PROCESO PARA RECUPERACIÓN DE ANTIMONIO Y MATERIALES PORTADORES DE VALOR METÁLICO Y VALORES METÁLICOS DE
ANTIMONIO
Campo de la invención La presente invención se refiere a un proceso para recuperar antimonio y valores metálicos del antimonio, y materiales portadores de valor metálico, en particular a un proceso para recuperar valores de antimonio y oro de materiales que contienen estibnita y materiales portadores de oro, tales como el cuarzo, la pirita y la arsenopirita. Adicionalmente, la presente invención se refiere a un proceso para recuperar un valor metálico de una mezcla de material portador de valores metálicos y material de filón , donde la diferencia en dureza es tal que el material portador de valor metálico preferiblemente está molido en comparación con el filón. Antecedentes de la invención En la recuperación hidrometalúrgica convencional de valores de metal , con frecuencia se obtiene un concentrado de alto grado mediante un proceso de triturado, molido y flotación antes de que pase a la recuperación posterior de metales mediante el proceso de filtración, extracción electrol ítica, y similares. Típicamente, en la producción del concentrado de alto grado existen pérdidas del valor de metal , dependiendo de la mineralogía del concentrado, a través de procesos de molido, limpieza y depuración. Estas pérdidas pueden ser mayores cuando uno de los materiales portadores de
valores metálicos es más suave, por ejemplo de menos de 2 unidades Mohr, que el otro material portador de valores metálicos o que el filón, porque el material suave puede molerse a un tamaño de partícula que es demasiado pequeño para recuperarse mediante aparatos o equipos convencionales. La estibnita es un material portador de antimonio, y se le considera un material suave. La estibnita puede asociase con materiales portadores de oro y plata, y los materiales asociados con estos, particularmente el cuarzo y las piritas, que se consideran minerales duros. Muchos otros valores metálicos se obtienen de minerales de sulfuro, tales como las piritas y las calcopiritas. Frecuentemente, estos minerales de sulfuro también están asociados con metales preciosos, tales como oro y plata. Cualquier proceso de recuperación de valores metálicos mezclados provenientes de materiales portadores de sulfuro, particularmente si también contienen metales preciosos, requiere de consideración de un primer proceso, el cual recuperará de forma selectiva el metal base de interés bajo condiciones que no arriesgan un segundo proceso para recuperación selectiva del metal precioso, y viceversa. La presente invención busca superar al menos algunas de las desventajas antes mencionadas. Breve descripción de la invención De acuerdo con un aspecto de la invención, se proporciona un proceso para recuperar antimonio y valores metálicos de materiales portadores de antimonio y de valores metálicos, que incluye los
pasos de: a) proporcionar un concentrado grueso de los materiales portadores de antimonio y de valores metálicos; b) someter al concentrado grueso a un proceso para recuperar selectivamente el antimonio, produciendo así antimonio sólido o una solución que contenga antimonio, y un residuo que contenga los valores metálicos remanentes; y c) recuperar los valores metálicos remanentes del residuo. En una modalidad de la invención, el material portador de antimonio es estibnita, auroestibnita, tetrahidrita o una combinación de estos. Los ejemplos adecuados de dichos minerales portadores de antimonio incluyen, pero no se limitan a un mineral, un concentrado o cualquier otro material que contenga un mineral portador de antimonio. El material portador de valor metálico es un mineral , un concentrado o cualquier otro material del cual puedan recuperarse valores metálicos. En una modalidad, el material portador de valor metálico es un sulfuro de metal que contenga uno o más valores metálicos. Preferiblemente, el material portador de valor metálico es un sulfuro metálico asociado con materiales portadores de valor metálico, como puede ser oro y/o plata. Los ejemplos típicos de dichos sulfuros metálicos asociados con oro y/o plata son las piritas, calcopiritas y arsenopiritas. Generalmente, el concentrado grueso es un concentrado grueso de flotación . La corriente de alimentación de concentrado
grueso puede prepararse triturando y moliendo los materiales portadores de antimonio y de valores metál icos y sometiendo los materiales resultantes a un proceso de flotación . En una modalidad , el proceso de flotación incluye conducir un primer proceso de flotación dispuesto para capturar partículas gruesas de materiales portadores de antimonio y de valores metál icos y opcionalmente un segundo proceso de flotación , dispuesto para recuperar partículas de tamaño menor y materiales portadores de antimonio y de valores metálicos . En una modalidad de la invención , el concentrado grueso tiene un tamaño de partícula superior a 1 25 µ?t? . Preferiblemente, el concentrado grueso tiene un tamaño de partícula superior a 250 µ?? .
En una modalidad de la invención , el proceso para recuperar selectivamente el antimonio incluye filtrar un concentrado grueso con una solución alcali na de sulfuro, prod uciendo así la solución que contenga anti monio y el resid uo que contiene los valores metálicos remanentes , y separar la solución que contenga anti monio de los residuos. El proceso incl uye además el paso de electrolizar la solución que contenga antimonio separada para recuperar el antimonio metálico. Típicamente, la sol ución alcalina de sulfuro incluye 5-50 g/L de OH" (g/L) y 5-400 g/L de S2" (g/L ). Típicamente, la reacción de filtrado se lleva a cabo a una temperatura en el rango desde temperatura ambiente hasta 1 05° C durante un periodo de 2 a 24 horas.
En una modalidad , antes de someter a la solución que contenga antimonio a la electrólisis, esta se clarifica y extrae a través de un medio de adsorción para recuperar valores metálicos disueltos. Típicamente, la solución que contenga antimonio ya clarificada se extrae a través de un medio de adsorción para recuperar los metales preciosos disueltos, particularmente oro. En una modalidad , antes de pasar por la electrólisis, el pH de la solución que contiene antimonio se ajusta a alcalino. El pH de la solución se eleva rociándola con una solución cáustica. Los ejemplos típicos de soluciones cáusticas incluyen hidróxido de sodio, hidróxido de potasio o hidróxido de calcio. En una modalidad , la electrólisis se lleva a cabo con un voltaje en el rango de 3 a 4.5 vatios y una densidad de corriente de 600 a 800 A/m2 en el ánodo y una densidad de corriente de 250 a 600 A/m2 en el cátodo. La electrólisis se extiende durante un periodo de 4 a 8 horas a una temperatura de entre 40 y 60° C. Ventajosamente, en una modalidad de la invención , un producto derivado de la reacción de electrólisis es el sulfato de sodio. En una modalidad el residuo que contiene los valores metálicos contiene oro. Los ejemplos típicos de las formas en que el oro reside en el residuo son el oro proveniente del concentrado de corriente de alimentación , el oro liberado del material portador de antimonio por el paso (b) y el oro asociado con arsenopirita. El oro puede recuperarse de un residuo sometiendo dicho residuo a cianidación y
formando una solución de lixiviado cargada que contenga oro, seguido por un proceso de extracción. Los ejemplos típicos del proceso de extracción incluyen electrólisis, adsorción en carbono o resinas o precipitación del oro por adición de zinc a una solución de lixiviado cargada, como sucede en el proceso Merrill Crowe. Antes de la cianidación , el residuo puede someterse a un proceso de lixiviado oxidante para liberar el oro de la arsenopirita y otros minerales de recuperación. La presente invención también se basa en el sorprendente descubrimiento de que es posible mejorar la recuperación de metales en materiales portadores de valor metálico más suaves de un material de filón más duro proporcionando una corriente de alimentación de concentrado duro y de bajo grado del material portador de valor metálico mezclado que tiene un tamaño de partícula superior al tamaño de partícula de corrientes concentradas de alimentación convencionales. Esto va en contra de las prácticas aceptadas, puesto que existe típicamente una penalización económica por tratar una corriente de alimentación de concentrado de bajo grado y molido grueso en comparación con una corriente de alimentación de concentrado de alto grado y molido fino. De acuerdo con otro aspecto de la invención, se proporciona un proceso para recuperar valor metálico de una mezcla de un material portador de valor metálico suave y un material de filón , caracterizado porque la dureza del material portador de valor metálico suave es menor a la dureza del material de filón, donde la
diferencia en dureza es tal que el material portador de valor metálico suave se muele preferentemente en relación al material de filón , donde el proceso incluye los pasos de: a) proporcionar un concentrado grueso que incluye el material portador de valor metálico suave; y b) someter al concentrado grueso a un proceso para recuperación selectiva de un valor metálico, produciendo así un metal recuperado o una solución que contiene material recuperado y un residuo. En una modalidad de la invención , la diferencia en dureza entre el material portador de valor metálico y el filón es superior o igual a dos unidades Mohr. En otra modalidad , el material portador de valor metálico suave tiene una dureza de 2 unidades de Mohr o menor. En una modalidad , el residuo contiene uno o más valores metálicos adicionales, y el proceso incluye además el paso de recuperar los uno o más valores metálicos del residuo. Breve descri pción de los dibujos Las modalidades preferidas, que incorporan todos los aspectos de la invención, se describirán por medio de ejemplos solamente en referencia a los dibujos adjuntos, en los cuales: El esquema 1 representa un diagrama de flujo de una modalidad del proceso de la invención ; La Figura 1 es un análisis de difracción de rayos X de un concentrado grueso como el descrito en el Ejemplo 1 ; y
La Figura 2 es un análisis de difracción de rayos X de un residuo remanente después de que el concentrado grueso ha pasado por filtrado con una solución alcalina de sulfuro, como se describe en el Ejemplo 1 . El diagrama de flujo de la presente modalidad de la invención se basa en pruebas en las plantas piloto de Hillgrove Mine, en New South Wales, con respecto del mineral de estibnita arsenopirita portador de oro. Deberá comprenderse que, para propósitos del presente ejemplo, la estibnita es el material portador de antimonio y la arsenopirita es el material portador de valor metálico que porta oro. Adicionalmente, deberá comprenderse que para propósitos de proporcionar un ejemplo para el segundo aspecto de la invención, la estibnita es el material portador de valor metálico suave y la arsenopirita portadora de oro es un segundo material portador de valor. El material de filón es una masa de roca. Descripción detallada de la invención Antes de describir la modalidad preferida del presente proceso, se sobreentiende que la presente invención no se limita al aparato específico descrito, puesto que este puede variar. También deberá comprenderse que la terminología utilizada aquí es solamente para el propósito de describir la modalidad específica, y no se pretende que limite el alcance de la presente invención de forma alguna. Se hace notar que, como se utilizan aquí, las formas singulares "un", "una" y "el", "la" incluyen referencia plural a menos que el contexto claramente dicte lo contrario. A menos que se definan de otra forma,
todos los términos técnicos y científicos utilizados aquí tienen los mismos significados comúnmente comprendidos por personas con conocimientos ordinarios en la materia a la cual pertenece la invención. Haciendo referencia al Esquema 1 , de acuerdo con diversos aspectos de una modalidad de la presente invención, se proporciona un material portador de valor metálico y un material portador de antimonio para su procesamiento. El material portador de valor metálico y portador de antimonio puede ser un mineral, un concentrado o cualquier otro material del cual pueden recuperarse antimonio y cualquier otro valor metálico, partiuclarmente metales preciosos tales como oro, plata y tungsteno. El material portador de antimonio puede ser estibnita, auroestibnita, tetrahedrita o una combinación de estos. Alternativamente, el material portador de antimonio puede ser un material portador de valor metálico que contenga antimonio. El oro nativo frecuentemente se encuentra diseminado en granos de cuarzo, con frecuencia con minerales de sulfuro metálico tales como, por ejemplo, pirita (FeS2), calcopirita, galena, estibnita y arsenopirita. Adecuadamente, la modalidad preferida de la presente invención es particularmente ventajosa en conexión con la recuperación de antimonio y metales preciosos, tales como oro, de minerales o concentrados mezclados de oro/antimonio/arsénico. Por esta razón, el material portador de valor metálico y portador de antimonio preferiblemente es un mineral mezclado de
antimonio/oro/sulfu ro metálico . Típicamente, el mineral mezclado de anti monio/oro/sulfuro metálico es un mineral de estibnita-arsenopi rita-pirita que contiene oro Típicamente, la dureza relativa de cada uno de estos minerales es muy diferente. La dureza de la esti bnita es de 2 unidades Mohr, la arsenopirita es de 3% de 6 unidades Mohr, la pirita es de 6 unidades Mohr y el cuarzo es de 7 unidades Mohr. El material portador de valor metálico y portador de antimonio pasa por trituración , flotación , mezclado y/o formación de mezcla acuosa , así como por acondicionamiento qu ímico y/o físico para generar un concentrado grueso. En contraste con las técnicas convencionales para preparar concentrados, el tamaño de partícula del concentrado g rueso de la presente i nvención es > 1 25 µ?? . Preferiblemente, el tamaño de partícula del material portador de valor metálico y portador de antimonio del concentrado grueso es > 250 µp? . U na característica ventajosa de la i nvención es que la práctica convencional de flotación de sulfuro puede emplearse sin recurrir a procesos adicionales de molido y limpieza . En la modalidad preferida , el mi neral mezclado de antimonio/oro/sulfuro metálico se trata típicamente mediante un circuito de triturado/molido/flotado para generar un concentrado q ue contiene un grado de alimentación de antimonio > 1 5% , un grado de al i mentación de > 35 g/t y, opcionalmente, un grado de arsénico > 4% . El material portador de valor metálico y portador de antimonio
se somete a un triturado primario antes de transferirlo a un molino . Cualquier triturador adecuado puede utilizarse para triturar el material portador de valor metálico y portador de antimonio, incl uyendo un triturador de mordaza , rodillos de mol ido de alta presión , triturador de rodillos o un triturador gi ratorio para un primer paso de triturado. El material portador de valor metálico y portador de antimonio molido se transfiere entonces del triturador a un molino . Los ejemplos típicos son el molino, moli no de barra , molino de bola , molino autógeno , o molino semiautógeno (SAG). El material portador de valor metálico y portador de antimonio molido se tamiza a 3-4 mm con el tamaño inferior reportando a un circuito concentrado de gravedad y las partículas mayores pasando al mol ino . Alternativamente , el material portador de valor metálico y portador de antimonio molido puede pasarse a un ciclón para separación de tamaños. El material portador de valor metálico y portador de anti monio molido con un tamaño de partícula superior a 3-4 mm se transfiere entonces a un circuito de gravedad que incluye un concentrador de gravedad mejorada y un ciclón separador de tamaño primario. El concentrado formado en el circuito concentrador de gravedad mejorada pasa a una corriente de alimentación combinada concentrada para procesarlo a mayor grado en un tanque de lixiviado alcalino de sulfuro. Típicamente , el tamaño de partícula del concentrado es p80 de 1 50-600 µ?? .
La cola de gravedad del concentrador de gravedad mejorada se dirige al ciclón separador de tamaño primario, donde el subflujo del ciclón (partículas g ruesas superiores a 250 µ?t? ) se di rige a una celda de flotación más gruesa , mientras que el sobreflujo del ciclón (partículas finas superiores a 250 µ?t?) reporta a una celda recolectora de flotación . Antes de someterse a la flotación , el material portador de valor metálico y portador de antimonio molido opcionalmente se acondiciona con acondicionadores adecuados conocidos para mejorar la efectividad global y la eficiencia global de las operaciones de procesamiento de acuerdo con requerimientos previstos del material portador de valor metálico y portador de antimonio para generar una corriente de ali mentación de concentrado . Por ejemplo , la mezcla de oro-esti bnita-arsenopi rita-pirita está acondicionada con nitrato de plomo o sulfato de cobre a una dosis de 250-2 , 500 g/t, un recolector de xantato en una dosis de 30-250 g/t y espuma . Típicamente, el material portador de valor metálico y portador de antimonio molido se acondiciona de 1 a 5 mi nutos. En la modalidad preferida , la mezcla de oro-estibnita-arsenopi rita-pirita se acondicionan con nitrato de plomo (500-1 ,000 g/t), recolector PAX (80-1 20 g/t) d urante 2 a 4 minutos . La celda de flotación más gruesa se dispone para capturar minerales libres gruesos liberados (con tamaño superior a 250 µ?? ), principalmente la mayor parte de los materiales portadores de antimonio y de valor metálico más suaves, tales como esti bnita,
mientras que la celda recolectora de flotación se dispone para capturar las partículas minerales liberadas superiores a 250 µ? . En la modalidad preferida , la celda recolectora de flotación captura sustancial mente el remanente de la estibnita y oro residuales en forma de un concentrado de arsenopi rita. La celda de flotación más gruesa funciona como una celda de flotación gruesa con un periodo de flotación de aproximadamente 2-20 minutos, depend iendo de la mineralog ía del concentrado. Los relaves de la celda de flotación más gruesa pasan al molino para volverse a moler. Un periodo de flotación de 1 0-1 5 minutos es típico para la mezcla de oro-estibnita-arsenopirita-pirita condicionada como se describió anteriormente. Los concentrados de cada celda de flotación y el concentrado de gravedad se combinan entonces en una tolva de alimentación de lixiviado de antimonio para producir un concentrado de corriente de ali mentación de aproximadamente 5-1 5% de la masa de alimentación antes de dirigirla a un reactor de lixiviado donde pasa por un proceso de lixiviado alcali no de sulfuro. El concentrado grueso se somete entonces a condiciones de lixiviado para recuperar de forma selectiva el antimonio en forma de una solución de lixiviado cargada y un residuo sólido que contiene los valores metál icos remanentes. El metal antimonio puede recuperarse de la solución de lixiviado cargada mediante extracción electrol ítica , y los valores metálicos remanentes pueden recuperarse de forma selectiva a partir del residuo sólido con técnicas adecuadas
relacionadas con el valor metálico. Por ejemplo, cuando el residuo sólido contiene oro, el residuo sólido puede someterse a cianidación de acuerdo con técnicas bien conocidas. El proceso de lixiviado alcalino de sulfuro funciona en un recipiente de lixiviado a una temperatura dentro del rango de aproximadamente 25° C a aproximadamente 1 05° C a presión ambiente, durante un periodo de 2-24 horas. La solución de lixiviado contiene 5-50 g/L de OH" y 50-400 g/L de S2". En la modalidad preferida, la solución de lixiviado contiene 1 0-20 g/L de OH" y 50-1 50 g/L de S2', y el proceso de lixiviado alcalino de sulfuro se lleva a cabo a una temperatura de 95 a 105° C durante un periodo de 6 a 8 horas. El lixiviado alcalino de sulfuro de los sulfuros de antimonio se da de acuerdo con las siguientes reacciones: 3Na2S + Sb2S3 (estibnita) ? 2Na3SbS3 (1 ) 3Na2S + 4Cu2SSb2S3 (tetrahedrita) ? 4Cu2S + 2Na3SbS3 (2) Durante el proceso de lixiviado de sulfuro alcalino, el antimonio se solubiliza de forma sustancialmente total para formar una solución de lixiviado cargada que contenga antimonio. Típicamente, más del 99% del antimonio en la corriente de alimentación de concentrado grueso se filtra hacia la solución de lixiviado cargada. Antes de recuperar el antimonio de la solución de lixiviado cargada, la solución de lixiviado cargada se filtra y clarifica. El antimonio típicamente se recupera de la solución de lixiviado cargada mediante electrólisis de acuerdo con la siguiente reacción:
4Na3SbS3 + 1 2NaOH? 4Sb| + 1 2 Na2S + 6H20 + 302 (3) Se lleva a cabo electrólisis con un voltaje en el rango de 3 a 4.5 vatios y una densidad de corriente de 600 a 800 A/m2 en el ánodo y una densidad de corriente de 250 a 600 A/m2 en el cátodo durante un periodo de 4 a 8 horas a una temperatura de entre 40 y 60° C . En algunos casos, dependiendo de la composición mi neral del concentrado de la corriente de alimentación , es posible solubilizar valores metálicos adicionales, como por ejemplo oro y arsénico , en la solución de lixiviado cargada . Se prevé que los otros valores metálicos se recuperarán de la solución de lixiviado cargada por métodos y técnicas bien comprendidos. Por ejemplo, cuando el valor metálico solubilizado es oro, el oro solubilizado típicamente se recupera de una solución de lixiviado cargada mediante filtración a través de un med io de adsorción . Los valores metálicos en valores metálicos particulares tales como el oro contenidos en el concentrado de corriente de ali mentación generalmente pasan al residuo sólido formado du rante el paso de lixiviado alcalino de sulfuro. Se prevé que los otros valores metálicos se recuperarán del resid uo sólido por medio de métodos y técnicas bien comprendidos. Cualquier valor de oro, por ejemplo, se recuperará del resid uo sólido haciendo nuevamente una pul pa y tratando la mezcla acuosa con un proceso de cianidación , Carbón en Pulpa (CI P), filtración , extracción electrol ítica y procesos de fundición .
Otros valores metálicos, si se encuentran presentes en cantidades económicamente viables en el residuo, pueden también recuperarse subsecuentemente de acuerdo con técnicas bien comprendidas . Por ejemplo, en el Esquema 1 , el tungsteno se recupera como un concentrado de tungsteno de las colas de flotación de lixiviado de oro . La modalidad preferida de la invención se describirá ahora con mayor detalle haciendo referencia al siguiente ejemplo . Las condiciones y parámetros del proceso reflejadas ahí pretenden identificar diversos aspectos de la i nvención , y no se pretende que limiten el alcance de la invención de las reivindicaciones. Ejem plo Los materiales portadores de antimonio y de valores metálicos del ejemplo son minerales de estibnita-arsenopirita-pirita extra ídos de mina que contienen un promedio de 1 % de Sb, 0.8% de As y 4 g/t de Au . La mezcla de sulfuro de antimonio/oro pasa por un triturado primario para producir un tamaño de partícula que pase los 1 0 cm en un proceso de 24 h de aproximadamente 1 000 toneladas métricas. El mineral triturado se transfiere entonces por medio de un cargador de alimentación a un molino donde se muele (proceso inicial de 30 tph) y se dirige a un ciclón de corte grueso. El sobreflujo del ciclón (aproximadamente 250 µ?t?) pasa a una celda de flotación más gruesa, mientras que el subflujo del ciclón pasa a una celda de flotación instantánea para recuperación de mi nerales muy gruesos
(250 µ?? a 6 ó 7 mm ). El concentrado más áspero se limpia dentro de una limpiador de celda de flotación y el concentrado limpio se combi na entonces con el concentrado de flotación instantánea y se alimentan a una centrífuga o concentrador de gravedad para recuperación del oro libre. Un concentrado de corriente de alimentación que típicamente contiene 1 7.25% de Sb , 2.75% de As y 1 .01 o/t de Au o superior se produce por medio del circuito antes mencionado . La celda de flotación más gruesa se dispone para capturar minerales libres gruesos (superior a 250 µ? ), principalmente la mayoría de la estibnita . La celda de flotación más gruesa opera con un tiempo de acondicionamiento de aproximadamente 3 minutos con pH neutral con PbNO3 (500 g/t), recolector PAX (50 g/t), y espuma (I F50) con un tiempo de flotación de aproximadamente 1 minuto . Las colas más gruesas/instantáneas pasan al molino para volverse a moler. Las colas de concentrado de gravedad se alimentan entonces a una tolva de alimentación de lixiviado de antimonio donde se les combina y asienta para formar el concentrado de corriente de alimentación antes de dirigirse al reactor de lixiviado de antimonio. El concentrado de corriente de alimentación (contenido de sólidos de la mezcla acuosa = 1 00 g/L) se trata con una solución alcalina de sulfuro ( 1 0 g/L OH-, 50 g/L S2") a 1 00° C durante 8 horas , dando como resultado una reducción de masa total de 23.7% , y un
análisis de residuos de 0.05% de Sb, 2.63% de As, 0.76 o/t de Au y 7.93% total de S . Se llevó a cabo un análisis de difracción de rayos X al concentrado de corriente de alimentación y al residuo producido por el proceso de lixiviado de sulfuro alcalino, y los resultados se muestran en las Figuras 1 y 2, los cuales confirman que la estibnita y el sílice son las fases principales del concentrado de corriente de alimentación , mientras que el residuo contiene sílice y óxido de aluminio como fases principales. La mezcla acuosa que deja el reactor de lixiviado de antimonio se separa en componentes sólidos y líquidos para tratamiento corriente abajo. El residuo sólido (o torta de filtro) contiene la mayoría de los valores de oro y se dirige al circuido de cianidación para volver a formar pulpa y recuperar el oro, mientras que la parte l íquida (o corriente de filtrado) de la mezcla acuosa contiene los valores de antimonio y se dirige como solución de lixiviado cargada a una celda de electrólisis con ánodos y cátodos ligeros de acero. La solución de lixiviado cargada contiene Sb 1 7g/L, OH" 25 g/L, y soluble 55 g/L. El metal antimonio se depositó sobre el cátodo de la celda de electrólisis sin diafragma aplicando una densidad de corriente de cátodo de 600 A/m2, una densidad de corriente de ánodo de 800 A/m2, y un voltaje de celda de 3.4V. El proceso de extracción electrolítica se llevó a cabo a 50° C durante un periodo de 2 horas con eficiencia de corriente Faradáica de 64% .
El residuo sólido o torta de filtración que se separó después del proceso de lixiviado de sulfuro alcalino se vuelve a hacer pulpa y se vuelve a hacer una mezcla acuosa. El pH de la corriente de alimentación vuelta pulpa nuevamente del circuito de cianidación se ajusta a un valor de pH de aproximadamente 1 0.5 antes de introducirlo a la sección de lixiviado y adsorción. Se agrega una solución de cianuro de sodio para facilitar la extracción del oro de la fase sólida hasta la fase de solución. La solución de lixiviado de oro se extrae electrol íticamente de acuerdo con técnicas conocidas para recuperar los valores metálicos de oro. En este ejemplo, más del 99.5% del antimonio se lixivió selectivamente del concentrado de alimentación junto con 29% de As, 42% de Au y 47% de S. Es necesario comprender que, aunque las técnicas y publicaciones anteriores pueden referirse aquí, dicha referencia no constituye una admisión de que cualquiera de estas forma parte del conocimiento general común en la materia, en Australia o en cualquier otro país. Para el propósito de la presente especificación y reivindicaciones, se comprenderá claramente que la palabra "que incluye" significa "incluye, pero no se limita a", y que la palabra "incluye" tiene un significado correspondiente. Numerosas variaciones y modificaciones se sugerirán a si mismas a personas con conocimientos en la materia, además de
aquellas ya descritas, sin apartarse de los conceptos básicos de la invención . Todas estas variaciones y modificaciones deberán considerarse dentro del alcance de la presente invención, y su naturaleza deberá determinarse a partir de la descripción anterior.