WO2012078019A2 - Electrorecuperación de oro y plata a partir de soluciones de tiosulfato - Google Patents

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Alejandro Rafael ALONSO GÓMEZ
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Definitions

  • the present invention is related to the mining industry, for the treatment of minerals and materials containing gold and silver. Specifically, it relates to a process for the recovery of gold and silver, from copper thiosulfate solutions, by means of a self-generated electrolysis process in which the charged solution is stripped of the values in the cathodic compartment. Subsequently, the solution already stripped is used as an anolyte, thus recovering the concentration of copper necessary to be recirculated to a new leaching stage.
  • cyanide solutions have high levels of toxicity, besides there are materials that are refractory to this process, or because of their high copper content they consume a high amount of cyanide during leaching, as taught in [G. Senanayake, Gold leaching in non-cyanide lixiviant systems: critical ⁇ ssues on fundamentáis and applications, Mineral Engeeniring 2004 (17) 785-201].
  • Various alternatives to cyanidation have been proposed, including the use of thiosulfate.
  • Direct electrodeposition used as a separation method, is a viable option, even in solutions with low concentrations of gold and silver, even if the concentration of copper ions is at least fifty times greater than that of silver and a thousand times that of the gold [Alonso-Gómez, AR, Lapidus, GT and González, I., "Silver Leaching and Recovery Process and Gold with Copper Ammoniacal Thiosulfate Solutions, application PCT / MX2009 / 000022, dated March 14, 2008 (WO20097113842, published September 17, 2009)].
  • An objective of the present invention is to provide a process for the selective separation of gold and silver from solutions of uncles or io ato, with a higher speed compared to cementation with copper, without using electric current.
  • Another objective is to achieve the above using the stripped solution as an anolyte, thus preserving soluble copper levels, in order to keep the composition of the thiosulfate solution stable so that it is recirculated to the leaching process.
  • the present invention is directed to solve the problem of the separation of gold and silver from leaching solutions of copper thiosulfate, providing an improvement to the traditional separation methods currently used (cementation and electro-deposit with external current).
  • This improvement is characterized This is due to the novel use of the self-generated electrolysis process, using a commercial copper plate as an anode, and as a cathode a titanium plate, in a reactor with the anodic and cathodic compartments separated by an ion exchange membrane to prevent contamination of the thiosulfate solution.
  • the membrane has the function of separating the cathodic and anodic compartments, to prevent the solutions that occupy each section from mixing with each other.
  • the above is done in order to avoid that the solution loaded with gold and silver is in contact with the copper anode, preventing the cementation of the values (gold and silver) on this surface.
  • the charged solution located in the cathodic compartment
  • the membrane fulfills this dual function.
  • Figure 1 is a schematic diagram of the process of obtaining gold and silver by electrodeposition in an electrochemical self-generation cell.
  • Figure 2 shows a schematic diagram of the electrochemical autogeneration cell.
  • Figure 3 corresponds to a graph indicating the change in the concentration of silver along the electrolysis performed in example 1.
  • Figure 4 is a diagram of the process of recirculation of the lots of leaching solution A and B, used in example 2.
  • Figure 5 shows a graphical representation of the change in silver concentration during the first leaching LA1 performed to lot A (solid line, solid markers), as well as during the first self-generated electrolysis Cal (dotted line, open markers).
  • Figure 6 is a set of graphs showing a comparison between the amount of silver remaining in solution during the Cal, Ca3 and Ca5 electrolysis performed on lot A (markers o, ⁇ and ⁇ respectively)
  • Figure 7 shows the concentration of soluble lead during the first LA1 leaching to lot A.
  • An ammoniacal thiosulfate solution charged with gold and silver ions, from the leaching stage (100) and after being filtered (200) is introduced into the cathodic compartment (310) of the electrochemical reactor (300).
  • the electrochemical reactor has an ammonium membrane (250) that separates the cathodic (210) and anodic (220) compartments.
  • a solution stripped of precious metals (360) is introduced into the anode compartment of the electrochemical reactor (320).
  • the cathode (330) and anode (340) are connected in short circuit (360).
  • the cathode (330) is removed from the reactor and mechanically scraped to obtain the metallic gold and silver.
  • the cathodic compartment solution is placed in the anodic compartment in Waiting for a new electrodeposition cycle (360).
  • the solution of the anodic compartment (320) is enriched in the necessary reagents and recirculated to the leaching stage (140).
  • the leaching reactor is loaded with the fresh leachable solid material (160).
  • the fresh solution (150) is fed to the leaching reactor only in the initial cycle.
  • the reactor consists of a unique reservoir of preferably rectangular shape (400), although it is not limited to said configuration.
  • the reactor is divided into at least two compartments, although it may have a larger number of these.
  • the compartments are divided by a cationic membrane (450) that prevents the passage of silver-thiosulfate and gold thiosulfate ions from the anodic compartment (410) to the anodic (430).
  • the cathode (420) can be a plate or a titanium mesh.
  • the anode (440) is a copper plate.
  • the cathode must be treated mechanically to remove the gold and silver deposit.
  • the anode must be changed periodically as it is consumed during the electrodeposition process.
  • Table 2 Composition of the solution used in the anodic compartment of the autogeneration electrolytic reactor.
  • composition Component (mol / L) (mol / L)
  • the solutions were prepared with analytical grade reagents. In all cases, deionized water was used (1 x 10 10 MQcm- 1 ). Once the solutions are placed in the compartment correspondingly, the electrodes were connected in short circuit. Constant stirring was maintained throughout the deposition time, in each of the reactor compartments. Samples were taken every 20 minutes, until 240 minutes were completed, at which time the test was stopped. The samples were analyzed by atomic absorption spectrometry to determine the concentrations of silver and copper ions.
  • the recirculation scheme used in the present invention consists in using two batches of thiosu If ato leaching solution, which are used alternately in each of the reactor compartments ( Figure 2), as mentioned in the Detailed description of the invention section.
  • the same reactor was used as in example 1, with a copper plate as an anode and a titanium plate as a cathode, both with an exposed geometric area of 60 cm 2 .
  • the current A3, already stripped of the values, is placed in the anodic compartment (An2) of the reactor, where the first electrodeposit of the charged solution of the batch B (Ca2) is carried out.
  • the A4 stream is taken to a new leaching stage (LA2) where it contacts fresh ore.
  • the charged solution A5 is taken back to the electrochemical reactor to strip the silver in the cathode compartment (Ca3).
  • the anode compartment is occupied by the solution of lot B from Ca2.
  • stream A7 is introduced again in a leaching stage with fresh mineral, obtaining the solution charged in stream A8.
  • Table 3 shows the initial composition used in the leaching solutions of both lots; the volume of each of them was 250 mL. 2.5 g of lead concentrate from the Fresnillo mine, whose silver content is 24 kg / ton and approximately 25% lead, was used for each leaching. Table 3. Composition of the leaching solutions used in lots A and B
  • composition Component (mol / L) (mol / L)
  • Figure 5 shows the concentration of silver in solution along the first leach (solid markers and solid line), as well as during the electrodeposition in the cathode compartment Cal (broken line open markers). It is important to consider that the content of silver in the mineral used is high, so that during leaching (LA1) extractions greater than 200 ppm of silver are obtained, a value close to the solubility of this metal in thio solutions - sulfate. These very high values of silver in solution, cause that its decrease during the self-generated electrolysis (Cal) is just over 50%. In addition, due to the high concentration of lead in the solution (200 ppm), there is competition with silver in the deposit process.
  • LA1 leaching
  • FIG 7 shows the amount of lead in solution during the first leaching performed to lot 1, in which it can be seen that the concentration of Pb (ll) ions is similar to that achieved by soluble silver. Also during the corresponding electrolysis ( Figure 9 Cal curve), the lead concentration decreases approximately 35% during the first 20 minutes. This competition (non-existent in Example 1 with the synthetic solution) could cause the recovery of silver to be no more than 60%. It should also be considered that treating minerals with high silver content causes difficulties due to solubility during leaching, as well as saturation of the electrodes in the electrodeposition stage.

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Abstract

La presente invención está relacionada con la industria minera, de tratamiento de minerales y materiales que contengan oro y plata. Específicamente se relaciona con un proceso para la recuperación de oro y plata, a partir de soluciones de tiosulfato de cobre, mediante un proceso de electrólisis autogenerada. Las ventajas de la presente invención con respecto a las del estado de la técnica radican en que la nuestra tiene una mayor velocidad en comparación con la cementación con cobre, sin utilizar corriente eléctrica. Nuestro proceso está caracterizado por llevarse a cabo en una celda electroquímica de autogeneración, en la que ánodo y cátodo se encuentren conectados en corto circuito; y los compartimientos anódíco y catódico se encuentren separados mediante una membrana de intercambio iónico. Además al contar con un ánodo de cobre y utilizar la solución despojada como anolito, los niveles de cobre soluble se mantienen estables, conservando así el poder lixivante de las soluciones de tiosulfato, con lo que es posible recircularlas a una nueva etapa de lixiviación.

Description

ELECTRORECUPERACIÓN DE ORO Y PLATA A PARTIR DE SOLUCIONES DE TIOSULFATO
CAMPO DE LA INVENCIÓN
La presente invención está relacionada con la industria minera, de tratamiento de minerales y materiales que contengan oro y plata. Específicamente se relaciona con un proceso para la re- cuperación de oro y plata, a partir de soluciones de tiosulfato de cobre, mediante un proceso de electrólisis autogenerada en el que la solución cargada es despojada de los valores en el compartimiento catódico. Posteriormente la solución ya despojada es utilizada como anolito, recuperando asi la concentración de cobre necesaria para ser recirculada a una nueva etapa de lixiviación .
ANTECEDENTES DE LA INVENCIÓN
Actualmente la obtención de oro y plata, a partir de minerales, concentrados y otros materiales, se realiza mediante diferentes procesos. Estos procesos están en función de la naturaleza del material que contiene a los metales preciosos, así como de la concentración de éstos. De esta forma, si se cuenta con materiales con altas concentraciones de oro y plata, el método más utilizado es la fundición. En cambio, los materiales con bajas concentraciones de estos metales suelen tratarse mediante procedimientos hidrometalúrgicos (lixiviación).
Desde las últimas décadas del siglo XIX, el proceso basado en soluciones de cianuro, ha sido utilizado con éxito en la lixiviación de oro y plata a partir de materiales con bajos contenidos de oro y plata. Sin embargo, las soluciones de cianuro presentan altos niveles de toxicidad, además de que existen materiales que son refractarios a este proceso, o bien por su alto contenido de cobre consumen una alta cantidad de cianuro durante la lixiviación, como se enseña en [G. Senanayake, Gold leaching in non-cyanide lixiviant systems: critical ¡ssues on fundamentáis and applications, Mineral Engeeniring 2004(17)785-201]. Se han propuesto diversas alternativas a la cianuración, entre las que destaca el uso de tiosulfato. Este sistema químico se ha utilizado a nivel preindustrial desde la década de 1920, como enseña [Fathi Habashi. A Textbook of Hydrometallurgy, 2nd edi- tion (Second ed). Quebec City, Canadá: Métallurgie Extractive Québec, 1999]. No obstante, el alto consumo del reactivo, ha impedido su implementación a gran escala. El consumo elevado de tiosulfato, se debe principalmente a que es oxidado a tetrationa- to e incluso a sulfato, por la acción de los iones Cu(ll). En los últimos años, este inconveniente se ha resuelto mediante la adición de aditivos que modifican las propiedades oxidativas de los iones cúprico ["Mejora al Proceso de Lixiviación de Plata de Soluciones de Tiosulfato de Cobre", Inventores: Gretchen La- pidus Lavine, Alejandro Rafael Alonso Gómez, José Angel Cervantes Escamilla, Patricia Mendoza Muñoz y Mario Francisco Or- tiz García, otorgado el 26 Febrero 2008, MX 257151], limitando el consumo de tiosulfato a menos del 5% del valor inicial [Alonso-Gómez, A.R. y Lapidus, G.T. (2009), "Inhibition of Lead Solu- bilization during the Leaching of Gold and Silver in Ammoniacal Thiosulfate Solutions (effect of phosphate addition)", Hydrome- tallurgy, 99(1 -2), 89-96].
Por otro lado, la recuperación de los valores a partir de los baños de tiosulfato, se ha realizado principalmente mediante cementación. En este proceso, es necesario adicionar un agente reductor, generalmente un metal, produciéndose una reacción redox en la que el oro y la plata se obtienen en su forma metálica. La desventaja de esta técnica, es que no es posible controlar adecuadamente la capacidad reductora del metal, por lo que la eficiencia en la separación alcanzada generalmente es pobre, obteniéndose al oro y plata contaminados principalmente con cobre.
El electrodepósito directo, utilizado como método de separación, es una opción viable, incluso en soluciones con bajas concentraciones de oro y plata, aún cuando la concentración de iones cobre sea por lo menos cincuenta veces mayor que la de plata y mil veces que la del oro [Alonso-Gómez, A.R., Lapidus, G.T. y González, I., "Proceso de Lixiviación y Recuperación de Plata y Oro con Soluciones de Tiosulfato Amoniacales de Cobre, solicitud PCT/MX2009/000022, fecha 14 Marzo 2008 (WO20097113842, publicada 17 Septiembre 2009)]. Para lograr eficiencias de corriente superiores al 50 %, se ha empleado un electrodo de ci- lindro rotatorio, en un reactor con compartimientos separados para evitar la oxidación del tiosulfato, así como la reoxidación del oro y plata depositados. En ese tipo de sistemas, se ha logrado obtener depósitos con menos del 2 % de impurezas [Alonso, A.R., Lapidus, G.T. y González, I. (2008), "Selective silver electroseparation from ammoniacal thiosulfate leaching solutions using a Rotating Cylinder Electrode reactor (RCE)", Hydrometa- llurgy, 92 (3-4), 115-123].
A pesar de los buenos resultados obtenidos con este tipo de re- actores, las relativamente bajas eficiencias de corriente pueden considerarse como una desventaja, debido al alto costo de la energía eléctrica.
Recientemente, se ha explorado la posibilidad de realizar electrólisis autogeneradas. Estas consisten en una celda con dos electrodos, en donde los iones metálicos son reducidos y depositados sobre el cátodo; la diferencia de este proceso, con respecto a la electrodepositación con suministro de corriente, radica en que el ánodo presenta un potencial de oxidación me- ñor a los iones metálicos, por lo que no es necesario adicionar corriente eléctrica. Al oxidarse el ánodo, se genera un flujo de electrones que viajan a través del conductor eléctrico hasta el cátodo, donde se presenta el electrodepósito, por lo que es necesario mantener la separación de los compartimientos anódico y catódico, mediante una membrana de intercambio iónico. La electrólisis autogenerada, comparte con la cementación el hecho de que se utiliza la oxidación de un metal para la reducción de otro más noble. Sin embargo, en la electrólisis autogenerada, mantener en compartimientos separados al ánodo y cátodo, permite por un lado, elegir el sustrato en el que se rea- liza el depósito (similar a una electrólisis convencional), eliminando la contaminación del depósito debido al cementante. Por otro lado, debido a que el ánodo se encuentra en contacto con una solución diferente a !a cargada, es posible también elegir la composición del anolito en función de los requerimientos del proceso, así como para modular el poder reductor del sistema.
El uso de este procedimiento permitiría contar con un proceso para la recuperación de oro y plata a partir de soluciones de tíosulfato, mediante la oxidación de un ánodo metálico, elimina- do así la utilización de energía eléctrica. Es importante mencionar que la elección del ánodo depende de la diferencia de potenciales redox entre ánodo y cátodo, así como de las ventajas que pudiera ofrecer la disolución del material anódico en la solución que se utilice como anolito. Esto traería como consecuen- cia un menor costo del proceso global. OBJETIVOS DE LA INVENCIÓN
Un objetivo de la presente invención es el de proporcionar un proceso para la separación selectiva de oro y plata a partir de soluciones de tios u I f ato , con una mayor velocidad en comparación con la cementación con cobre, sin utilizar corriente eléctrica.
Otro de los objetivos es lograr lo anterior utilizando la solución despojada como anolito, conservando así los niveles de cobre soluble, con el fin de mantener estable la composición de la solución de tiosulfato para que sea recirculada al proceso de lixiviación. Otros objetivos y ventajas de la presente invención podrán ser aparentes a partir del estudio de la siguiente descripción y los dibujos que se acompañan con fines exclusivamente ilustrativos y no limitativos .
BREVE DESCRIPCIÓN DE LA INVENCIÓN
La presente invención está dirigida a solucionar el problema de la separación de oro y plata a partir de soluciones lixiviantes de tiosulfato de cobre, proporcionando una mejora a los tradicionales métodos de separación utilizados actualmente (cementación y electro-depósito con corriente externa). Esta mejora se carac- teriza por el uso novedoso del proceso de electrólisis autogene- rada, utilizando una placa de cobre comercial como ánodo, y como cátodo una placa de titanio, en un reactor con los compartimientos anódico y catódico separados por una membrana de intercambio iónico para impedir la contaminación de la solución de tiosulfato.
La membrana cumple la función de separar los compartimientos catódico y anódico, para evitar que las soluciones que ocupan cada sección se mezclen entre si. Lo anterior se realiza con el fin de evitar que la solución cargada con oro y plata esté en contacto con al ánodo de cobre, impidiendo la cementación de los valores (oro y plata) sobre esta superficie. Por otro lado, es importante considerar que la solución cargada (ubicada en el compartimiento catódico), es pobre en cobre debido a la naturaleza de la lixiviación, por lo que su poder oxidante es limitado; esto permite realizar el depósito de oro y plata en la superficie del cátodo de forma eficiente, ya que la redisolución del depósito sería limitada. Al impedir el contacto de la solución cargada con el ánodo de cobre, se evita el aumento de la concentración de cobre total en esta solución, por lo que la membrana cumple con esta doble función.
Para un mejor entendimiento de las características de la presen- te invención, esta descripción es acompañada como como parte integrante de la misma, por dibujos con carácter ilustrativo más no limitativo, mismos que se describen a continuación. BREVE DESCRIPCIÓN DE LOS DIBUJOS
La Figura 1 es un diagrama esquemático del proceso de obtención de oro y plata mediante electrodepósito en una celda elec- troquimica de autogeneración .
La Figura 2 muestra un diagrama esquemático de la celda electroquímica de autogeneración. La Figura 3 corresponde a una gráfica que indica el cambio de la concentración de plata a lo largo de la electrólisis realizada en el ejemplo 1.
La Figura 4 es un esquema del proceso de recirculación de los lotes de solución lixiviante A y B, utilizados en el ejemplo 2.
La Figura 5 muestra una representación gráfica del cambio de concentración de plata durante la primer lixiviación LA1 realizada al lote A (línea continua, marcadores sólidos), así como du- rante la primer electrólisis autogenerada Cal (línea punteada, marcadores abiertos).
La Figura 6 es un conjunto de gráficas que muestran una comparación entre la cantidad de plata remanente en solución durante las electrólisis Cal , Ca3 y Ca5 realizadas al lote A (marcadores o, □ y Δ respectivamente) La Figura 7 muestra la concentración de plomo soluble durante la primer lixiviación LA1 realizada al lote A.
DESCRIPCION DETALLADA DE LA INVENCION
El proceso al que se refiere la presente solicitud se realiza de acuerdo al esquema ilustrado en la Figura 1 :
• Una solución de tiosulfato amoniacal cargada con iones oro y plata, proveniente de la etapa de lixiviación (100) y después de haber sido filtrada (200) es introducida al compartimiento catódico (310) del reactor electroquímico (300).
• El reactor electroquímico cuenta con una membrana amónica (250) que separa los compartimientos catódico (210) y anó- dico (220).
• Una solución despojada de los metales preciosos (360) es introducida en el compartimiento anódico del reactor electroquímico (320).
• El cátodo (330) y ánodo (340) se conectan en corto circui- to (360).
• Las soluciones en los compartimientos catódico y anódico (310 y 320) son agitadas durante el tiempo que tarda el proceso de electro-depósito que puede ir de 0.5 a 4 horas.
• Una vez que el proceso de electro-depósito ha finalizado, el cátodo (330) es sacado del reactor y raspado mecánicamente para obtener el oro y plata metálicos. La solución del compartimiento catódico es colocada en el compartimiento anódico en espera de un nuevo ciclo de electrodepósito (360).
• La solución del compartimiento anódico (320) es enriquecida en los reactivos necesarios y recirculada a la etapa de lixiviación (140).
· El reactor de lixiviación es cargado con el material sólido lixiviable fresco (160). La alimentación de la solución fresca (150) al reactor de lixiviación se realiza únicamente en el ciclo inicial.
El funcionamiento del reactor electroquímico de autogeneración, se encuentra esquematizado en la Figura 2:
• El reactor consta de un reservorio único de forma preferentemente rectangular (400), aunque no está limitado a dicha configuración.
• El reactor se encuentra dividido en por lo menos dos compartimientos, aunque puede ser contar con un número mayor de estos .
• Los compartimientos están divididos por una membrana ca- tiónica (450) que impide el paso de los iones plata-tiosulfato y oro tiosulfato del compartimiento anódico (410) al anódico (430).
• El cátodo (420) puede ser una placa o bien una malla de titanio.
· El ánodo (440) es una placa de cobre.
• Una vez que las soluciones son cargadas al reactor, se conectan los electrodos en corto circuito (460). • Se agitan las soluciones con un agitador mecánico (470) durante el tiempo que tome terminar el electrodepósito.
• El cátodo debe ser tratado mecánicamente para remover el depósito de oro y plata.
· El ánodo debe ser cambiado periódicamente ya que se consume durante el proceso de electrodepósito.
EJEMPLOS
EJEMPLO 1
Con el fin de ampliar la comprensión acerca de la presente in- vención, a continuación se detalla un ejemplo, en el que se utilizó un reactor como el esquematizado en la Figura 2. Como cátodo se empleó una placa de titanio de 60 cm2 de área geométrica expuesta; por su parte el ánodo consistió en una placa de cobre con un área total de 60 cm2. En el compartimiento catódi- co (410), se introdujo una solución sintética, que simula las condiciones que presentan las soluciones reales después de la etapa de lixiviación, preparada con la composición indicada en la Tabla 1 : Tabla 1. Composición de la solución utilizada en el compartimiento catódico del reactor electrolítico de autogeneracion
Componente Composición (mol/L) Ag(l) 1 x 10-3
a2S2Ü3 0.2
CUSC 0.05
EDTA4- 0.025
(NH4)2(HP04) 0.1
NH3 0.6
En el compartimiento anódico (430), se colocó una solución sintética empobrecida en iones cobre, cuya composición se detalla en la tabla 2:
Tabla 2. Composición de la solución utilizada en el compartimiento anódico del reactor electrolítico de autogeneracion.
Componente Composición (mol/L)
Na2S2Ü3 0.2
CuSC-4 0.025
EDTA" 0.025
(NH4)2(HP04) 0.1
NH3 0.6
Las soluciones fueron preparadas con reactivos de grado analí- tico. En todos los casos se utilizó agua desionizada ( 1 x 1010 MQcm-1). Una vez colocadas las soluciones en el compartimiento correspondiente, los electrodos se conectaron en corto circuito. Se mantuvo agitación constante durante todo el tiempo de depósito, en cada uno de los compartimientos del reactor. Se tomaron muestras cada 20 minutos, hasta completar 240 minutos, tiempo en el que se detuvo la prueba. Las muestras se analizaron por espectrometría de absorción atómica para determinar las concentraciones de los iones plata y cobre.
En la Figura 3, se puede observar una representación gráfica de los resultados obtenidos del proceso de electrodeposito de plata en el reactor esquematizado en la Fig. 2. La disminución en la concentración de plata es constante desde el inicio de la electrólisis, encontrándose que durante los primeros 60 minutos disminuyó más del 50% de su valor inicial. Posteriormente el descenso es menos acelerado, situación típica en un reactor por lotes con una cinética de primer orden, para terminar con un 4% después de 4 horas de proceso.
Por otro lado, la concentración de cobre, en el compartimiento catódico, permaneció sin cambios durante la electrólisis (datos no mostrados), indicativo de la obtención de un depósito selectivo de plata.
Con el fin de determinar la capacidad de recircular la solución de tiosulfato a la etapa de lixiviación, después de haberla despojado de los iones plata mediante electrólisis autogenerada, se realizaron experimentos con soluciones reales cuyos resultados se muestran en el siguiente ejemplo.
EJEMPLO 2
Como se muestra en la Figura 1, el esquema de recirculación utilizado en la presente invención consiste en utilizar dos lotes de solución lixiviante de tiosu If ato , las cuales se utilizan de forma alterna en cada uno de los compartimientos del reactor (Figura 2), tal como se menciona en la sección Descripción detallada de la invención. Se empleó el mismo reactor que en el ejemplo 1, con una placa de cobre como ánodo y una de titanio como cátodo, ambas con un área geométrica expuesta de 60 cm2.
Para un mejor entendimiento del proceso se muestra un diagrama de bloques (Figura 4), en el que se esquematiza el recorrido de los lotes de solución lixiviante A y B a través del proceso, sin mostrar las corrientes de sólidos. Observando únicamente el paso del lote A (líneas continuas), la corriente A1 entra en la primer lixiviación ( L A 1 ) , posteriormente y después de haber separado y desechado el residuo sólido, la corriente A2 (solución cargada) entra en el compartimiento catódico (Cal) del reactor electrolítico, en donde se realiza el electrodepósito de plata; únicamente en esta etapa del proceso se utiliza una solución sintética (corriente S1) en el compartimiento anódico (An1). La corriente A3, ya despojada de los valores es colocada en el compartimento anódico (An2) del reactor, en donde se realiza el primer electrodepósito de la solución cargada del lote B (Ca2). La corriente A4 es llevada a una nueva etapa de lixiviación (LA2) en donde se pone en contacto con mineral fresco. La solución cargada A5 es llevada nuevamente al reactor electroquímico para despojada de la plata en el compartimiento catódico (Ca3). En este caso, el compartimiento anódico es ocupado por la solución del lote B proveniente de Ca2.
Posteriormente se repite este proceso, pasando la corriente A6 a ocupar el compartimiento anódico (An4) durante el electro- depósito de B5 (Ca4). Finalmente la corriente A7 se introduce nuevamente en una etapa de lixiviación con mineral fresco, obteniéndose la solución cargada en la corriente A8.
El camino que sigue el lote B es prácticamente igual al del lote A. En la Tabla 3 se encuentra la composición inicial utilizada en las soluciones lixiviantes de ambos lotes; el volumen de cada uno de ellos fue de 250 mL. En cada lixiviación se utilizaron 2.5 g de concentrado de plomo de la mina Fresnillo, cuyo contenido de plata es de 24 kg/ton y de plomo de aproximadamente el 25%. Tabla 3. Composición de las soluciones lixiviantes usadas en los lote A y B
Componente Composición (mol/L)
Na2S203 0.2
CUSC 0.05
EDTA4 0.025
(NH4)2(HP04) 0.1
NH3 0.6
En la Figura 5 se muestra la concentración de plata en solución a lo largo de la primera lixiviación (marcadores sólidos y línea continua), así como durante el electrodepósito en el compartimiento catódico Cal (línea discontinua marcadores abiertos). Es importante considerar que el contenido de plata en el mineral utilizado es elevado, por lo que durante la lixiviación (LA1) se obtienen extracciones superiores a 200 ppm de plata, valor cercano a la solubilidad de este i ó n metálico en soluciones de t i o - sulfato. Estos valores tan elevados de plata en solución, originan que su disminución durante la electrólisis autogenerada (Cal) sea apenas superior al 50%. Además, debido a la elevada concentración de Plomo en la solución (200 ppm), hay una competencia con la plata en el proceso de depósito. Esto podría representar una enorme pérdida en un proceso convencional de cianuración, sin embargo debido a que, en este caso, la solución de tiosulfato se recirculará a la etapa de lixiviación, los valores contenidos se separarán en etapas posteriores. En las siguientes lixiviaciones realizadas al lote A, dentro del esquema de recirculación planteado, se alcanzan extracciones similares a lo observado en la LA1 (alrededor de 200 ppm de iones plata). Los resultados obtenidos para las lixiviaciones reali- zadas al lote B son muy similares, observándose nuevamente el límite por solubilidad que se alcanza en valores alrededor de los 200 ppm de A g ( I ) . Estos resultados son significativos, ya que permiten asegurar que la solución de tiosulfato mantiene su poder lixiviante después de tres ciclos de lixiviación- electrodepositación , en los que además no se adicionó ningún reactivo para reacondicionar las soluciones.
Por último se muestra una comparación del cambio de la concentración de plata durante los procesos de electrólisis autogene- rada para el lote A (Figura 6). En las electrólisis Ca3 y Ca5 se presenta un comportamiento similar a lo registrado en la Cal (primera electrólisis del lote A). Se puede observar que la cantidad de plata que se mantiene en solución después de las electrólisis Ca2 y Ca3 es similar entre sí, indicando que no exis- te acumulación de iones plata en el proceso de recirculación; es decir, que la plata obtenida en la lixiviación se separa en la etapa de electrólisis autogenerada. Por su parte, el comportamiento del lote B durante las electrólisis Ca2 y Ca4 (datos no mostrados) es prácticamente el mismo que el exhibido por el lo- te A.
Es importante mencionar que el mineral lixiviado es un concen- trado de plomo, por lo que la cantidad de este metal que se so- lubilizó es importante, aun cuando se utilizó el fosfato para inhibir este proceso. En la Figura 7 se muestra la cantidad de plomo en solución durante la primer lixiviación realizada al lote 1, en la que se aprecia que la concentración de iones Pb(ll) es similar a la alcanzada por la plata soluble. Además durante la electrólisis correspondiente (Figura 9 curva Cal), la concentración de plomo disminuye aproximadamente un 35% durante los primeros 20 minutos. Esta competencia (inexistente en el ejem- pío 1 con la solución sintética) podría ocasionar que la recuperación de plata no sea superior al 60%. Además debe considerarse que tratar minerales con alto contenido de plata origina dificultades por solubilidad durante la lixiviación, así como saturación de los electrodos en la etapa de electrodepósito . En es- tos casos es posible aumentar la concentración de tiosulfato en solución, para mejorar la solubilidad del complejo Ag(S203)23_, aunque se requeriría emplear un área electroacti va mayor para el cátodo. Cualquiera que sea el caso, con los ejemplos hasta aquí mostrados queda en evidencia la posibilidad de utilizar un reactor de electrólisis autogenerada, dentro de un sistema lixiviación- electroseparación-lixiviación, manteniendo la capacidad de la solución lixiviante.

Claims

REIVINDICACIONES Habiendo descrito el invento se considera como una novedad y se reclama por tanto como novedad, lo contenido en las siguien- tes reivindicaciones.
1. Celda de electrólisis autogenerada para la electrorecupera- ción de oro y plata a partir de soluciones lixiviantes de tiosulfa- to caracterizada por comprender un compartimento catódico compartimento anódico, una membrana de intercambio iónico separando estos dos compartimentos, un ánodo de cobre y un cátodo de titanio, conectados en corto circuito, un catolito consistente en la solución resultante de la lixiviación, y el anolito es la solución despojada de oro y plata en el compartimento catódico.
2. Proceso de electrorecu peración de oro y plata a partir de soluciones lixiviantes de tiosulfato, en una celda de electrólisis autogenerada, constituido por los pasos de: en una primera eta- pa, alimentar el compartimento catódico con la solución procedente de la etapa de lixiviación, alimentar el compartimento anódico con una solución sintética similar al catolito pero libre de oro y plata, mantener el funcionamiento de la celda de electrólisis un tiempo predeterminado, recuperar el depósito de oro y plata por medios mecánicos, caracterizada por llevarse a cabo en una celda electroquímica de autogeneración , como la reclamada en la reivindicación anterior; el tiempo predetermina- do que se deja funcionar la celda es el que permite que la concentración de oro y/o plata en el catolito y la concentración en el anolito alcancen un nivel predeterminado; se comprenden etapas sucesivas a la primera etapa en las cuales el anolito es el catolito después de haber sido despojado del oro y la plata y el baño lixiviante es el anolito después de haber sido enriquecido con el cobre.
3. Electro-recuperación de oro y plata a partir de soluciones lixiviantes de tiosulfato, tal y como se reclama en las reivindicaciones 1 o 2, caracterizada además porque el nivel predeterminado de concentración de cobre es el adecuado para por un lado mantener la diferencia de potencial necesaria para el elec- trodepósito autogenerado y por el otro para que en el anolito se alcance una concentración de cobre adecuada para la lixiviación del oro y la plata.
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