OPTIMIZACIÓN DEL PROCESO DE BIOLIXIVIACIÓN COMO PRETRATAMIENTO PARA LA CIANURACIÓN DE
MINERAL SULFURADO AURO-ARGENTIFERO
Ing. Hans Cayo Gonzales
Grupo multidisciplinario
Ingenieros geólogos
Ingenieros químicos
Ingenieros metalurgistas
Microbiólogos
Enfoque GeometalúrgicoAu
(g/ton)Ag
(ppm)As(%)
Cd(ppm)
Cu(ppm)
Fe(%)
13,9 616 9,37 147 7400 22,69
Fuente: Ing. M. Sc. Samuel Canchaya Moya
➢ Problema general
• ¿Cuál es la optimización del proceso de biolixiviación como
pretratamiento para la cianuración de mineral sulfurado auro-argentifero?
I. FORMULACIÓN DEL PROBLEMA
➢ Objetivo general
• Determinar la optimización del procesos de biolixiviación como
pretratamiento para la cianuración de mineral sulfurado auro-argentifero.
➢ Objetivos específicos
• Identificar el tiempo óptimo del proceso de biolixiviación como
pretratamiento para la cianuración de mineral sulfurado auro-argentifero.
• Determinar la acidez óptima de la pulpa mineralizada del proceso de
biolixiviación como pretratamiento para la cianuración de mineral
sulfurado auro-argentifero
OBJETIVO DE LA INVESTIGACIÓN
Fuente :Dr. Mario Esparza Mantilla
II. MARCO TEÓRICO
Fuente :Dr. Mario Esparza Mantilla
Fuente :Dr. Mario Esparza Mantilla
Fuente :Dr. Mario Esparza Mantilla
Fuente :Dr. Mario Esparza Mantilla
Fuente :Dr. Mario Esparza Mantilla
(Australia)
Fuente :Dr. Mario Esparza Mantilla
(Australia)
Fuente :Dr. Mario Esparza Mantilla
(Ghana)
Fuente :Dr. Mario Esparza Mantilla
(Australia)
Fuente :Dr. Mario Esparza Mantilla
Fuente :Dr. Mario Esparza Mantilla
Fuente :Dr. Mario Esparza Mantilla
Fuente :Dr. Mario Esparza Mantilla
Fuente :Dr. Mario Esparza Mantilla
Fuente :Dr. Mario Esparza Mantilla
Fuente :Dr. Mario Esparza Mantilla
Fuente :Dr. Mario Esparza Mantilla
Fuente :Dr. Mario Esparza Mantilla
Es visible? = Sí. Oro nativo (Au) en calcopirita (cp).Qué tamaño tiene la partícula? = 1.5µm
cp
GGs
Au
LIMs
20µm
D. B
enit
es
OCURRENCIAS DE ORO EN DIFERENTES MINERALES
Fuente: D. Benites
Es visible? = Sí. Oro nativo (Au) en hidróxidos de hierro (LIMs). Qué tamaño tiene la partícula? = 2µm
Au
LIMs
20µm
D. B
enit
es
Fuente: D. Benites
OCURRENCIAS DE ORO EN DIFERENTES MINERALES
Variables de investigación
Y= f (X1, X2)
➢ Variables independientes:
X1= Tiempo de biolixiviación
X2= Acidez de la pulpa mineralizada
➢ Variable dependiente:
Y= Optimización del procesos de biolixiviación
III. VARIABLES
𝐹𝑒
= −3115,378 + 275,50 𝑡 + 3799,087𝑝𝐻
− 13,427 𝑡2 − 1297,875 𝑝𝐻2 + 32,778 𝑡 𝑝𝐻
𝑡ó𝑝𝑡𝑖𝑚𝑜 = 12,23 𝑑í𝑎𝑠
𝑝𝐻ó𝑝𝑡𝑖𝑚𝑜 = 1,61
Fe MÁXIMA = 1643,50 ppm
Mineral de cabezaDiseño hexagonal
Resultados
Lixiviación microbiana
Optimización
Cianuración
Au
(g/ton)
Ag
(g/ton)Fe (%) S (%) As (%)
14,1 609,4 22,69 21,20 9,37
Porcentaje de recuperación
Au (%) Ag (%)
60,29 54,70
4.1 Diseño experimental
IV. METODOLOGÍA
4.2 Análisis químicos de la muestra experimental
➢ Se determinó la composición química del mineral de cabeza, los resultados fueron los siguientes:
Au
(g/ton)
Ag
(g/ton)Fe (%) S (%) As (%)
14,1 609,4 22,69 21,20 9,37
Pb (%) Zn (%) Cu (%) Mn (%) Sb (%)
5,94 3,56 1,02 0,6 0,36
0
5
10
15
20
25
Au Ag Fe S As Pb Zn Cu Mn Sb
Ley
(%)
Composición elemental
Composición química
4.3 Caracterización mineralógica de la muestra experimental
➢ Análisis realizados en los laboratorios de Ing. Geológica de la UNMSM:
Minerales Fórmula AbreviaturaGrados de
liberación
Pirita FeS2 py 95,06
Arsenopirita AsFeS2 apy 93,90
Esfalerita ZnS ef 79,28
Galena PbS gn 71,20
Calcopirita CuFeS2 cp 84,21
Boulangerita Pb5Sb4S11 boul 76,90
Tenantita Cu12As4S13(Ag,Fe,Zn) tn 85,10
Goetita FeO.OH gt 100
Enargita Cu3AsS4 en 0
Covelita CuS cv 0
Oro Au Au 0
Gangas - Ggs 97,50
DISTRIBUCIÓN VOLUMÉTRICA
Minerales Volumen porcentual
Pirita 45,30
Arsenopirita 13,12
Esfalerita 8,9
Galena 3,69
Calcopirita 1,9
Boulangerita 1,15
Tenantita 0,95
Goetita 0,2
Enargita 0,12
Covelita 0,06
Oro 0
Gangas 24,61
DISTRIBUCIÓN VOLUMÉTRICA
Pirita45.30%
Arsenopirita13.12%
Esfalerita8.90%
Galena3.69%
Calcopirita1.90%
Boulangerita1.15%
Tenantita0.95%
Goetita0.20%
Enargita0.12%
Covelita0.06% Gangas
24.61%
GRADOS DE LIBERACIÓN
Minerales Grados de liberación
Pirita 95,06
Arsenopirita 93,90
Esfalerita 79,28
Galena 71,20
Calcopirita 84,21
Boulangerita 76,90
Tenantita 85,10
Goetita 100
Enargita 0
Covelita 0
Oro 0
Gangas 97,50
➢ Fotomicrografías de la muestra experimental:
1. Partículas libres de pirita (py), partículas entrelazadas de pirita (py) y oro (Au). Magnificación: 500X
2. Partículas libres de pirita (py), calcopirita (cp), gangas (GGs), tenantita (tn), partículas entrelazadas de calcopirita (cp) y Gangas (GGs). Magnificación: 200X
3. Partículas libres de pirita (py), arsenopirita (apy), tenantita (tn), partículas entrelazadas de pirita (py), esfalerita (ef) y galena (gn). Magnificación: 200X
➢ Fotomicrografías de la muestra experimental:
Partículas libres de pirita (py),esfalerita (ef), partículasentrelazadas de calcopirita (cp) yesfalerita (ef).
Magnificación: 200X
Partículas libres de pirita (py), partículas entrelazadas de arsenopirita (apy) y calcopirita (cp).
Magnificación: 200X
Partículas libres de pirita (py), partículas entrelazadas de galena (gn), enargita (en), gangas (GGs) y pirita (py). Magnificación: 200X
Entonces se llegó a la conclusión de la caracterización mineralógica:
El oro se encontró en la pirita y necesitó un pretratamiento, para oxidar la matriz de pirita y liberar la partícula de oro, para que sea recuperada por el proceso de cianuración.
Además la plata se encontró en la tenantita (sulfuro) y para liberarla se tiene que oxidar la matriz (solubilizar los elementos que rodean a la plata) y luego sea recuperada por el proceso de cianuración.
4.4 Análisis granulométrico de la muestra experimental
μm Malla Peso (R) % Peso % Ac. Ret. % Ac. Pas.
150 100 9,751 9,751 9,751 90,249
75 200 14,696 14,696 24,447 75,553
45 325 16,598 16,598 41,045 58,955
- -325 58,955 58,955 100 0
➢ Se determinó que el 75,55 % del mineral fue pasante de la malla 200 TYLER.
Análisis granulométrico
4.5 Condiciones experimentales de la biolixiviación
➢ Diseño experimental hexagonal
4.6 Proceso de cianuración
PARÁMETROS DE
TRABAJO
CONDICIONES
EXPERIMENTALES
Peso del mineral 60 g
Granulometría 75,55 % -200 tyler
pH de la pulpa
mineralizada10,5
Velocidad de
agitación300 rpm
Concentración de
NaCN1000 ppm
% SS 20 %
Tiempo 72 horas
V. RESULTADOS5.1 Resultados para la optimización del proceso de biolixiviación
X1 = Tiempo de
biolixiviación
X2 = Acidez de la pulpa
mineralizada
Y = Optimización
Número Días pH Fe (ppm)
1 14 2 1394,93
2 12 2,4 882,72
3 8 2,4 461,2
4 6 2 893,77
5 8 1,6 1365,35
6 12 1,6 1681,98
7 10 2 1338,19
8 10 2 1380,17
➢ Para determinar los coeficientes del modelo matemático multivariable del diseño experimental hexagonal se realizó la siguiente tabla:
t pH t2 pH2 t*pH Fe (ppm)
14 2 196 4 28 1394,93
12 2,4 144 5,76 28,8 882,72
8 2,4 64 5,76 19,2 461,2
6 2 36 4 12 893,77
8 1,6 64 2,56 12,8 1365,35
12 1,6 144 2,56 19,2 1681,98
10 2 100 4 20 1338,19
10 2 100 4 20 1380,17
➢ Luego aplicando el método de regresión se determinó los coeficientes del modelo matemático:
Coeficiente de correlación múltiple 0,99526
Coeficiente de determinación R2 0,99055
R2 ajustado 0,96694
Error típico 71,56070
Observaciones 8
Coeficientes Valores
𝑎0 -3115,3783
𝑎1 275,5008
𝑎2 3799,0875
𝑎3 -13,4268
𝑎4 -1297,875
𝑎5 32,7781
COEFICIENTES DEL MODELO MATEMÁTICOESTADÍSTICA DE LA REGRESIÓN
➢ Reemplazando los coeficientes obtenidos para el modelo matemático:
𝐹𝑒= −3115,37 + 275,50𝑡 + 3799,08𝑝𝐻 − 13,42𝑡2 − 1297,87𝑝𝐻2 + 32,77𝑡 𝑝𝐻
𝐹𝑒 = 𝑎0 + 𝑎1 𝑡 + 𝑎2 𝑝𝐻 + 𝑎3 𝑡2 + 𝑎4 𝑝𝐻
2 + 𝑎5 𝑡 𝑝𝐻
➢ Entonces en la ecuación cuadrática se derivó con respecto a cada una de las variables que son el tiempo y el pH:
𝑑 𝐹𝑒
𝑑𝑡= +275,50 − 26,8536 𝑡 + 32,778 𝑝𝐻 = 0
𝑑 𝐹𝑒
𝑑𝑝𝐻= +3799,087 − 2595,75 𝑝𝐻 + 32,778 𝑡 = 0
➢ Resolviendo el sistema de ecuaciones con 2 variables se determinó:
𝑡ó𝑝𝑡𝑖𝑚𝑜 = 12,23 días
𝑝𝐻ó𝑝𝑡𝑖𝑚𝑜 = 1,61
𝐹𝑒= −3115,37 + 275,50𝑡 + 3799,08𝑝𝐻 − 13,42𝑡2 − 1297,87𝑝𝐻2 + 32,77𝑡 𝑝𝐻
➢ Finalmente reemplazando en el modelo matemático multivariable eltiempo óptimo y la acidez óptima de la pulpa mineralizada se determinóla optimización del proceso de biolixiviación(máxima solubilidad dehierro).
𝐹𝑒 𝑀Á𝑋𝐼𝑀𝐴 = 1643,5041 𝑝𝑝𝑚
Tiempo de biolixiviación(días) 12,23
Acidez de la pulpa mineralizada 1,61
Máxima solubilidad de hierro (ppm) 1643,50
OPTIMIZACIÓN DEL PROCESOS DE BIOLIXIVIACIÓN
Antes de la biolixiviación
Después de la biolixiviación
Antes de la biolixiviación
Después de la biolixiviación
5.2 Resultados complementarios del diseño experimental hexagonal
➢ Gráficas del potencial de óxido reducción
Los resultados obtenidos en las lecturas del potencial de óxido reducción
(ORP) en milivoltios (mV) fueron los siguientes:
300
350
400
450
500
550
600
650
0 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12
OR
P(m
V)
Tiempo (días)
t=6 d pH=2
t=8 d pH=1,6
t=8 d pH=2,4
t=10 d pH=2
300
350
400
450
500
550
600
650
0 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16
OR
P(m
V)
Tiempo (días)
t=10 d pH=2
t=12 d pH=1,6
t=12 d pH=2,4
t=14 d pH=2
Gráficas de ORP versus tiempo
➢ Gráficas del crecimiento microbiano
En las gráficas se observa cómo fue el desarrollo del crecimiento microbiano
para cada uno de los matraces:
1.00E+06
5.10E+07
1.01E+08
1.51E+08
2.01E+08
2.51E+08
3.01E+08
0 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11
Co
nce
ntr
ació
n (
bac
teri
as /
ml)
Tiempo (días)
t=6 d pH=2
t=8 d pH=1,6
t=8 d pH=2,4
t=10 d pH=2
1.00E+06
5.10E+07
1.01E+08
1.51E+08
2.01E+08
2.51E+08
3.01E+08
0 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15
Co
nce
ntr
ació
n (
bac
teri
as/m
l)
Tiempo (días)
t=10 d pH=2
t=12 d pH=1,6
t=12 d pH=2,4
t=14 d pH=2
Gráficas de número de bacterias versus tiempo
5.3 Resultados del proceso de cianuración
➢ Para el mineral de cabeza los resultados del proceso de cianuraciónfueron los siguientes:
Mineral de cabeza Relave Porcentaje de
recuperación
Au
(g/ton)
Ag
(g/ton)
Au
(g/ton)
Ag
(g/ton)
Au
(%)
Ag
(%)
14,1 609,4 11,27 496,52 20,07 18,52
➢ Para el mineral pretratado (MP) los resultados del proceso de cianuraciónfueron los siguientes:
Mineral
pretratado
Solución de
cianuraciónRelave
Porcentaje de
recuperación
Au
(g/ton)
Ag
(g/ton)
Au
(g/ton)
Ag
(g/ton)
Au
(g/ton)
Ag
(g/ton)
Au
(%)
Ag
(%)
16,12 616 2,656 79,73 6,40 279 60,29 54,70
VII. CONCLUSIONES
a. Se determinó la máxima solubilidad de hierro de 1643,5041 ppm(optimización del proceso de biolixiviación), permitiendo que elmineral pretratado se encuentre listo para el proceso de cianuración.
b. El tiempo de biolixiviación de 12,23 días, está condición permitió quese tenga una alta población bacteriana que fue de 2,54 x 108
bacterias/mL, beneficiando el proceso de biolixiviación por lasolubilidad de hierro, arsénico y azufre.
c. La acidez de la pulpa mineralizada fue igual a 1,61; está condiciónpermitió que el potencial de óxido reducción (ORP) llegue a 632,4mV, permitiendo que exista una alta oxidación de diferentes especiesque conforman el mineral.
d. Se realizó el proceso de cianuración para el mineral de cabeza y elmineral pretratado por optimización de la lixiviación microbiana,incrementando el porcentaje de recuperación para oro de 20,07 % a60,29 % y plata de 18,52 % a 54,70 %.
Trabajo de investigación IBS 2015
Bioleaching of copper sulphide ore by a microbial consortium
isolated from acid mine drainage: Influence of [Fe2+
]
Salcedo-Mejia Luis1a
, Ramirez-Osco Luis1b
, Cayo-Gonzales Hans1c
& Arias-Arce
Vladimir1d
.
1Laboratorio de Biometalurgia, Facultad de Ingenieria de Minas, Metalurgia y Geológica,
Universidad Nacional Mayor de San Marcos, Perú.
Emails: [email protected],
Abstract
Peru is a mining country with a great diversity of mineral resources. The high grade ores
are declining, and there is a need to implement new techniques for recycling metals (Cu,
Au, Zn, etc.) from low-grade ores. In order to answer this question, the bioleaching of
copper from a sulphide ore (FeS2 45.30%, CuFeS2 1.90%, ZnS 8.90%, FeAsS 13.12%, PbS
3.69%) was evaluated with different concentrations of Fe2+
using an iron-oxidizing native
microbial consortium.
The samples were collected from drainage acid mine (4100 m.a.s.l.) located in the south of
Huancavelica region and the sample of ore from middle Huaraz region (3200 m.a.s.l.).
Microorganisms were isolated in 9k medium at pH 1.8, 22°C. Bioleaching tests were
performed in two consecutive steps to 150 rpm at 22 ° C, monitoring pH, ORP (mV).
Assays varying the concentration of Fe2+
(0 mM – 53 mM) were performed with a pulp
density of 1% and 2% at each step, and with an inoculum 10% (v/v) to a microbial
concentration of 108 cell/mL
We isolated a pure microbial consortium after 8 weeks with presence of bacteria
Acidithiobacillus ferrooxidans-like. In all assays, was solubilized copper. In the first stage,
the test with 21 mM Fe2+
recovered 62% copper. The microbial concentration in the tests
was (2x107 – 4x107cel/mL). In the next step, with the bacterial concentration of the first
step, bioleaching time is reduced by 22% for copper recovery (63 %) in absence of Fe2+
.
With these data, we observed that the addition of iron is not necessary in a stage adaptation
when the mineral contains iron.
Gracias por la atención
➢ Tratamiento de efluente de lixiviación microbiana
➢Bacterias biolixiviantes
➢Pruebas a escala piloto
➢ Compañías que usan el proceso de lixiviación microbiana