WO2009113842A1 - Proceso de lixiviación y recuperación de plata y oro con soluciones de tiosulfato amoniacales de cobre - Google Patents

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copper
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Alejandro Rafael ALONSO GÓMEZ
Gretchen Terri Lapidus Lavine
Ignacio GONZÁLES MARTÍNEZ
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Universidad Autónoma Metropolitana
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Definitions

  • the present invention is related to the mining and mineral treatment industry. Specifically, it relates to a process to dissolve gold and silver from minerals and materials that contain them and the electrolytic recovery of said metals in the same process, from solutions of ammoniacal copper thiosulfate and using ethylenediaminetetraacetic acid (EDTA).
  • EDTA ethylenediaminetetraacetic acid
  • cupric ion The problem of the aggressiveness of the cupric ion has been largely resolved by the addition of weak or strong complexing agents, such as ammonia (cf. Aylmore, MG, 2001. Treatment of a refractory gold - copper sulfide concentrate by copper ammoniacal thiosulfate leaching. Min. Eng., 14, 615-637) and, more recently, ethylenediaminetetraacetic acid (EDTA) or its salts, to solutions that complex the cupric ion, stabilizing it so that it does not react with the thiosulfate, as described in the Mexican patent application Cana PA / a / 2001/013061 (Lapidus-Lavine et al., 2001).
  • weak or strong complexing agents such as ammonia (cf. Aylmore, MG, 2001. Treatment of a refractory gold - copper sulfide concentrate by copper ammoniacal thiosulfate leaching. Min. Eng.
  • Another impediment related to the use of thiosu Ifato is the method used to recover precious metals from leaching solutions, such as, for example, cementation, which results in a reduction of the cupric ion, limiting the possibility of recycling the resulting solution (poor) to the leaching stage.
  • leaching solutions such as, for example, cementation
  • direct and selective electrochemical separation can be considered as a possible alternative to cementation.
  • a drawback of this technique is its low efficiency, considering that precious metals are in low concentrations. The problem is even more serious in these thiosulfate solutions because the high concentrations of copper can seriously affect the selectivity of the metallic deposit.
  • An additional objective of the present invention is that in the process of recovering gold and silver by leaching with solution Ammoniacal thiosulfate copper, gold and silver are reduced to their metallic state.
  • Another objective is to recover the gold and silver in its metallic state, once extracted from the mineral or material, so that the electrical energy is used optimally.
  • the present invention is directed to solve the inconveniences of thiosulfate instability of a leaching solution in the presence of cupric ion in the process of recovering metal values from minerals containing them, providing an improvement in the leaching solution of silver and gold from minerals or other materials containing Ia using thiosulfate solutions, said improvement characterized by the use of copper ammoniacal thiosulfate solutions with EDTA, added in a proportion of 0.1 to 1 times the weight of the cupric ion originally in The solution, to leach precious metals from the minerals and materials that contain them, and the direct electrodeposition of gold and silver from di- cha dissolution; for this, the electrochemical cell is composed of anodic and cathodic compartments, separated by a membrane, in whose cathodic section the metals are reduced and recovered in metallic form.
  • FIG 1 illustrates the block diagram of the process object of the present application.
  • Figure 2a shows a schematic representation of the electrochemical cell used in the process of the present invention.
  • Figure 2b is a schematic diagram of the electrodeposit system, which is used in the process of the present invention.
  • Figure 3 is a schematic representation of a recirculation system of the leaching solution used in the application example.
  • Figure 4 is a schematic representation by block diagram of an example of application of the present invention.
  • Figure 5 is a graph showing the results of silver extractions in the leaching stages of the example.
  • Figure 6 is a graph illustrating the change of ion concentrations in the electro-separation stage of the example.
  • Figure 7 is a graph illustrating the concentrations of recovered silver from the example.
  • a solution of copper ammoniacal thiosulfate with EDTA (110) is fed to the leaching reactor (100), • the solution (110) is mixed with a stream of mineral or materials, rich in metallic values (120), during a period sufficient for the dissolution of gold and silver, between 6 and 72 hours,
  • the solid residue (140) is disposed of in a conventional manner, for example by means of a dam, •
  • the metal-rich solution (150) is fed to the cathodic compartment (310) of an electrolytic cell (300), where the precious metals or values are reduced and electrodeposited,
  • the poor solution retains its oxidative capacity and can be recycled to the leaching stage.
  • the elements (530) are the reference electrode and the feed and output of the thio sulfate solution of the cathodic compartment are denoted by (550) and (560), respectively.
  • the rotation speed of the cylinder preferably between 50 and 300 revolutions per minute, is controlled with a mechanical stirrer M (570).
  • the anodic and cathodic compartments are separated by a reinforced membrane (540) lonac® MA-7500.
  • Any anolyte can be used in the anode compartment, such as a solution of 0.1 to 2 mol / L Na2SO 4 , which facilitates the oxidation of water.
  • a current is applied in such a way that the cathode potential is maintained between -135 and -400 mV vs NHE, the range of the selective deposit of silver and gold.
  • the reactor was placed in a recirculation system (600) illustrated schematically in Figure 3, where (610) is the Deposit of the thiosulf ato solution, (620) is a pump, (630) is the rotary cylinder reactor and (640) represents a sampling point.
  • (610) is the Deposit of the thiosulf ato solution
  • (620) is a pump
  • (630) is the rotary cylinder reactor
  • (640) represents a sampling point.
  • the resulting solution is filtered to separate the solids (650) from the metal-rich solution, which is fed to the reactor (630).
  • the raw material (660) is fed to the leaching tank (610).
  • the thiosulfate solution is maintained in recirculation by a peristaltic pump (620) and liquid samples are taken from the solution reservoir (640).
  • FIG. 4 shows the experimental scheme through a series of blocks, where the numerical references are interpreted as follows:
  • the concentrate was leached with stirring for 22 hours, after which 77% of the silver was dissolved.
  • the resulting solution was filtered (713) to remove all solids, which were discarded (714).
  • the rich solution was introduced to the electroseparation system (715), shown in Figure 2a.
  • the anolyte was a solution of 0.2 mol / L of Na2SO 4 .
  • the potential remained constant at -285 mV versus Hg2 ⁇ / Hg reference electrode (Hg 2 O / Hg / 1.0 mol / L KOH, -115 mV vs NHE), during the first 45 minutes, after of which the circuit was left open to monitor the change in concentration due to the redisolution process of the previously formed deposit.
  • the potential (-285 mV) was reapplied until three hours were completed.
  • the same solution was contacted (721) with a fresh batch of concentrate (720) for 10 hours. After filtering (722) (solids (723) are discarded), the solution was subjected to an electroseparation (724), this time continuously, at -285 mV for three hours (724).
  • the titanium cylindrical cathode was polished with abrasive paper of 400 grains per inch.
  • changes in the concentrations of silver, copper, iron, lead and zinc were determined by atomic absorption spectrometry.
  • Silver and lead have similar speeds, reaching concentrations of almost 200 ppm, because both metals are strongly complexed with thiosulfate and EDTA. However, iron and zinc (not illustrated), whose complexes are weaker, remain below 15 ppm during the leaching time.
  • the chemical analyzes of the deposits obtained from electro-separations 1 and 2 show that silver represents more than 90% by weight of the deposits, while copper and lead contribute around 4.3%; the percentages of iron and zinc are less than 1%.
  • the compositions of the deposits are consistent with the current efficiency achieved for the silver, shown for the electroseparation 2 in Figure 7; The efficiency reached approximately 100% after the first 20 minutes and slowly decreased to 65%, even with silver concentrations below 40 ppm.

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Abstract

La presente invención se refiere a un proceso mejorado para la lixiviación y recuperación de metales preciosos de materiales y minerales que los contengan, basado en el uso de soluciones de tiosulfato amoniacal de cobre con EDTA añadido y la electrose-paración directa selectiva de ellos a partir de dichas soluciones. La solución remanente puede recircularse a la etapa de lixiviación, obteniendo desempeños similares a los producidos con soluciones frescas, implicando que la composición de la solución no se alteró de manera significativa durante el proceso de electroseparación. El proceso mejorado ofrece una eficiencia y rendimiento superiores en la recuperación de metales, a los procesos conocidos.

Description

PROCESO DE LIXIVIACIÓN Y RECUPERACIÓN DE PLATA Y ORO CON SOLUCIONES DE TIOSULFATO AMONIACALES DE COBRE
CAMPO DE INVESTIGACIÓN
La presente invención está relacionada con Ia industria minera y de tratamiento de minerales. Específicamente se relaciona con un proceso para disolver el oro y Ia plata de minerales y mate- riales que los contengan y Ia recuperación electrolítica de dichos metales en un mismo proceso, a partir de soluciones de tiosulfato amoniacal de cobre y utilizando ácido etilendiaminote- traacético (EDTA).
ANTECEDENTES DE LA INVENCIÓN
En Ia actualidad el beneficio de minerales de plata y oro depende fundamentalmente de Ia forma en que se encuentren estos minerales en Ia materia prima, utilizándose para su recuperación alguna de varias técnicas tales como Ia flotación, Ia amalgamación, o bien, Ia lixiviación. En esta última, Ia naturaleza de las sustancias empleadas en el baño juega un papel de gran importancia en Ia eficiencia del proceso de recuperación y en el im- pacto ecológico del proceso.
La técnica de lixiviación más utilizada, Ia cianuración, produce altos rendimientos en Ia mayoría de los casos, sin embargo, tiene el problema de producir residuos tóxicos y rendir baja eficiencia cuando Ia materia de partida es del tipo de minerales refractarios (aquellos que contienen material orgánico, arsénico ó manganeso) ó bien con elevados contenidos de sulfuros de metales base. El uso de tiosulfato amoniacal de cobre resulta mucho menos tóxico que las soluciones de cianuro.
Uno de los grandes obstáculos a Ia industrialización del proceso de tiosulfato para extraer plata y oro es Ia inestabilidad del mismo tiosulfato. En Ia presencia del ion cúprico, el tiosulfato se oxida irreversiblemente a una especie que no es activa para complejar el oro y Ia plata. Se ha intentado sustituir el ion cúprico por otros sistemas oxidantes/complejante, como FeEDTA con tiourea, como se describe en Ia sollicitud de patente de los Estados Unidos 2007/0266827A1 (Zhang et al, 2007), pero los oxidantes son difíciles de regenerar y no se ha demostrado su aplicabilidad para lixiviar las fases mineralógicas de Ia plata. El problema de Ia agresividad del ion cúprico ha sido resuelto en buena medida mediante Ia adición de agentes complejante débiles ó fuertes, tales como amoniaco (cfr Aylmore, M. G., 2001. Treatment of a refractory gold — copper sulfide concéntrate by copper ammoniacal thiosulfate leaching. Min. Eng., 14, 615-637) y, más recientemente, el ácido etilendiaminotetraacético (EDTA, por sus siglas en inglés) ó sus sales, a las soluciones que com- plejan el ion cúprico, estabilizándolo para que no reaccione con el tiosulfato, como se describe en Ia solicitud de patente Mexi- cana PA/a/2001 /013061 (Lapídus-Lavine et al., 2001).
Otro impedimento relacionado al uso de tiosu Ifato , es el método empleado para recuperar los metales preciosos de las solucio- nes lixiviantes, como por ejemplo, Ia cementación, Ia cual resulta en una reducción del ion cúprico, limitando Ia posibilidad de reciclar Ia solución resultante (pobre) a Ia etapa de lixiviación. Para minimizar dicho efecto, se puede considerar Ia separación electroquímica directa y selectiva como una alternativa posible a Ia cementación. Sin embargo, un inconveniente de esta técnica es su baja eficiencia, considerando que los metales preciosos se encuentran en bajas concentraciones. El problema es aún más grave en estas soluciones de tiosulfato debido a que las altas concentraciones de cobre pueden afectar seriamente Ia selectividad de Ia depositación metálica.
Un intento para solucionar esta dificultad se describe en Ia solicitud de patente de los Estados Unidos 2003/0051581 A1 , (Zhang et al., 2003) al separar y/o concentrar los metales preciosos mediante métodos que utilizan etapas adicionales, como su adsorción en resinas de intercambio iónico y posterior despojo. Sin embargo, dichas etapas complican innecesariamente el proceso y, generalmente son poco selectivas, removiendo cantidades elevadas de cobre de Ia solución, Io cual reduce Ia capaci- dad lixiviante de Ia misma. OBJETIVOS DE LA INVENCIÓN
En vista de los problemas y limitantes encontrados en los procesos de purificación actuales, es un objetivo de Ia presente in- vención, proveer de un proceso para Ia recuperación de oro y plata, con una mayor eficiencia de recuperación de los metales a partir de minerales y materiales que los contengan, en relación a Ia mostrada por los procesos convencionales.
Es otro objetivo de Ia presente invención, que en el proceso el incremento de eficiencia en Ia recuperación de metales se realice mediante Ia reducción selectiva de sus iones contenidos en soluciones lixiviantes de tiosulfato amoniacal de cobre.
Es otro objetivo de Ia presente invención, que en el proceso para Ia recuperación de oro y plata se mantenga Ia capacidad lixiviante de las soluciones de tiosulfato después de Ia recuperación de los metales preciosos.
Es aún otro objetivo de Ia presente invención, proveer de un proceso para Ia recuperación de oro y plata por medio del empleo de soluciones lixiviantes de tiosulfato amoniacal de cobre en el cual Ia recuperación se realice por medio de una técnica electroquímica de separación posterior a Ia lixiviación.
Un objetivo adicional de Ia presente invención es que en el proceso de recuperación de oro y plata mediante lixiviado con solu- ciones de tiosulfato amoniacal de cobre, el oro y plata se reduzcan a su estado metálico.
Otro objetivo consiste en recuperar el oro y Ia plata en su esta- do metálico, una vez extraídos del mineral ó material, de tal manera que se utilice Ia energía eléctrica de manera óptima.
Otros objetivos y ventajas de Ia presente invención podrán ser aparentes a partir del estudio de Ia siguiente descripción y los dibujos que se acompañan con fines exclusivamente ilustrativos y no limitativos.
BREVE DESCRIPCIÓN DE LA INVENCIÓN
La presente invención se dirige a solucionar los inconvenientes de inestabilidad del tiosulfato de una solución lixiviante en presencia del ion cúprico en el proceso de recuperación de los valores metálicos a partir de minerales que los contengan, propor- cionando una mejora en Ia disolución de lixiviación de plata y oro a partir de minerales u otros materiales que Ia contengan usando soluciones de tiosulfato, caracterizada dicha mejora por el empleo de soluciones de tiosulfato amoniacal de cobre con EDTA, añadido en una proporción de 0.1 a 1 veces el peso del ion cúprico originalmente en Ia solución, para lixiviar los metales preciosos de los minerales y materiales que los contengan, y Ia electro-deposición directa del oro y de Ia plata a partir de di- cha disolución; para esto, Ia celda electroquímica se compone de compartimientos anódicos y catódicos, separados por una membrana, en cuya sección catódica se reducen los metales y se recuperan en forma metálica.
Para comprender mejor las características de Ia invención, se acompaña a Ia presente descripción, como parte integrante de Ia misma, dibujos con carácter ilustrativo más no limitativo, mismos que se describen a continuación.
BREVE DESCRIPCIÓN DE LOS DIBUJOS
La Figura 1 ilustra el diagrama de bloques del proceso objeto de Ia presente solicitud.
La Figura 2a muestran un representación esquemática de Ia celda electroquímica empleada en el proceso de Ia presente invención. La Figura 2b es un diagrama esquemático del sistema de elec- trodepósito, que se emplea en el proceso de Ia presente invención.
La Figura 3 es una representación esquemática de un sistema de recirculación de Ia solución lixiviante empleado en el ejemplo de aplicación. La Figura 4 es una representación esquemática mediante diagrama de bloques, de un ejemplo de aplicación de Ia presente invención.
La Figura 5 es una gráfica donde se ¡lustran los resultados de extracciones de plata en las etapas de lixiviación del ejemplo.
La Figura 6 es una gráfica que ilustra el cambio de concentraciones de iones en Ia etapa de electro-separación del ejemplo.
La Figura 7 es una gráfica que ilustra las concentraciones de plata recuperada del ejemplo.
DESCRIPCIÓN DETALLADA DE LA INVENCIÓN
El proceso objeto de Ia presente solicitud se lleva a cabo de Ia manera ilustrada esquemáticamente en Ia Figura 1:
• una solución de tiosulfato amoniacal de cobre con EDTA (110) se alimenta al reactor de lixiviación (100), • Ia solución (110) se mezcla con una corriente de mineral ó materiales, ricos en valores metálicos (120), durante un periodo suficiente para Ia disolución de oro y plata, entre 6 y 72 horas,
• una vez terminada Ia lixiviación, Ia mezcla de solución (130) rica en metales preciosos y el residuo mineral (ganga) se alimenta a una etapa de separación líquido-sólido [L/S] (200).
• el residuo sólido (140) se desecha de manera convencional, por ejemplo mediante presa de jales, • Ia solución rica en metales (150) se alimenta al compartimiento catódico (310) de una celda electrolítica (300), donde los metales preciosos o valores son reducidos y electrodepositados,
• periódicamente se remueve el cátodo (320) de Ia celda (300) para recuperar los valores, raspándolos de su superficie,
• de Ia corriente de salida (170) se purga de 0 al 30 % (180) para retirar impurezas, tales como plomo y hierro, entre otros, ahora con bajo contenido de metales preciosos,
• finalmente se agregan los reactivos (190) necesarios para restablecer las concentraciones a las concentraciones iniciales
(110), principalmente para compensar las pérdidas debidas a Ia purga, Ia ligera degradación del tiosulfato en el proceso y Ia evaporación de amoniaco.
Cuando se remueven selectivamente los metales preciosos por electrólisis, Ia solución pobre conserva su capacidad oxidativa y puede reciclarse a Ia etapa de lixiviación.
Para implementar un proceso óptimo de separación electroquí- mica directa acoplado a Ia lixiviación, es necesario emplear un reactor electroquímico con características específicas, tal que minimice el consumo de energía y al mismo tiempo maximice Ia eficiencia de corriente para el depósito de oro y plata.
Una de las configuraciones preferidas que ha mostrado resultados excelentes en el electrodepósito a partir de soluciones diluidas, utiliza un electrodo de cilindro rotatorio, RCE1 por sus siglas en inglés (Low, C. T., Ponce de León, C. y Walsh F. C, 2005, The Rotating Cylinder Electrode (RCE) and its Application to the Electrodeposition of Metals. Australian Journal of Chemi- stry, 58, 246-262.; Walsh, F. C. y Pletcher, D., 1990, Industrial Electrochemistry, Chapman Hall, London).
El reactor de cilindro rotatorio (RCR) (500) ilustrado en las Figuras 2a y 2b, que se ha empleado para el desarrollo del ejemplo ilustrativo que sigue, utiliza, como el electrodo de trabajo, un cilindro de titanio (510), que tiene un área superficial de aproximadamente 90 cm2 y un arreglo de seis placas de acero inoxidable (520), cada una tiene un área de 25 cm2, como electrodo auxiliar. En las Figuras, los elementos (530) son el electrodo de referencia y Ia alimentación y salida de Ia solución de tiosulfato del compartimiento catódico se denotan por (550) y (560), respectivamente. La velocidad de rotación del cilindro, preferentemente entre 50 y 300 revoluciones por minuto, se controla con un agitador mecánico M (570). Los compartimientos anódico y catódico se separan mediante una membrana reforza- da (540) lonac® MA-7500. En el compartimiento anódico se puede emplear cualquier anolito, tal como una solución de 0.1 a 2 mol/L Na2SO4, que facilita Ia oxidación del agua. Se aplica una corriente de tal forma que se mantenga el potencial del cátodo entre -135 y -400 mV vs NHE, el intervalo de Ia depósito selec- tivo de plata y oro.
Para una mejor comprensión del invento, se anexa el siguiente ejemplo de Ia recuperación de plata a partir de una solución rica (después de lixiviar), en donde con fines ilustrativos se colocó al reactor en un sistema de recirculación (600) ilustrado de manera esquemática en Ia Figura 3, donde (610) es el depósito de Ia solución de tiosulf ato , (620) es una bomba, (630) es el reactor de cilindro rotatorio y (640) representa un punto de mues- treo. Después de cada etapa de lixiviación, Ia solución resultante se filtra para separar los sólidos (650) de Ia solución rica en metales, Ia que se alimenta al reactor (630). Al inicio de cada lote de prueba se alimenta Ia materia prima (660) al taque de lixiviación (610). La solución de tiosulfato se mantiene en recirculación mediante una bomba de tipo peristáltico (620) y se toman muestras líquidas del depósito de solución (640).
Ejemplo
En Ia Figura 4 se muestra el esquema experimental mediante una serie de bloques, donde las referencias numéricas se interpretan como sigue:
(710) solución lixiviante fresca de tiosulfato amoniacal de cobre
(711) concentrado mineral
(712) primera etapa de lixiviación
(713) separación sólido/líquido (filtración) (714) desecho del residuo de Ia lixiviación
(715) primera etapa de electroseparación, con periodo de circuito abierto (720) concentrado mineral (materia prima)
(721) segunda etapa de lixiviación
(722) separación sólido/líquido (filtración)
(723) desecho del residuo de Ia lixiviación (724) segunda etapa de electroseparación
(730) concentrado mineral (materia prima)
(731) tercera etapa de lixiviación
Se realizó una lixiviación con Ia fracción de -100 + 200 mallas de un concentrado de sulfuros con Ia siguiente composición;
Tabla 1. Composición del concentrado mineral empleado como materia prima del ejemplo
Figure imgf000013_0001
En Ia primera etapa de lixiviación (712), se empleó una solución fresca (710) con Ia siguiente composición:
Tabla 2. Composición de Ia solución lixiviante de tiosulfato amoniacal de cobre
Figure imgf000013_0002
Figure imgf000014_0001
Se lixivió con agitación el concentrado durante 22 horas, después de las cuales se disolvió el 77% de Ia plata. Se filtró (713) Ia solución resultante para eliminar todos los sólidos, que fueron desechados (714).
Se introdujo Ia solución rica al sistema de electroseparación (715), mostrado en Ia Figura 2a. El anolito fue una solución de 0.2 mol/L de Na2SO4. En esta primera electroseparación, se mantuvo constante el potencial en -285 mV versus Hg2θ/Hg elec- trodo de referencia (Hg2O/Hg/1.0 mol/L KOH, -115 mV vs NHE), durante los primeros 45 minutos, después de los cuales se dejó abierto el circuito para monitorear el cambio en Ia concentración debido al proceso de redisolución del depósito previamente formado. Inmediatamente después, se reaplicό el potencial (-285 mV) hasta completar tres horas.
Una vez electrodepositada Ia plata, se contactó (721) Ia misma solución con un lote fresco de concentrado (720) durante 10 horas. Después de filtrar (722) (los sólidos (723) se desechan), se sometió Ia solución a una electroseparación (724), esta vez de forma continua, a -285 mV durante tres horas (724).
Finalmente, se utilizó Ia misma solución para una tercera lixiviación (731) con un lote fresco de concentrado (730) durante 22 horas.
Antes de ambas electroseparaciones (715), (724), se pulió el cátodo cilindrico de titanio con papel abrasivo de 400 granos por pulgada. Durante cada lixiviación (712), (721), (731) y elec- troseparación (715), (724), se determinaron los cambios en las concentraciones de plata, cobre, hierro, plomo y zinc mediante espectrometría de absorción atómica.
En Ia Figura 5, se muestran de manera gráfica los resultados de las mediciones de las extracciones de plata para las tres lixiviaciones, donde los puntos correspondientes se señalan como:
• Lixiviación 1 ,
• Lixiviación 2, A Lixiviación 3
La plata y el plomo (no ilustrado) presentan velocidades similares, alcanzando concentraciones de casi 200 ppm, debido a que ambos metales se complejan fuertemente con el tiosulfato y el EDTA. Sin embargo, el hierro y el zinc (no ilustrados), cuyos complejos son más débiles, permanecen por debajo de los 15 ppm durante el tiempo de Ia lixiviación.
Durante Ia electroseparación 2, el cambio en las concentracio- nes normalizadas de plomo y cobre fueron despreciables, como se muestra en Ia Figura 6 por las líneas (o) y (Á ), igual que en
Ia primera electrólisis. En contraste, Ia concentración normali- zada de plata, línea u, muestra un descenso suave y continuo. Un resultado similar se obtiene cuando la materia prima es una solución preparada en el laboratorio, como se ilustra por Ia línea O para plata en Ia misma figura 6.
Los análisis químicos de los depósitos obtenidos de las electro- separaciones 1 y 2 muestran que Ia plata representa más del 90% en peso de los depósitos, mientras que el cobre y el plomo contribuyen con alrededor del 4.3%; los porcentajes de hierro y zinc son menores del 1%. Las composiciones de los depósitos son consistentes con Ia eficiencia de corriente lograda para Ia plata, mostrada para Ia electroseparación 2 en Ia Figura 7; Ia eficiencia alcanzó aproximadamente el 100% después de los primeros 20 minutos y descendió lentamente hasta 65%, aún con concentraciones de plata menores de 40 ppm.
Tanto Ia proporción menor de impurezas en el depósito de plata como en las elevados valores de eficiencia logrados, confirman que Ia presencia de otros iones metálicos en Ia solución, no afecta significativamente Ia separación selectiva de plata. En experimentos similares se comprobó que el proceso es igualmente efectivo para el oro y para mezclas de ambos metales preciosos.
Se ha descrito con suficiencia Ia invención de tal forma que una persona con conocimientos en el campo técnico puede reproducirlo y obtener los resultados mencionados en Ia presente. Será evidente que cualquier persona competente en el campo de Ia presente invención es capaz de hacer modificaciones no descritos en Ia presente, sin embargo, si Ia aplicación de dichas modificaciones, utilizando cualquier material o en el proceso de ma- nufactura del mismo, requiere alguna parte del proceso mencionado en las siguientes reivindicaciones, el material y el proceso deben considerarse incluidos dentro del alcance de Ia invención descrita con grado de habilitación, en Ia presente solicitud.

Claims

R E I VI N D I CAC I O N E SHabiendo descrito el invento, se considera como una novedad y por Io tanto se reclama como propiedad Io contenido en las si- guientes reivindicaciones.
1. Un proceso para Ia recuperación de oro y plata a partir de materiales y minerales que los contienen, mediante lixiviación con soluciones de tiosulfato amoniacal de cobre, donde a. el material rico en metales preciosos, se pone en contacto con dicha solución de tiosulfato amoniacal de cobre, b. se realiza Ia lixiviación de los metales en dicha disolución, c. una vez concluido el tiempo de lixiviación, se separa
Ia solución rica, del residuo sólido, d. la solución se somete a un proceso de separación de los metales caracterizado dicho proceso porque Ia solución lixiviante de tiosulfato amoniacal de cobre está adicionada con ácido etilen- diamintetraacético (EDTA) y porque para Ia separación de los metales de Ia solución rica producto de Ia lixiviación, se emplea una celda electrolítica que permite su reducción selectiva, sin afectar las propiedades lixiviantes de Ia solución resultante, que es reciclada a Ia etapa de lixiviación del proceso.
2. Proceso para Ia recuperación de oro y plata mediante lixi- viación con soluciones de tiosulfato amoniacal de cobre, de conformidad con ia reivindicación 1, caracterizado porque la solución contiene entre 0.01 y 0.5 mol/L de tiosulfato, en cualquiera de sus sales solubles, entre 0.1 y 1 mol/L de amoniaco, entre 0.02 y 0.1 mol/L de sulfato cúprico con EDTA en Ia proporción de 0.1 a 1 veces los mol/L del peso del ion cúprico en Ia solución.
3. Proceso para Ia recuperación de oro y plata mediante lixi- viación con soluciones de tiosulfato amoniacal de cobre, de conformidad con Ia reivindicación 1, caracterizado p orque el pH en Ia solución lixiviante está en el orden de entre 8.5 y 10.5.
4. Un proceso para Ia recuperación de oro y plata mediante lixiviación con soluciones de tiosulfato amoniacal de cobre, de conformidad con Ia reivindicación 1, caracterizado porque el sólido lixiviado puede ser un mineral, concentrado u otro material que contenga oro y/o plata en sus diferentes fases.
5. Un proceso para Ia recuperación de oro y plata mediante lixiviación con soluciones de tiosulfato amoniacal de cobre, de conformidad con la reivindicación 1, caracterizado porque Ia lixiviación se lleva a cabo a temperaturas entre 2 y 500C, en un recipiente o una pila, con ó sin agitación durante un tiempo de entre 6 y 72 horas.
6, Un proceso para Ia recuperación de oro y plata mediante lixiviación con soluciones de tiosulfato amoniacal de cobre, de conformidad con Ia reivindicación 1, caracterizado porque Ia solución rica en metales se alimenta a Ia sección catódica de Ia celda electrolítica que tiene compartimientos anódicos y catódicos separados por una membrana.
7, Un proceso para Ia recuperación de oro y plata mediante lixiviación con soluciones de tiosulfato amoniacal de cobre, de conformidad con Ia reivindicación 6, caracterizado porque los metales recuperados son depositados en Ia superficie del cátodo.
8. Un proceso para Ia recuperación de oro y plata mediante lixiviación con soluciones de tiosulfato amoniacal de cobre, de conformidad con Ia reivindicación 7, caracterizado porque el cátodo se remueve periódicamente para Ia recuperación de los metales depositados mediante acción mecánica tal como por raspado de su superficie.
9. Un proceso para Ia recuperación de oro y plata mediante lixiviación con soluciones de tiosulfato amoniacal de cobre, de conformidad con Ia reivindicación 1, caracterizado porque se realiza una purga de entre el O y 30% de Ia solución lixiviante resultante de Ia electrodepositación, para remover impurezas del circuito.
10. Un proceso para Ia recuperación de oro y plata mediante lixiviación con soluciones de tiosulfato amoniacal de cobre, de conformidad con Ia reivindicación 1, caracterizado porque antes de alimentar Ia corriente de solución lixiviante recirculada a Ia etapa de lixiviación, se agregan los reactivos necesarios para restablecer las concentraciones a las concentraciones iniciales, para compensar las pérdidas debidas a Ia purga, Ia ligera degradación del tiosulfato y Ia evaporación de amoniaco en el proceso.
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