de precipitado de cobre en la forma de CuCN, por lo tanto, una fracción del cianuro asociado a cobre no puede ser recuperado por el proceso AVR. El HCN generado en la etapa de acidificación (bajo pH 7) permanece disuelto en la solución, debido al bajo valor de la constante de Henry. Así, el HCN disuelto en la solución es volatilizado en una torre de desorción (40) usando aire, luego este aire que contiene el HCN extraído es alimentado a una torre de absorción (41), la cual opera con una solución de NaOH o lechada de cal (20), que absorbe el HCN contenido en el aire, generando cianuro libre disuelto en solución. Por otra parte, la solución tratada es neutralizada (24) para ser retornada al proceso de cianuración. La eficiencia de recuperación de cianuro WAD (disociable con baja acidez, del inglés weak acid dissociable) en este proceso es mayor a 90% usando razones de aire-solución entre 400 a 800 m ³ /m ³ (Smith y Mudder, 1991 ; Botz et al., 2004; Botz y Acar, 2007). El proceso AVR ha sido aplicado en la industria de la minería de oro desde 1930 en diferentes plantas alrededor del mundo. Actualmente, hay sólo dos plantas AVR en operación, ambas en Sudamérica (Fleming, 2016) más una recientemente construida también en la misma región. En la Figura 2 se muestra un diagrama de bloques esquemático del proceso AVR. Sin embargo, este proceso no recupera metales que consumen cianuro; por el contrario, el proceso no es adecuado para operar en soluciones con alto contenido de cobre, ya que la eficiencia de recuperación de cianuro desciende notablemente (bajo 70%), debido a que parte del cianuro queda asociado a CuCN. Asimismo, las etapas de desorción y absorción se realizan en equipos separados e involucra el uso de altos caudales de aire que contiene FICN, obligando a considerar altos estándares de seguridad para evitar emanaciones.

En este contexto, a nivel industrial se ha instalado (Minera Yanacocha) una opción combinada de los procesos SART y AVR (SART/AVR), que permite recuperar el cianuro de forma concentrada, resolviendo una de las principales limitaciones del proceso SART y, por otra parte, permite al proceso AVR el tratamiento de soluciones cianuradas con bajos contenidos de cobre, incrementando la eficiencia de recuperación de cianuro (Botz y Acar, 2007; Botz et al., 2015; Estay, 2018). Sin embargo, esta configuración combinada no resuelve el resto de los problemas que presentan los procesos SART y AVR por separados.

En el estado de la técnica se han propuesto algunos procesos de membranas aplicados al tratamiento de soluciones cianuradas, aunque con diferentes propósitos: Nanofiltración, Osmosis Inversa, Ultrafiltración y Absorción gaseosa.

En el caso de la nanofiltración, se ha empleado industrialmente en la minera Yanacocha para dar cumplimiento ambiental al descarte de aguas sin contenidos de cianuro (Dai et al., 2012). Así, las soluciones cianuradas se tratan en módulos de nanofiltración, que son capaces de rechazar los compuestos con cianuro y filtrar agua pura. Este rechazo es retornado al proceso de lixiviación. Un uso similar ha sido dado a un proceso combinado de Ultrafiltración y Osmosis Inversa en la planta de cianuración de Gedabek (Hedjazi & Monhemius, 2018), donde se instaló una planta piloto para concentrar las soluciones cianuaradas que contienen cobre, para ser tratadas posteriormente en una planta SART. En este caso, las membranas de osmosis inversa cumplen el rol de rechazar los compuestos cianurados que luego serán tratados en la planta SART. La solución perneada es reciclada al proceso de lixiviación. En estos procesos, la etapa de ultrafiltración sólo cumple un rol de pre tratamiento para eliminar sólidos suspendidos que puedan dañar las membranas de osmosis inversa, y no se divulga la separación de metales que consumen cianuro, por lo que no resuelven el problema del consumo excesivo de este reactivo.

Otros procesos que utilizan tecnologías de membrana han sido divulgados, por ejemplo, en US 5961833 (A). En este documento, se describe un método para separar oro de cobre en un sistema de procesamiento de mineral de oro, específicamente, procesos de lixiviación con CN , en el que se producen complejos de oro-cianuro y de cobre-cianuro. El lixiviado se procesa en una membrana de nanofiltración que evita que el complejo de cobre-cianuro pase a través de ella mientras permite el paso del complejo de oro-cianuro, separando ambos complejos. El permeado (complejo Au(CN) ² ) se trata luego para obtener finalmente oro elemental del mismo. El complejo de cobre-cianuro se puede descartar o tratar para recuperar el cobre elemental del complejo, el tratamiento consiste en acidificación y sulfidización, como el proceso SART. En el lixiviado a tratar es importante evitar los compuestos precipitados pues se produce obstrucción de la membrana de filtración. En el proceso descrito, sin embargo, se usa una columna de nanofiltración, y no se realiza precipitación de cobre por acidificación y sulfidización. Dado que usa columnas de nano filtración, presenta limitaciones debidas al bloqueo de las membranas, lo que exige condiciones estrictas en cuanto al contenido de sólidos, lo que además implica que se debe evitar precipitación de compuestos en la membrana, y el uso de anti-incrustante cuando el lixiviado contiene altos niveles de calcio. El proceso, por lo tanto, no permite la separación de metales asociados a cobre, tal como los complejos cianurados de cobre y/o zinc, por lo que no resuelve el problema del consumo de cianuro ni su recuperación para ser reutilizado en el proceso.

El documento CN 102329967 (A) describe un método para purificar oro o un líquido pobre en oro, que comprende agregar ácido sulfúrico al líquido empobrecido para la acidificación y precipitación, ajustar el pH de la solución a < 2 y separar compuestos de cobre, zinc y plomo en forma de un precipitado. Se adiciona cal hasta llegar a pH 10-12, formando sulfato de calcio el que se separa, se agrega un agente de eliminación de calcio al sobrenadante alcalino y luego el sobrenadante separado se devuelve a la etapa de lixiviación con oro. El método incluye, antes del paso de acidificación y precipitación, un proceso secuencial de microfiltración y nanofiltración. La microfiltración tiene como propósito la filtración de partículas de tamaño micrométrico y bacterias en el afluente. Sin embargo, en el proceso de este documento la etapa de microfiltración se realiza antes del proceso de acidificación- precipitación, y tiene como propósito la eliminación de bacterias y particulado micrométrico, y no la separación de precipitado de cobre.

El documento W09856494 describe un método para separar oro y/o plata de cobre u otros metales contaminantes en el que se utiliza una membrana de filtro adecuada, particularmente un nanofiltro, para formar un retenido que contiene la mayoría de los complejos de cianuro metálico multivalente y un permeado que contiene la mayoría de los complejos de cianuro de metales preciosos. El método tiene el propósito de disminuir el consumo de cianuro en la separación de cobre desde lixiviados de oro. El proceso incluye pasar la solución de cianuro (lixiviado) a través de un nanofiltro para formar un retenido que contiene la mayoría de uno o más complejos de cianuro de metal multivalente disuelto (complejos de Cu(CN)3 ² ) y un permeado que contiene la mayor parte del complejo de cianuro de metal precioso monovalente disuelto (Au(CN)2 ). El retenido puede ser sometido a procesos para recuperar el metal, por ejemplo, acidificación/sulfidización (SART), que permite recuperar HCN, seguido de fundición; o acidificación/electrowinning. Sin embargo, en este proceso se usa una columna de nanofiltración, con las consecuentes dificultades de operación relacionadas con el bloqueo de las membranas, y al ser acoplado a un proceso SART presenta los mismos problemas que los ya indicados para esta técnica, esto es, baja eficiencia en la separación de metales consumidores de cianuro, y la obtención de cianuro diluido, no apto para ser utilizado directamente en el proceso de lixiviación

Por otra parte, Estay, H. et al, (2013), describe el uso de membranas de absorción gaseosa o proceso GFMA (gas filled membrane absorption) que propone una solución tecnológica mejorada al proceso AVR, ya que es capaz de recuperar cianuro en una solución concentrada, pero sin insuflar aire y sin emplear grandes torres de desorción y absorción (Figura 3). En este caso, se emplea una membrana hidrófoba (1 ) que es capaz de estabilizar la interfase de las dos soluciones acuosas (2), tanto cianurada y de NaOH, transfiriendo el HCN a través de los poros de la membrana (5). Las principales desventajas reportadas para el proceso GFMA son la disminución de eficiencia de recuperación de cianuro para altos contenidos de cobre (Estay et al., 2013), al igual que el proceso AVR, dado que se forman precipitados de CuCN, impidiendo recuperar todo el cianuro disponible. Asimismo, los contenidos de CuCN pueden bloquear los poros de la membrana, disminuyendo el área de transferencia disponible, por lo tanto, este proceso no es capaz de operar correctamente en corrientes de proceso con alto contenido de precipitados o coloides como los que se generan con la presencia de complejos cianurados de cobre o níquel.

En resumen, las principales desventajas de los procesos con membranas son las siguientes:

1. Los procesos de nanofiltración y osmosis inversa no son capaces de recuperar productos metálicos y tampoco regenerar cianuro por sí mismos, sólo concentran las soluciones, clarificando parte de la solución original. Estos métodos requieren procesos adicionales, como el SART o el AVR, para generar productos.

2. Particularmente, la ultrafiltración sólo se ha usado como pre-tratamiento de los procesos de nanofiltración y osmosis inversa, para eliminar sólidos suspendidos que puedan dañar las membranas de nanofiltración u osmosis inversa. Es decir, hasta ahora este proceso no ha sido implementado para recuperar productos o cianuro.

3. Los procesos de nanofiltración, osmosis inversa y GFMA no pueden operar con contenidos de sólidos suspendidos sobre 50 mg/L, ya que decrece su eficiencia. Por ello, es necesario incluir etapas de pre-tratamiento como ultrafiltración.

4. El proceso GFMA, al igual que el proceso AVR no tiene buena eficiencia para tratar soluciones con altos contenidos de cobre, ya que no es capaz de recuperar el cianuro asociado a CuCN. Por las razones expuestas, existe la necesidad de desarrollar procesos de recuperación de cianuro más eficientes que los existentes, que además sean capaces de remover los metales que provocan problemas operacionales y pudiendo generar un flujo de cianuro concentrado como producto. Estos problemas se solucionan con el proceso de la presente invención, que además permite el uso de operaciones unitarias más simples de escalar, más compactas y más seguras, como los procesos integrados de separación por membranas.

BREVE DESCRIPCIÓN DE LA FIGURAS

Las realizaciones no limitantes de la presente invención serán descritas a modo de ejemplo con referencia a las figuras adjuntas, las cuales son esquemáticas y no están destinadas a ser dibujadas a escala. En las figuras, cada componente idéntico o casi idéntico ilustrado es representado normalmente por un único número. Para fines de claridad, no todos los componentes están etiquetados en cada figura, ni se muestran todos los componentes de cada realización de la invención cuando la ilustración no es necesaria para permitir que los expertos en la técnica comprendan la invención.

La Figura 1 corresponde a una vista del sistema SART convencional.

La Figura 2 corresponde a una vista del sistema AVR convencional.

La Figura 3 corresponde a un esquema descriptivo de la fenomenología del proceso GFMA.

La Figura 4 corresponde a una vista del proceso integrado de separación con membranas, para la recuperación de metales y cianuro desde soluciones cianuradas de la minería de oro y plata.

La Figura 5 corresponde al resultado del Flux de permeado del Ejemplo 1 .

La Figura 6 corresponde al resultado del Flux de permeado del Ejemplo 2.

La Figura 7 corresponde al resultado de recuperación de cobre comparativa entre reactor (al final de la reacción química, previo a alimentación de módulo de membranas) y permeado final obtenido en las membranas, para diferentes condiciones de reacción, con metodología similar a ejemplos 1 y 2. La Figura 8 corresponde al resultado del Flux de permeado del Ejemplo 3.

La Figura 9 corresponde al porcentaje de recuperación de cianuro en función del tiempo para un pH de 4,25, asociado al Ejemplo 4.

La Figura 10 corresponde al resultado del Flux de permeado del Ejemplo 5.

DESCRIPCIÓN DETALLADA DE LA INVENCIÓN

La presente invención se refiere a un proceso integrado de separación por membranas para la recuperación de metales de valor en lixiviados cianurados de oro y/o plata. El proceso se basa acidificación de la solución cianurada y sulfidización para producir la precipitación de sulfuros metálicos y formación de ácido cianhídrico. A diferencia de los procesos del estado de la técnica, el proceso de separación de los precipitados de sulfuros metálicos se produce en un sistema de membranas, que logra una mayor eficiencia en la recuperación de metal y evita las complicaciones de instalaciones complejas, reduciendo el consumo de reactivos como coagulantes y espesantes, y a la vez, eliminando el riesgo de emisión de ácido cianhídrico al ambiente, pues el sistema de membrana es cerrado.

Este proceso permite recuperar cianuro, en plantas de lixiviación por cianuro de oro y/o plata, incluso en aquellas donde el mineral presenta alto contenido de otros metales que consumen cianuro, particularmente, cobre, de una forma más eficiente que las alternativas actuales, permitiendo disminuir costos operacionales a los procesos mineros de extracción de oro y/o plata que emplean cianuro como reactivo lixiviante. Esta tecnología se puede aplicar en operaciones de lixiviación ROM (salido de la mina, del inglés run of mine), lixiviación en pilas, lixiviación in- situ, lixiviación agitada o lixiviación en bateas, para tratar soluciones ricas (PLS) o estériles (BLS) de las plantas.

Las soluciones cianuradas de la minería de oro y/o plata que trata este proceso, típicamente tienen contenidos de diversos cationes y aniones con alta variabilidad, como oro (entre 0 y 50 mg/L), plata (entre 0 y 500 mg/L), cobre (entre 0 y 2500 mg/L), zinc (entre 0 y 2500 mg/L), mercurio (entre 0 y 200 mg/L), fierro (menor a 500 mg/L), níquel (menor a 100 mg/L), cadmio (menor a 20 mg/L), plomo (menor a 100 mg/L), cobalto (menor a 20 mg/L), sodio (entre 0 y 15000 mg/L), sulfato (entre 0 y 15000 mg/L), carbonato (entre 0 y 5000 mg/L), cianuro (entre 20 y 10000 mg/L), entre otros compuestos minoritarios.

El proceso propuesto permite recuperar con alta eficiencia cobre, zinc, plata, mercurio, níquel y cianuro. Los metales serán recuperados como precipitados de sulfuros metálicos de alta concentración y el cianuro como una solución concentrada de NaCN. Al separar de manera eficiente metales como cobre, níquel y mercurio se aumenta la eficiencia en la recuperación de cianuro, pues dicha recuperación de cianuro se ve afectada por niveles altos de dichos metales. De esta manera, el proceso global mejora su eficiencia al lograr la obtención de soluciones de cianuro concentradas, la separación y recuperación de metales de valor como cobre, níquel, y la operación en plantas de menor complejidad.

El proceso se describirá en detalle a continuación con referencia a la figura

4.

La Figura 4 muestra el proceso integrado (1), para la recuperación de metales desde lixiviados cianurados de oro y/o plata. En el proceso, una solución cianurada (2), obtenida desde cualquier proceso de lixiviación adecuado, como lixiviación in-situ, agitada, en pilas, en botaderos y en bateas es conducida mediante medios adecuados a un reactor (3). La solución cianurada puede comprender complejos de cianuro de oro y/o plata, además de otros compuestos complejos de cianuro que contienen otros metales de valor tal como cobre, zinc, mercurio, níquel, cobalto, fierro, cadmio, entre otros. La presencia de estos últimos metales, dado que forman complejos con cianuro, eleva el consumo de cianuro en el proceso de lixiviación, por lo que su separación es importante para lograr mayor eficiencia en la recuperación de cianuro. La solución cianurada normalmente presenta un contenido de sólidos variable entre 0 y 100 ppm, pH entre 10 y 11 .

La solución (2) una vez en el reactor (3) es sometida a acidificación/sulfidización para producir la precipitación de sulfuros metálicos, que comprenden sulfuros de cobre, zinc, plata, mercurio o níquel. Cabe mencionar que, debido a su estabilidad química, los complejos de oro, cobalto y fierro no se ven afectados por este proceso, manteniéndose en solución. La acidificación se realiza con cualquier ácido adecuado (4), los que son conocidos y aplicados convencionalmente. Son adecuados por ejemplo ácido sulfúrico, ácido clorhídrico, ácido nítrico, ácido acético o ácido cítrico, siendo particularmente preferidos el ácido sulfúrico y/o el ácido clorhídrico. El o los ácidos se pueden incorporar concentrados (95-98% p/p en el caso del ácido sulfúrico o 35-40% p/p en el caso del clorhídrico) o diluidos (1 a 4 Molar), hasta ajustar el pH deseado por el proceso (en un rango entre 3,5 a 7,5, dependiendo el tipo de metal a separar). En general, la dosificación dependerá de las características de la solución de alimentación, pero fundamentalmente de la concentración de cianuro. Las tasas de dosificación de ácido pueden variar entre 0,2 a 5,0 kg de ácido/m ³ de solución cianurada. De manera simultánea, en el reactor (3) se adiciona un reactivo para producir sulfidización (5), de forma similar a las reacciones químicas del proceso SART (ecuaciones 1 a 4). Son adecuados el sulfhidrato de sodio (NaHS), el sulfuro de sodio (Na2S), sulfuro de calcio (CaS) o el ácido sulfhídrico (H2S), siendo preferido el NaHS o el Na2S. El reactivo de sulfidización se adiciona en concentración que puede variar entre 1 a 50% p/p, siendo adecuada la dosificación estequiométrica de 95 a 150% (equivalente a -5 a 50% de exceso), respecto a los cationes de interés presentes en la alimentación cianurada (cobre, zinc, mercurio o níquel). Durante la acidificación/sulfidización, la solución se mantiene a un pH entre 3,0 y 7,5, dependiendo el metal de interés a recuperar. El tiempo de residencia del reactor dependerá de la concentración de cationes, pero puede variar entre 1 a 15 min.

La suspensión acidificada/sulfidizada (6) está formada por una solución cianurada con bajos contenidos de cationes de interés (menor a 100 mg/L), ácido cianhídrico en concentraciones variables entre 20 y 10000 mg/L y sólidos compuestos por sulfuros metálicos con concentraciones de metales superiores a 20% p/p. Los contenidos de sólidos típicos pueden variar entre 200 y 10000 mg/L. Esta suspensión es luego llevada al sistema de membranas (7) que comprende uno o más módulos de membranas de filtración (7).

Son adecuadas las membranas hidrofílicas, tal como las cerámicas de óxido de titanio, óxido de zirconio u otro, o poliméricas de poliamidas, polisulfona, u otra. Se prefieren membranas tubulares de mono o multicanal, con tamaño de poro entre 5 y 500 nm. Este tamaño de poro es típicamente definido para procesos de microfiltración o ultrafiltración en su rango alto de separación. El rango preferido de tamaño de poro es de 8 a 150 nm, ya que se ha visto que en este intervalo se logra una alta recuperación sin un excesivo ensuciamiento de las membranas. Cabe destacar, que membranas de UF (tamaños de poro menores a 10 nm) han sido empleados para recuperar cianuro, pero enfocándose en recuperar agua, concentrando una solución de complejos metal-cianuro, no tratando el producto de reacciones químicas de precipitación de sulfuros (precipitados de sulfuros metálicos).

Las condiciones de operación de la filtración por membranas del sistema (7) es de presión de alimentación típica entre 0,5 y 6 bar (entre 50 y 600 kPa)

En esta etapa se genera una solución permeada (8) que contiene el HCN generado en el reactor y una pulpa que contiene los sulfuros metálicos de cobre, zinc, mercurio, plata o níquel, en porcentajes de sólidos que pueden estar entre 2 y 18% p/p (9). Parte de esta pulpa formada puede ser recirculada (10) hacia el reactor de precipitación (3) y la otra parte (11 ) es enviada hacia una etapa de filtración a presión (12), para obtener un queque de sulfuros metálicos de cobre y/o zinc y/o plata y/o níquel y/o mercurio (cabe destacar que los complejos de oro, cobalto y fierro no formarán parte de este precipitado, ya que por sus características termodinámicas no precipitan en la etapa de reacción con sulfuro), con contenidos de humedad entre 40 y 50% (13). La etapa de filtración con membranas (7) es capaz de generar una solución permeada sin contenidos de sólidos disueltos (8), en un tiempo de residencia menor a 1 min y logrando mayor recuperación que el proceso SART convencional, ya que la remoción continua de HCN, desplaza el equilibrio de las reacciones de sulfidización hacia los productos. Asimismo, esta etapa (7) es capaz de generar pulpas con contenidos de sólidos de sulfuros metálicos de hasta 18% p/p (9), similares o incluso mayores a los valores publicados en literatura para el proceso SART.

De este modo, las etapas de sulfidización (3) y separación por filtración con membranas (7) logra separar los sólidos precipitados de sulfuros metálicos del permeado (8). En el flujo de permeado queda contenida la mayor parte del cianuro recuperado, en la forma de HCN. La recuperación de cianuro del proceso será equivalente a la recuperación de metales. Por lo tanto, la recuperación global de cianuro esperada será mayor al proceso SART convencional, al ser capaz de desplazar la reacción hacia los productos. El permeado (8), con mínimos contenidos de metales disueltos, es tratado en un proceso GMFA. En el proceso GFMA (Figura 3) hace circular la solución permeada de la etapa anterior (15) por un módulo de membranas de fibra hueca poliméricas e hidrofóbicas (16), (Figura 3), previo ajuste de pH con ácido sulfúrico o ácido clorhídrico, en un rango entre 3,0 y 7,0. Este ajuste se realiza en un estanque de alimentación (14). El módulo de membranas (16) se alimenta con la solución permeada y ajustada en pH (15), en conjunto con una solución acuosa de NaOFI que varía entre 5 y 20% en peso (17). La solución permeada es alimentada por el lado de la carcasa (15) y la solución de NaOH (17) es alimentada por el lado de las fibras (Fases 1 y 2 en Figura 3). El FICN se transfiere desde la solución permeada hasta la solución de NaOH, para formar NaCN (Fase 2 en Figura 3). La solución de NaOH se recircula (18) para generar una solución producto de NaCN entre 5 a 20% p/p (19). Las soluciones de recirculación que sale del módulo de membranas (18) se ajusta permanentemente con una solución de NaOH concentrado al 50% p/p (20), en un estanque de recirculación (21 ). Este proceso es capaz de recuperar sobre el 95% del cianuro contenido en la solución de alimentación. La solución permeada, ahora con bajos niveles de metales y cianuro (22), es tratada en un reactor de neutralización (23), para elevar el pH hasta 10,5- 11 ,0, para ser retornada al proceso de lixiviación por cianuro de oro y/o plata. El agente neutralizante empleado puede ser hidróxido de calcio (Ca(OH)2), hidróxido de sodio (NaOH), carbonato de sodio (Na2CÜ3), bicarbonato de sodio (NaHCOa) o carbonato de bario (BaC03). Estos reactivos pueden ser adicionados de acuerdo a sus características, como solución concentrada, diluida o suspensión (24). En caso de que se formen sólidos suspendidos, la pulpa neutralizada generada (25) es bombeada hacia una nueva etapa de filtración con membranas hidrofílicas (26). Las membranas empleadas son similares a las empleadas en la etapa de separación de sulfuros metálicos (cerámicas o poliméricas, tubulares, con tamaños de poro entre 5 y 500 nm, presión de alimentación entre 0,5 y 6 bar). La solución permeada final (27) resultante de esta etapa es enviada como solución de retorno al proceso de lixiviación por cianuración. En tanto, la pulpa resultante, con un porcentaje de sólidos variable entre 1 y 15% (28), es enviada a un proceso de filtración a presión (29), para obtener un queque filtrado con un 40 a 50% de humedad (30), que se envía a depósito. Cabe señalar, que en el caso de uso de reactivos neutralizantes con base de sodio (Na) y en plantas de cianuración que puedan realizar descartes de yesos dentro de su proceso, la etapa de separación de precipitados neutralizados, mediante filtración por membranas se puede omitir.

El permeado generado (27) no contiene sólidos suspendidos, por lo que la solución de retorno al proceso es totalmente clara y con mínimos contenidos de metales como cobre, zinc, plata, mercurio o níquel y cianuro.

Por último, este proceso sólo requiere conexión de sus reactores (3) y (23), además del estanque de alimentación al proceso GFMA (14), a un sistema de lavado, ya que el FICN estará confinado dentro de los módulos de membrana, incrementando la seguridad del proceso, al disminuir el área expuesta de solución cianurada con el ambiente.

EJEMPLOS

El proceso de la invención será descrito aún más en detalle a través de los siguientes ejemplos. En los ejemplos 1 a 3 se demuestra la eficiencia de la etapa de filtración de membranas para la separación de sulfuros metálicos en el proceso de la invención, en distintas condiciones de proceso. Los ejemplos 4 y 5 muestran las condiciones y resultados de las etapas de GFMA y Clarificación de precipitados de yeso, donde se demuestra que operan eficientemente en las condiciones que se generan durante el proceso de la invención. El ejemplo 6 muestra una realización de proceso integrado de separación por membranas, donde se demuestra que el proceso logra recuperaciones globales de cianuro y metales muy superiores a las obtenidas en los procesos del estado de la técnica. Esta mejora en la eficiencia de proceso, expresada como recuperación de cianuro y cobre, se muestra en el ejemplo 7, en una comparación con las técnicas actualmente en uso.

EJEMPLO 1 : Clarificación de precipitados de cobre 1

1 . Se preparó una solución cianurada de 2 L a pH 12, empleando NaCN, NaOH y CuCN, además de agua desmineralizada. 2. Se adicionó NaCN, NaOH y CuCN, para lograr concentraciones de cianuro de 1410 mg/L y cobre de 1000 mg/L.

3. La solución se alimentó a un reactor agitado y sellado de 2 L.

4. Se adicionó ácido sulfúrico 1 M y sulfhidrato de sodio al 30% p/p, hasta obtener un pH de 5,0 y una adición estequiométrica de sulfuro de 120%.

5. Se dejó reaccionar durante 15 min.

6. Se alimentó a un módulo de membranas cerámicas tubulares TAMI de 140 nm de tamaño de poro. El módulo de membranas contiene una membrana tubular de 0.005 m ² de área de transferencia.

7. La bomba fue operada a 2 bar (200 kPa) de presión de alimentación y se mantuvo en este valor durante toda la prueba.

8. El sistema se operó recirculando completamente la pulpa hacia el reactor, para concentrar la pulpa, modo de operación “batch concentraron”.

9. Se operó hasta vaciar casi completamente el reactor.

10. El permeado obtenido fue totalmente claro, conteniendo 0 mg/L de sólidos suspendidos, ~0 NTU.

En las condiciones mencionadas, la pulpa obtenida contuvo 2% de sólidos. El flujo de permeado obtenido en unidades de flujo por área de transferencia de membrana (Flux) se muestra en la Figura 5. El Flux resultante fue de 1 ,07 x 10 ³ m ³ /m ² s.

En las condiciones de proceso mostradas en este ejemplo, la recuperación global de cobre fue de 99,3%,

A modo de comparación, la recuperación de cobre que se obtiene en el reactor de precipitación, previo a la alimentación al módulo de membranas (esto es, tal como se usa en el proceso SART usado en el estado de la técnica), fue de 92,3%. Por lo tanto, la separación de cobre en el proceso con sistema de membranas de la invención tiene una recuperación que es 7 puntos porcentuales más alto que la obtenida en el reactor (un equivalente a la recuperación máxima que podría obtener el proceso SART). EJEMPLO 2: Clarificación de precipitados de cobre 2

1. Se preparó una solución cianurada de 2 L a pH 12, empleando NaCN, NaOH y CuCN, además de agua desmineralizada.

2. Se adicionó NaCN, NaOH y CuCN, para lograr concentraciones de cianuro de 2460 mg/L y cobre de 1800 mg/L.

3. La solución se alimentó a un reactor agitado y sellado de 2 L.

4. Se adicionó ácido sulfúrico 1 M y sulfhidrato de sodio al 30% p/p, hasta obtener un pH de 4,25 y una adición estequiométrica de sulfuro de 110%.

5. Se dejó reaccionar durante 15 min.

6. Se alimentó a un módulo de membranas cerámicas tubulares TAMI de 140 nm de tamaño de poro. El módulo de membranas contenía una membrana tubular de 0.005 m ² de área de transferencia.

7. La bomba fue operada a 2 bar (200 kPa) de presión de alimentación y se mantuvo en este valor durante toda la prueba.

8. El sistema se operó recirculando completamente la pulpa hacia el reactor, para concentrar la pulpa, modo de operación “batch concentraron”.

9. Se operó hasta vaciar casi completamente el reactor.

10. El permeado obtenido fue totalmente claro, conteniendo 0 mg/L de sólidos suspendidos, ~0 NTU.

11. La pulpa obtenida contuvo 2,8% de sólidos.

12. El flujo de permeado obtenido en unidades de flujo por área de transferencia de membrana (Flux) se muestra en la Figura 6. El Flux resultante fue de 1 ,03 x 10 ³ m ³ /m ² s.

La recuperación global de cobre obtenida en las condiciones en este ejemplo fue de 97,8%.

Como comparación, la recuperación de cobre que se obtiene en el reactor de precipitación, previo a la alimentación al módulo de membranas (esto es, tal como se usa en el proceso SART usado en el estado de la técnica), fue de 93,8%. Por lo tanto, la separación de cobre en el proceso con sistema de membranas de la invención tiene una recuperación que es 4 puntos porcentuales más alto que la obtenida en el reactor (un equivalente a la recuperación máxima que podría obtener el proceso SART).

Otras pruebas similares a ejemplos 1 y 2, para la recuperación de cobre, fueron ejecutadas, para comparar los resultados de conversión obtenidas en el permeado del sistema, respecto al reactor de sulfidización. Los resultados de conversión obtenidos en el reactor se pueden interpretar como la conversión máxima esperable en el proceso SART, sin considerar las ineficiencias de procesos aguas abajo. Estas pruebas fueron ejecutadas para concentraciones similares a ejemplos 1 y 2, variando pH entre 3,5 y 5,0 y dosificación de NaSH entre 100 y 120% estequimétrico. Estos resultados se muestran en la Figura 7.

Los resultados muestran que el sistema desarrollado no sólo permite una separación sólido-líquido más eficiente, sino que además permite obtener mejor recuperación global de cobre (y por tanto cianuro, al eliminar al cobre como interferente para la recuperación de cianuro), gracias al desplazamiento del equilibrio hacia los productos. Dependiendo las condiciones químicas de la solución de alimentación, este aumento podría ser de al menos 2 puntos porcentuales mayor, incluso superando los 5 puntos porcentuales de recuperación, respecto al máximo esperable en el proceso SART (conversión en reactor, sin considerar pérdidas por baja eficiencia de separación en clarificación con espesador). En concreto, el proceso integrado por membranas propuesto es capaz de obtener mejores recuperaciones de cobre y cianuro que el proceso SART, para las mismas condiciones de operación (pH y dosificación de sulfuro). Estos atributos se suman a la disminución del tiempo de residencia del proceso, en operaciones unitarias más compactas, escalables y selladas, aumentando la seguridad del proceso, al contener dentro del equipo al HCN.

EJEMPLO 3: Clarificación de precipitados de zinc

1 . Se preparó una solución cianurada de 2 L a pH 12, empleando NaCN, NaOH y ZnS04x7H20, además de agua desmineralizada. 2. Se adicionó NaCN, NaOH y ZnS04x7H20, para lograr concentraciones de cianuro de 2490 mg/L y zinc de 1500 mg/L.

3. La solución de alimenta a un reactor agitado y sellado de 2 L.

4. Se adicionó ácido sulfúrico 1 M y sulfhidrato de sodio al 30% p/p, hasta obtener un pH de 3,5 y una adición estequiométrica de sulfuro de 120%.

5. Se dejó reaccionar durante 15 min.

6. Se alimentó a un módulo de membranas cerámicas tubulares TAMI de 140 nm de tamaño de poro. El módulo de membranas contenía una membrana tubular de 0.005 m ² de área de transferencia.

7. La bomba fue operada a 2 bar (200 kPa) de presión de alimentación y se mantuvo en este valor durante toda la prueba.

8. El sistema se operó recirculando completamente la pulpa hacia el reactor, para concentrar la pulpa, modo de operación “batch concentraron”.

9. Se operó hasta vaciar casi completamente el reactor.

10. El permeado obtenido fue totalmente claro, conteniendo 0 mg/L de sólidos suspendidos, ~0 NTU.

11. La pulpa obtenida contuvo 3,4% de sólidos.

12. El flujo de permeado obtenido en unidades de flujo por área de transferencia de membrana (Flux) se muestra en la Figura 8. El Flux resultante fue de 2,43 x 10 ⁵ m ³ /m ² s.

La recuperación global de zinc obtenida en estas condiciones de proceso fue de 99,96%.

Lamentablemente, no existen plantas SART que procesen altas concentraciones de zinc, por lo que no se muestra la eficiencia de separación de zinc. Cabe señalar que los precipitados de zinc presentan mayores complejidades de separación que los precipitados de cobre, por lo que la separación sólido-líquido en un espesador convencional, como el empleado en el proceso SART, no tendrá alta eficiencia. Aun si se considerara que la separación sólido-líquido de zinc en el proceso SART fuera completamente eficiente, el proceso propuesto iguala las recuperaciones y eficiencia de separación, pero en instalaciones más compactas, fácil de escalar y más seguras.

EJEMPLO 4: Sistema GFMA

En este ejemplo se evalúa la eficiencia en la recuperación de cianuro desde soluciones cianuradas, de acuerdo con el proceso de la invención. Cabe recordar que el proceso GFMA no puede ser integrado a un proceso SART convencional, ya que no opera adecuadamente en presencia de cobre.

En el proceso de la invención, la etapa previa a la etapa de GFMA, de separación de sulfuros de meta en un sistema de membranas, permite la obtención de un permeado libre de cobre y otros metales interferentes, de manera que GFMA opere adecuadamente. En este ejemplo las condiciones fueron las siguientes:

1. Se obtuvo una solución cianurada a pH 12, con concentraciones de 2500 mg/L de cianuro y de 750 mg/L de carbonato, simulando la caracterización química que tendría el permeado generado desde la etapa de filtración por membranas tubulares de sulfuros metálicos, mediante la adición de NaOFI y CaC03.

2. Por otra parte, se preparó una solución de acuosa de 2 L de NaOH al 5% p/p.

3. La solución de alimentó a un reactor agitado y sellado de 2 L.

4. La solución de NaOH se alimentó a un reactor de 2 L.

5. Se adicionó ácido sulfúrico 1 M hasta obtener un pH de 4,25.

6. Se empleó un módulo de membranas de fibra hueca hidrofóbicas LiquiCel- 3M de 0,52 m ² de área de transferencia, modelo Minimódulo. La solución cianurada se alimentó por el lado de la carcasa y la solución de NaOH se alimentó por el lado de las fibras.

7. El sistema se operó recirculando permanentemente ambos flujos hacia sus correspondientes reactores.

8. Se operó hasta un tiempo de 76 min. 9. Al cabo de 60 min la recuperación de cianuro supera el 99% (Figura 9).

La recuperación del proceso AVR puede superar el 95% de recuperación de cianuro, pero utilizando dos etapas por separado (desorción y absorción) y altos flujos de aire para evaporar el HCN. En tanto, el proceso GFMA puede obtener valores de recuperación de cianuro similares o superiores, empleando sólo una operación unitaria para desorción y absorción, sin emplear flujos de aire.

EJEMPLO 5: Clarificación de precipitados de veso

En este ejemplo se evaluó la etapa final del proceso de la invención, para la separación final de precipitados de veso. Las condiciones aplicadas son las siguientes:

1. Se preparó una solución de 2 L a pH 12, empleando CaCC>3, CaSC>4 y, NaOH, además de agua desmineralizada.

2. Se adicionó CaCC>3, CaSC>4 y, NaOH, para lograr concentraciones de carbonato de 750 mg/L y de sulfato de 500 mg/L.

3. La solución se alimentó a un reactor agitado y sellado de 2 L.

4. Se adicionó ácido sulfúrico 1 M, hasta obtener un pH de 3,0 con el objetivo de disolver todos los sólidos.

5. Se adicionó Ca(OH)2 en forma de suspensión al 5% p/p hasta lograr un pH de 10,5.

6. Se dejó reaccionar durante 5 min.

7. Se alimentó a un módulo de membranas cerámicas tubulares TAMI de 10 nm de tamaño de poro. El módulo de membranas contenía una membrana tubular de 0.005 m ² de área de transferencia.

8. La bomba fue operada a 1 bar (100 kPa) de presión de alimentación y se mantuvo en este valor durante toda la prueba.

9. El sistema se operó recirculando completamente la pulpa hacia el reactor, para concentrar la pulpa, modo de operación “batch concentraron”.

10. Se operó hasta vaciar casi completamente el reactor. 11. El permeado obtenido es totalmente claro, conteniendo 0 mg/L de sólidos suspendidos, ~0 NTU.

12. La pulpa obtenida contuvo 2,79 % de sólidos.

13. El flujo de permeado obtenido en unidades de flujo por área de transferencia de membrana (Flux) se muestra en la Figura 10. El Flux resultante fue de 2,95 x 10 ⁴ m ³ /m ² s.

Una vez evaluadas cada una de las etapas del proceso de manera separada, se evaluó el proceso integrado, considerando todas las etapas del mismo, en las condiciones propuestas en la presente invención. En los ejemplos a continuación se trataron soluciones cianuradas tal como las obtenidas desde procesos de lixiviación con cianuro desde minerales con alto contenido de cobre y zinc, y se determinó la recuperación global en el proceso, comparando con los procesos existentes.

EJEMPLO 6: Proceso integrado de separación por membranas

1. Se preparó una solución cianurada de 2 L a pH 12, empleando NaCN, NaOH y CuCN, además de agua desmineralizada.

2. Se adicionó NaCN, NaOH y CuCN, para lograr concentraciones de cianuro de 2460 mg/L y cobre de 1800 mg/L.

3. Además, se preparó la solución de absorción del proceso GFMA, con una solución de acuosa de 2 L de NaOH al 5% p/p.

4. La solución se alimentó a un reactor agitado y sellado de 2 L.

5. Se adicionó ácido sulfúrico 1 M y sulfhidrato de sodio al 30% p/p, hasta obtener un pH de 4,5 y una adición estequiométrica de sulfuro de 120%.

6. Se dejó reaccionar durante 5 min.

7. Se alimentó a un módulo de membranas cerámicas tubulares TAMI de 140 nm de tamaño de poro. El módulo de membranas contenía una membrana tubular de 0,005 m ² de área de transferencia. 8. La bomba fue operada a 2 bar (200 kPa) de presión de alimentación y se mantuvo en este valor durante toda la prueba.

9. El sistema se operó recirculando completamente la pulpa hacia el reactor, para concentrar la pulpa, modo de operación “batch concentraron”.

10. Se operó hasta vaciar casi completamente el reactor.

11. El permeado obtenido fue totalmente claro, conteniendo 0 mg/L de sólidos suspendidos, ~0 NTU.

12. La pulpa obtenida contuvo 3,45% de sólidos.

13. El flujo de permeado obtenido en unidades de flujo por área de transferencia de membrana (Flux) se muestra en la Figura 6. El Flux resultante es de 9,53 x 10 ⁴ m ³ /m ² s.

14. La recuperación global de cobre obtenida a partir del análisis del permeado fue de 99,95%.

15. La solución permeada de la etapa anterior fue alimentada a un reactor agitado y sellado de 2 L.

16. La solución de NaOH se alimentó a un reactor de 2 L.

17. Se ajustó el pH de la solución permeado, mediante ácido sulfúrico 1 M, para mantener a un pH de 4,5.

18. Se empleó un módulo de membranas de fibra hueca hidrofóbicas LiquiCel- 3M de 0,52 m ² de área de transferencia, modelo Minimódulo. La solución cianurada se alimentó por el lado de la carcasa y la solución de NaOH se alimentó por el lado de las fibras.

19. El sistema se operó recirculando permanentemente ambos flujos hacia sus correspondientes reactores.

20. Se operó hasta un tiempo de 76 min.

21. Al cabo de 60 min la recuperación de cianuro fue el 98,3%.

22. La solución tratada en el proceso GFMA fue alimentada a un reactor agitado y sellado de 2 L. 23. Se adicionó Ca(OH)2 en forma de suspensión al 5% p/p hasta lograr un pH de 10,5.

24. Se dejó reaccionar durante 5 min.

25. Se alimentó a un módulo de membranas cerámicas tubulares TAMI de 10 nm de tamaño de poro. El módulo de membranas contenía una membrana tubular de 0.005 m ² de área de transferencia.

26. La bomba fue operada a 2 bar de presión de alimentación y se mantuvo en este valor durante toda la prueba.

27. El sistema se operó recirculando completamente la pulpa hacia el reactor, para concentrar la pulpa, modo de operación “batch concentraron”.

28. Se operó hasta vaciar casi completamente el reactor.

El permeado obtenido fue totalmente claro, conteniendo 0 mg/L de sólidos suspendidos, ~0 NTU. La pulpa obtenida contuvo 2,12 % de sólidos. El flujo de permeado obtenido en unidades de flujo por área de transferencia de membrana (Flux) fue de 2,88 x 10 ⁴ m ³ /m ² s. Los resultados de las pruebas secuenciales confirman los resultados obtenidos en las pruebas batch de cada etapa por si sola. Las recuperaciones de cobre y cianuro son máximas.

EJEMPLO 7: Comparación entre proceso propuesto v tecnologías existentes

A continuación, se muestra una demostración tanto cualitativa como cuantitativa del proceso de la invención con respecto a los métodos del estado de la técnica.

Tabla 1. Comparación cualitativa de opciones de recuperación de cobre y cianuro

En la tabla 1 se muestran las características de cada una de las tecnologías existentes y del proceso propuesto por la presente invención, en lo relativo a su capacidad de separación de cobre y su obtención como un producto atractivo comercialmente; capacidad de recuperación de cianuro; y uso de sistemas de membranas. Como se observa de la tabla anterior, los sistemas más usados actualmente a nivel industrial (SART y AVR) presentan importantes limitaciones. AVR no es capaz de generar un producto vendible de cobre, ya que el sistema no puede operar cuando dicho metal (entre otros) está presente. SART, si bien recupera cobre en forma de sulfuros metálicos, presenta limitaciones en cuanto a la recuperación de cianuro, ya que éste se obtiene en forma diluida, lo que genera ineficiencia en el proceso global, y requiere de procesos adicionales para concentrar el cianuro, con las complicaciones técnica y de costos que esto implica. En cuanto a las tecnologías alternativas (Nanofiltración, EW e IX), como se observa en la tabla presentan muchas más limitaciones, puesto ninguna de ellas permite la recuperación de cianuro; en tanto que solo EW permite la recuperación de cobre. EL proceso propuesto en esta invención supera las limitaciones de los procesos del estado de la técnica, ya que cumple con todas las características requeridas de eficiencia en separación de metales y recuperación de cianuro en forma concentrada, logrando aumentar la eficiencia global del proceso.

Tabla 2. Comparación cuantitativa tecnologías actuales y en uso

En la tabla 2 se muestra una comparación cuantitativa del proceso propuesto en la presente invención en cuanto a recuperación de metales y ley del producto obtenido. Como se observa en la tabla, el proceso de la invención presenta en todos los casos mejores valores de recuperación para los metales de interés y para el cianuro.

Los ejemplos anteriores demuestran que el proceso integrado de membranas para la recuperación de metales y cianuro de la presente invención resulta ser un proceso eficiente y estable, de fácil implementación pues presenta menor tamaño de instalaciones respecto a las tecnologías en uso, que permite mejores recuperaciones de metal respecto del estado de la técnica, lo que a su vez permite mejorar la recuperación de cianuro en forma concentrada, elevando así la eficiencia global del proceso, y superando las limitaciones de las tecnologías actualmente disponibles.

Se debe entender que, aunque la presente invención ha sido específicamente divulgada por una forma de realización preferida y unas características opcionales, cualquier modificación, mejora y/o variación de la invención en el presente documento divulgado puede derivar de la deducción de expertos en la técnica. Además, tales modificaciones, mejoras y variaciones se consideran que están dentro del alcance de esta invención. La composición y método proporcionados aquí son representativos de realizaciones preferidas y se exponen para ejemplificar el concepto inventivo de la tecnología, es decir, son a modo de ejemplo y no están destinados como limitaciones del alcance de la invención; se sobreentiende que una persona versada en la materia podrá suponer algunos cambios obvios con respecto a la descripción anterior.

APLICACIÓN INDUSTRIAL

El proceso descrito tiene aplicación en los procesos mineros de extracción de oro y plata, que emplean lixiviación por cianuración y contienen contenidos importantes de metales diferentes al oro o plata, como cobre, zinc, mercurio o níquel.

Referencias

Botz, M., Guzman, G., Sevilla, L., 2015. Campaign testing the yanacocha sart plant with high-copper feed solution. Society for Mining, Metallurgy Exploration (SME) Annual Meeting, Denver, February, 15-18.

Botz, M., Acar, S., 2007. Copper precipitation and cyanide recovery pilot testing for the Newmont Yanacocha project. SME Annual Meeting, Denver, Co.

Botz, M., Scola, J., Fueyo, R., de Moura, W., 2004. Cyanide recovery practice at Cerro Vanguardia. SME Annual Meeting 2004 Preprints. The Society for Mining, Metallurgy and Exploration Inc., Littleton, Colorado, pp. 641 -644.

Dai, X., Simons, A., Breuer, P., 2012. A review of copper cyanide recovery technologies for the cyanidation of copper containing gold ores. Miner. Eng. 25, 1 -

13. https://doi.orq/10.1016/i.minenq.2011.10.002

Estay, H., 2018. Designing the SART process - A Review. Flydrometallurgy 176, 147-165. https://doi.Org/10.1016/j.fíydromet.2018.01.011

Estay, H., Ortiz, M., Romero, J., 2013. A novel process based on gas filled membrane absorption to recover cyanide in gold mining. Flydrometallurgy 134-135, 166-176. https: /doi.orq/10.1018/i.hydromet 2013.02.012 Estay, H., Carvajal, R., Hedjazi, F., Van Zeller, T., 2012a. The SART process experience in the Gedabek plant. In: HydroProcess 2012b, 4th International Workshop on Process Hydrometallurgy, Santiago, Chile.

Fleming, C.A., 2016. Cyanide recovery. In: Adams, M.D. (Ed.), Gold Ore Processing, 2nd Ed. Elsevier, Amsterdam, pp. 647-662 Chapter 36.

Hedjazi, F., Monhemius, A.J., 2018. The industrial application of Ultrafiltration and Reverse Osmosis for the recovery of copper, silver and cyanide from gold leach liquors Proceedings of Extraction 2018, Ottawa, Cañada MacPhail, P.K., Fleming, C., Sarbutt, K., 1998. Cyanide Recovery by the SART Process for the Lobo-Marte Project, Chile. Randol Gold and Silver Forum, Denver (April 26-29).

Smith, A., Mudder, T., 1991. The Chemistry and T reatment of Cyanidation Wastes, Mining Journal Books Limited, London.