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UNIVERSIDAD CENTRAL DEL ECUADOR
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
CARRERA DE INGENIERÍA QUÍMICA
PROCESO DE RECUPERACIÓN DE ORO A PARTIR DE LOS RESIDUOS
GENERADOS POR LA JOYERÍA “ESMERALDA”
TRABAJO DE GRADO PARA LA OBTENCIÓN DEL TÍTULO
DE INGENIERA QUÍMICA
AUTORA: SILVIA PAOLA ALEJANDRO CHICAIZA
QUITO
2015
UNIVERSIDAD CENTRAL DEL ECUADOR
FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA
CARRERA DE INGENIERÍA QUÍMICA
PROCESO DE RECUPERACIÓN DE ORO A PARTIR DE LOS RESIDUOS
GENERADOS POR LA JOYERÍA “ESMERALDA”
TRABAJO DE GRADO PARA LA OBTENCIÓN DEL TÍTULO
DE INGENIERA QUÍMICA
AUTORA: SILVIA PAOLA ALEJANDRO CHICAIZA
TUTOR: ING. DIEGO ROBERTO FLORES OÑA
QUITO
2015
iii
APROBACIÓN DEL TUTOR
En calidad de tutor del trabajo de grado titulado, PROCESO DE RECUPERACIÓN DE ORO A
PARTIR DE LOS RESIDUOS GENERADOS POR LA JOYERÍA “ESMERALDA”, me
permito certificar que la misma es original y ha sido desarrollado por la señorita SILVIA
PAOLA ALEJANDRO CHICAIZA, bajo mi dirección y conforme con todas las observaciones
realizadas, considero que el trabajo está concluido y tiene mi aprobación.
En la ciudad de Quito, a los 30 días del mes de Junio del 2015.
___________________________
Ing. Diego Flores
PROFESOR TUTOR
iv
AUTORIZACIÓN DE LA AUTORÍA INTELECTUAL
Yo, ALEJANDRO CHICAIZA SILVIA PAOLA, en calidad de autora del trabajo de grado
realizado sobre PROCESO DE RECUPERACIÓN DE ORO A PARTIR DE LOS
RESIDUOS GENERADOS POR LA JOYERÍA “ESMERALDA”, por la presente autorizo
a la UNIVERSIDAD CENTRAL DEL ECUADOR, hacer uso de todos los contenidos que me
pertenecen o de parte de los que contiene esta obra, con fines estrictamente académicos y de
investigación.
Los derechos que como autor me corresponden, con excepción de la presente autorización,
seguirán vigentes a mi favor, de conformidad con lo establecido en los artículos 5, 6, 8, 19 y
demás pertinentes de la Ley de Propiedad Intelectual y su Reglamento
En la ciudad de Quito, a los 30 días del mes de Junio del 2015.
_________________________
Silvia Paola Alejandro Chicaiza
C.C. 1723627822
v
DEDICATORIA
A mi Padre Celestial, gracias Dios por darme el
privilegio de vivir y poder cumplir uno de mis sueños
gracias por brindarme el mejor regalo de mi vida, a mi
ángel de la guarda, al ser que amo tanto y sin ella no
sería nada, a mi madre, María gracias a ti puedo cumplir
este sueño, gracias por enseñarme a luchar y siempre
enfrentar todos los problemas, gracias por entenderme y
nunca dejarme sola, te amo mamá.
A mi padre Vicente y mis hermanos Geovanny,
Jonathan y Anita, a toda mi familia que me ayudo a
cumplir esta meta, gracias a mis sobrinas Duveth y
Amy y mi sobrino Alan, sus sonrisas me dieron la
fuerza para seguir adelante.
A mi novio Paul, gracias mi amor por estar conmigo y
ayudarme a cumplir este sueño, gracias por brindarme
tu amor y comprensión, eres mi otro angelito.
Sin ustedes nunca lo hubiera logrado, esto es para
ustedes.
vi
AGRADECIMIENTOS
Agradezco a Dios por brindarme unos padres maravillosos, María y Vicente, gracias por su
paciencia, sus consejos, su sabiduría y su apoyo durante toda mi vida, gracias por formarme
como la persona que ahora soy, ustedes me dieron la vida y la fuerza para seguir adelante y
quiero que siempre se sientan orgullosos de mí.
A mi hermano Geovanny, gracias por ayudarme a poder seguir estudiando y confiar en mí, tú
has sido mi ejemplo para seguir adelante.
A la Facultad de Ingeniería Química por acogerme en sus brazos y en sus aulas impartirme el
conocimiento adquirido para ser un profesional digno de la Universidad Central del Ecuador.
A los profesores que conforman la Facultad de Ingeniería Química por impartir sus
conocimientos y experiencias para formarme como profesional.
Al Ing. Diego Flores por la confianza y el apoyo otorgado desde el inicio de este trabajo y por
compartir sus conocimientos y gran parte de su tiempo para poder culminar con tan anhelada
meta.
A mi amor Paul, si logre realizar este trabajo es por ti, gracias por ayudarme y convertirte en mi
compañero de tesis, estuviste siempre conmigo en las buenas y en las malas.
A mis grandes amigos los busti como yo los llamo, gracias por ayudarme y brindarme su
amistad sincera.
A mis amigos, amigas, compañeros y todas y cada una de las personas que me apoyaron de una
u otra forma durante la elaboración de este trabajo. Gracias a todos
vii
CONTENIDO
pág.
LISTA DE TABLAS ..................................................................................................................... x
LISTA DE FIGURAS .................................................................................................................. xi
LISTA DE ANEXOS ................................................................................................................. xiii
GLOSARIO ................................................................................................................................ xiv
RESUMEN ................................................................................................................................. xvi
ABSTRACT .............................................................................................................................. xvii
INTRODUCCIÓN ........................................................................................................................ 1
1. MARCO TEÓRICO ................................................................................................................. 3
1.1. Orfebrería en el Ecuador ....................................................................................................... 3
1.2. Metales preciosos .................................................................................................................. 3
1.2.1. El oro. ................................................................................................................................. 3
1.2.1.1. Propiedades físicas. .......................................................................................................... 4
1.2.1.2. Propiedades químicas ...................................................................................................... 5
1.2.1.3. Propiedades mecánicas .................................................................................................... 5
1.2.1.4. Quilataje del oro. ............................................................................................................. 5
1.2.1.5. Pruebas para la determinación del quilataje del oro ...................................................... 6
1.2.1.6. Aplicaciones ..................................................................................................................... 8
1.2.2. Plata .................................................................................................................................. 10
1.2.2.1. Propiedades físicas. ........................................................................................................ 10
1.2.2.2. Propiedades químicas .................................................................................................... 11
1.2.2.3. Propiedades mecánicas .................................................................................................. 11
1.2.2.4. Usos interesantes ............................................................................................................ 11
1.3. Lixiviación del oro. ............................................................................................................. 11
1.3.1. Fundamentos de la lixiviación .......................................................................................... 11
1.3.2. Cianuración del oro .......................................................................................................... 12
1.4. Refinación del oro. .............................................................................................................. 15
1.5. Proceso de elaboración de joyas. ......................................................................................... 18
viii
1.5.1. Mermas en la fundición .................................................................................................... 18
1.5.2. Mermas en el laminado ..................................................................................................... 19
1.5.3. Mermas en el armado ....................................................................................................... 20
1.5.4. Mermas en la soldadura ................................................................................................... 20
1.5.5. Mermas en limado y lijado ............................................................................................... 21
1.5.6. Mermas en el pulido .......................................................................................................... 21
1.5.7. Mermas en la limpieza de la joya ..................................................................................... 21
1.5.8. Mermas en el abrillantado ................................................................................................ 22
1.5.9. Recomendaciones para evitar el desperdicio de oro ........................................................ 22
1.6. Recuperación del oro a partir de soluciones cianuradas ...................................................... 23
1.6.1. Método Merril- Crowe ...................................................................................................... 23
1.6.1.1. Cementación ................................................................................................................... 24
1.6.1.2. Factores que afectan la cementación ............................................................................. 26
1.6.2. Precipitación con aluminio ............................................................................................... 27
1.6.3. Método de intercambio iónico .......................................................................................... 28
1.6.4. Adsorción del oro por carbón activado ............................................................................ 29
1.6.5. Método de agua regia ....................................................................................................... 30
1.6.5.1. Mezclado con agua regia ............................................................................................... 31
1.6.5.2. Digestión del desperdicio ............................................................................................... 31
1.6.5.3. Filtrado ........................................................................................................................... 33
1.6.5.4. Eliminación del ácido nítrico ......................................................................................... 33
1.6.5.5. Precipitación del oro ...................................................................................................... 33
1.6.5.6. Filtración ........................................................................................................................ 36
1.6.5.7. Fundición del oro ........................................................................................................... 36
1.6.6.Prueba de presencia de oro con sulfuro de sodio .............................................................. 36
1.7. Recuperación del oro de los residuos sólidos ...................................................................... 36
1.7.1. Recuperación con agua regia ........................................................................................... 37
1.7.2. Recuperación artesanal .................................................................................................... 37
1.7.3. Prueba de púrpura de cassius ........................................................................................... 38
2. PARTE EXPERIMENTAL ................................................................................................... 40
2.1. Oro en solución cianurada. .................................................................................................. 40
2.1.1. Método de agua regia. ...................................................................................................... 41
2.1.1.1. Diagrama de flujo .......................................................................................................... 43
2.1.1.2. Procedimiento ................................................................................................................ 43
2.1.1.3. Sustancias y Reactivos .................................................................................................... 44
ix
2.1.1.4. Equipos ........................................................................................................................... 44
2.1.1.5. Materiales ....................................................................................................................... 44
2.1.2. Método de cementación o precipitación: .......................................................................... 45
2.1.2.1. Diagrama de Flujo ......................................................................................................... 46
2.1.2.2. Procedimiento ................................................................................................................ 46
2.1.2.3. Sustancias y Reactivos .................................................................................................... 47
2.1.2.4. Equipos ........................................................................................................................... 47
2.1.2.5. Materiales ....................................................................................................................... 48
2.2. Oro en residuos sólidos ....................................................................................................... 48
2.2.1. Método de agua regia. ...................................................................................................... 48
2.2.1.1. Diagrama de flujo .......................................................................................................... 49
2.2.1.2. Procedimiento ................................................................................................................ 50
2.2.1.3. Sustancias y Reactivos .................................................................................................... 50
2.2.1.4. Equipos ........................................................................................................................... 51
2.2.1.5. Materiales ....................................................................................................................... 51
2.2.2. Método artesanal. ............................................................................................................. 51
2.2.2.1. Diagrama de flujo .......................................................................................................... 52
2.2.2.2. Procedimiento ................................................................................................................ 52
2.2.2.3. Sustancias y Reactivos .................................................................................................... 52
2.2.2.4. Equipos y Materiales ...................................................................................................... 52
3. DATOS EXPERIMENTALES Y CÁLCULOS .................................................................... 53
3.1. Oro en solución cianurada ................................................................................................... 53
3.1.1. Método de agua regia ....................................................................................................... 53
3.1.1.1. Cálculo del volumen estequiométrico de agua regia ..................................................... 53
3.1.1.2. Cálculo de la cantidad estequiométrica de bisulfito de sodio ........................................ 56
3.1.1.3. Cálculo de la cantidad estequiométrica del sulfato ferroso heptahidratado ................. 57
3.1.1.4. Cálculo del volumen de la solución de FeSO4 0,35M .................................................. 58
3.1.1.5. Cálculo del porcentaje de recuperación del oro de soluciones cianuradas .................. 60
3.1.2. Método de precipitación Primero, s ................................................................................. 61
3.1.2.1. Cálculo de la cantidad estequiométrica del zinc ............................................................ 61
3.1.3. Costos del proceso de recuperación del oro de soluciones cianuradas ........................... 64
3.1.3.1. Cálculo de la utilidad para la recuperación de oro de soluciones cianuradas ............. 67
3.2. Oro en residuos sólidos ....................................................................................................... 68
x
3.2.1. Método de agua regia ....................................................................................................... 68
3.2.1.1. Cálculo del volumen de agua regia estequiométrico ..................................................... 69
3.2.1.2. Cálculo de la cantidad estequiométrica del bisulfito de sodio ....................................... 70
3.2.2. Método artesanal. ............................................................................................................. 72
3.2.3. Costos del proceso de recuperación del oro de residuos sólidos ..................................... 72
4. RESULTADOS ...................................................................................................................... 76
4.1. Oro en solución cianurada ................................................................................................... 76
4.2. Oro en residuos sólidos. ...................................................................................................... 77
5. DISCUSIÓN ........................................................................................................................ 78
5.1. Recuperación de oro de soluciones cianuradas ................................................................... 78
5.2. Recuperación de oro de residuos solidos ............................................................................. 79
6. CONCLUSIONES ................................................................................................................. 81
6.1. Recuperación de oro de soluciones cianuradas ................................................................... 81
6.2. Recuperación de oro de residuos sólidos ............................................................................. 81
7. RECOMENDACIONES ........................................................................................................ 83
CITAS BIBLIOGRÁFICAS ....................................................................................................... 84
BIBLIOGRAFÍA ......................................................................................................................... 89
ANEXOS..................................................................................................................................... 91
xi
LISTA DE TABLAS
pág.
Tabla 1. Propiedades físicas del oro .............................................................................................. 4
Tabla 2. Equivalencias en las aleaciones de oro .......................................................................... 6
Tabla 3. Reacciones de los ácidos con el oro ................................................................................ 7
Tabla 4. Propiedades físicas de la plata ....................................................................................... 10
Tabla 5. Propiedades de las sales de cianuro. ............................................................................. 13
Tabla 6. Métodos de refinación para recuperar oro de minerías. ................................................ 17
Tabla 7. Contenidos típicos de oro para varios desechos ........................................................... 23
Tabla 8. Serie electromotriz de metales ...................................................................................... 25
Tabla 9. Ventajas y desventajas de la precipitación con aluminio .............................................. 28
Tabla 10. Balance de masa para el agua regia ............................................................................. 54
Tabla 11. Volumen necesario de agua regia A, para disolver el oro de las
soluciones cianuradas .................................................................................................................. 55
Tabla 12. Volumen necesario de agua regia B, para disolver el oro de las
soluciones cianuradas .................................................................................................................. 56
Tabla 13. Balance de masa para el bisulfito de sodio ................................................................. 57
Tabla 14. Balance de masa para el sulfato ferroso heptahidratado ............................................. 58
Tabla 15. Cantidad necesaria de los precipitantes para el método de agua regia,
soluciones cianuradas .................................................................................................................. 59
Tabla 16. Recuperación de oro de las soluciones cianuradas por el
método de agua regia .................................................................................................................. 60
Tabla 17. Balance de masa para el zinc ...................................................................................... 61
Tabla 18. Balance de masa para el aluminio ............................................................................... 62
Tabla 19. Cantidad necesaria de los precipitantes para el método de precipitación ................... 63
Tabla 20. Recuperación del oro de las soluciones cianuradas por el
método de precipitación. ............................................................................................................. 63
Tabla 21. Costos, método de agua regia A- Bisulfito de sodio, para
soluciones cianuradas .................................................................................................................. 64
xii
Tabla 22. Costos, método de agua regia A– Sulfato ferroso, para s
oluciones cianuradas ................................................................................................................... 64
Tabla 23. Costos, método de agua regia B - Bisulfito de sodio, para
soluciones cianuradas .................................................................................................................. 65
Tabla 24. Costos, método de agua regia B– Sulfato ferroso, para
soluciones cianuradas .................................................................................................................. 65
Tabla 25. Costos, método de precipitación NaOH-Al ................................................................. 65
Tabla 26. Costos, método de precipitación NaOH-Zn ................................................................ 66
Tabla 27. Costos, método de precipitación Lejía-Al ................................................................... 66
Tabla 28. Costos, método de precipitación Lejía-Zn .................................................................. 66
Tabla 29. Utilidad obtenida por el método de agua regia para la recuperación de oro
de soluciones cianuradas ............................................................................................................. 67
Tabla 30. Utilidad obtenida por el método de precipitación ....................................................... 68
Tabla 31. Volumen necesario de agua regia A, para disolver el oro de los
residuos sólidos ........................................................................................................................... 69
Tabla 32. Volumen necesario de agua regia B, para disolver el oro de los
residuos sólidos ........................................................................................................................... 70
Tabla 33. Cantidad necesaria de cada precipitante para el método de agua regia,
residuos sólidos ........................................................................................................................... 71
Tabla 34. Recuperación del oro de los residuos sólidos por el método de agua regia ................ 72
Tabla 35. Recuperación del oro de los residuos sólidos por el método artesanal ....................... 72
Tabla 36. Costos, método de agua regia A- Bisulfito de sodio, para los
residuos sólidos ........................................................................................................................... 73
Tabla 37. Costos, método de agua regia A– Sulfato ferroso, para los residuos sólidos ............. 73
Tabla 38. Costos, método de agua regia B- Bisulfito de sodio, para los
residuos sólidos ........................................................................................................................... 74
Tabla 39. Costos, método de agua regia B– Sulfato ferroso, para los residuos sólidos .............. 74
Tabla 40. Costos, método artesanal ............................................................................................. 74
Tabla 41. Utilidad obtenida por el método de agua regia para recuperación del oro
de los residuos sólidos ................................................................................................................. 75
Tabla 42. Utilidad obtenida por el método artesanal ................................................................... 75
Tabla 43. Resultados obtenidos por el método de agua regia para
soluciones cianuradas .................................................................................................................. 76
Tabla 44. Resultados obtenidos por el método de precipitación con Al o Zn ............................. 76
Tabla 45. Resultados obtenidos por el método agua regia para residuos sólidos ........................ 77
Tabla 46. Resultados obtenidos por el método artesanal ............................................................ 77
xiii
LISTA DE FIGURAS
pág.
Figura 1. Diagrama de flujo del proceso por carbón activado .................................................... 30
Figura 2. Esquema para el método de agua regia. ....................................................................... 42
Figura 3. Diagrama de flujo del método de agua regia para la solución cianurada ..................... 43
Figura 4. Esquema para el método de precipitación ................................................................... 45
Figura 5. Diagrama de flujo del método de cementación o precipitación ................................... 46
Figura 6. Diagrama de flujo del proceso de agua regia para residuos sólidos ............................ 49
Figura 7. Diagrama del método artesanal .................................................................................... 52
xiv
LISTA DE ANEXOS
pág.
ANEXO A. Método agua regia para solución cianurada ............................................................ 92
ANEXO B. Prueba de la púrpura de cassius (Primer Método) ................................................... 94
ANEXO C. Prueba de la púrpura de cassius (Segundo Método) ................................................ 95
ANEXO D. Precipitación ............................................................................................................ 96
ANEXO E. Prueba del Sulfuro de Sodio .................................................................................... 97
ANEXO F. Método agua regia para muestra sólida .................................................................... 98
ANEXO G. Método artesanal ................................................................................................... 100
ANEXO H. Proceso de fundición del oro ................................................................................. 101
ANEXO J. Oro recuperado de las soluciones cianuradas ......................................................... 102
ANEXO K. Oro recuperado de muestra sólida ........................................................................ 103
ANEXO L. Determinación del quilataje del oro ....................................................................... 104
ANEXO M. Informe de resultados de análisis de oro en la solución cianurada ....................... 105
ANEXO N. Informe de resultados de análisis de oro en los residuos sólidos .......................... 106
ANEXO P. Informe de resultados del análisis de cianuro total de la
solución cianurada residual ....................................................................................................... 107
xv
GLOSARIO
AFINACIÓN: Purificar los metales, separando la mezcla o escoria en el crisol o la copela.
AGUA REGIA: mezcla de ácido clorhídrico y ácido nítrico en proporción de volumen tres a
uno
ALEAR: Mezclar o fundir dos o más metales.
ALEANTES: Metales que pueden formar una aleación.
AMUSADO: Proceso de acabado de la joya
BULLÓN: Oro o plata refinados y presentados en forma de lingotes o barras.
CALAR: Penetrar un líquido en un cuerpo poroso o permeable
CAPARROSA: Nombre antiguo dado al sulfato ferroso.
CEMENTACIÓN: Se define como la precipitación de un metal, desde una disolución acuosa
mediante otro metal.
COPELACIÓN: Operación consistente en la separación por el calor de un metal precioso de sus
impurezas.
CHATARRA DE ORO: Nombre usado para referirse a la joyería vieja de oro que es
desperdicio.
DORÉ: Mezcla impura y sin refinar de oro metálico y plata.
ENCUARTAR: Reducir a la cuarta parte el contenido de oro en la muestra.
ESCORIA: Masa vítrea que queda como residuo al fundir un concentrado metálico
xvi
GANGA: Roca u otro material sin valor dentro del cual se encuentran incluidos los minerales
valiosos.
GRANALLA: Granos o bolitas de oro, formados cuando se rocía el metal fundido sobre agua.
LEY: Cantidad de metal valioso en cada tonelada de mineral.
LIGA: Metales aleantes del oro en la joyería.
METAL AGRIO: Metal frágil, quebradizo, no dúctil ni maleable.
METAL NOBLE: Metal que posee una gran resistencia al ataque de los ácidos y agentes
corrosivos, y resiste a la oxidación atmosférica; se emplea principalmente en joyería
ORFEBRERÍA: Arte y técnica de hacer objetos artísticos con oro, plata u otros metales
preciosos.
ORO FINO: Nombre usado para referirse al oro puro.
QUILATE: Cada una de las 24 partes en peso que contiene de oro puro cualquier aleación de
ese metal.
RECOCER: Caldear los metales para que vuelvan a adquirir la ductilidad o el temple que han
perdido al trabajarlos.
RILLERAS: Son unas cajas alargadas de acero que sirven para poner el material fundido del
crisol.
TEMPLE: Punto de dureza o elasticidad que se da a un metal.
TÍTULO: Indica la proporción de oro fino contenido en la aleación y se mide en milésimas.
VACIAR: CONSISTE EN VERTER EL METAL FUNDIDO EN MOLDES ABIERTOS O
CERRADOS.
xvii
PROCESO DE RECUPERACIÓN DE ORO A PARTIR DE LOS RESIDUOS
GENERADOS POR LA JOYERÍA “ESMERALDA”
RESUMEN
Recuperación de oro a partir de las soluciones cianuradas y residuos sólidos generados por la
joyería “Esmeralda”, aplicando los fundamentos de oxidación-reducción.
Para las soluciones cianuradas se utilizaron los métodos de agua regia y cementación. Para el
primer método se evaporó totalmente la solución y los sólidos obtenidos reaccionaron con el
agente oxidante, se añadió el precipitante, bisulfito de sodio o sulfato ferroso y el precipitado
obtenido se fundió hasta obtener oro metálico. Para el segundo método se calentó la solución, se
añadió el agente alcalino, hidróxido de sodio o lejía, se añadió el precipitante, zinc o aluminio, y
el precipitado se fundió hasta obtener oro metálico.
Para los residuos sólidos se utilizaron los métodos de agua regia y artesanal. Para el primer
método los sólidos reaccionaron con el agente oxidante, se añadió el precipitante, bisulfito de
sodio o sulfato ferroso y el precipitado obtenido se fundió hasta obtener oro metálico. Para el
segundo método se fundió directamente la muestra sólida con la mezcla fundente en proporción
1:4 hasta obtener oro metálico.
Se determinó que el mejor método para la recuperación de oro de soluciones cianuradas fue por
cementación con zinc, obteniéndose un 90% de recuperación, un oro de 18 quilates y una
utilidad de $16/L de muestra, mientras que para la recuperación de oro de residuos sólidos el
mejor método fue el de agua regia con bisulfito de sodio, obteniéndose un 84% de recuperación,
un oro de 24 quilates y una utilidad de $301/kg de muestra.
PALABRAS CLAVES: ORFEBRERÍA/ ORO / SOLUCIONES CIANURADAS / RESIDUOS
SÓLIDOS / RECUPERACIÓN DE ORO /
xviii
GOLD RECOVERY PROCESS FROM RESIDUES GENERATED BY THE
“ESMERALDA” JEWELRY STORE
ABSTRACT
Recovery of gold from cyanide solutions and solid residues generated by the “Esmeralda”
jewelry store, through the application of oxidation-reduction principles.
For the cyanide solutions, the methods applied were aqua regia and cementation. For the first
method, the solution was completely evaporated and the solids obtained reacted with the
oxidation agent, a precipitant was added, sodium bisulfite or ferrous sulfate and the precipitation
obtained was melted down to recover metallic gold. For the second method, the solution was
heated, an alkaline agent was added, sodium hydroxide or lye, then a precipitant was added,
zinc or aluminum and the precipitation obtained was melted down to recover metallic gold.
For the solid residues, the methods used were aqua regia and artisanal. For the first method, the
solids reacted with the oxidation agent, precipitant was added, sodium bisulfite or ferrous
sulfate and the precipitation obtained was melted down to recover metallic gold. For the second
method, the solid sample was directly melted along with the melting blend in proportions of 1:4
until metallic gold was retrieved.
It was determined that the best method to recover gold when using cyanide solutions was
through zinc cementation, reaching a recovery level of 90%, 18 karat gold and a profit of $16/L
of sample, whilst when recovering gold from solid residues the best method was the use of aqua
regia with sodium bisulfite, reaching a recovery level of 84%, 24 karat gold and a profit of
$301/kg of sample.
KEYWORDS: GOLDSMITH/ GOLD / CYANIDE SOLUTIONS / SOLID RESIDUES /
GOLD RECOVERY /
1
INTRODUCCIÓN
El boom del oro en el Ecuador se generó en 1960 luego que varios ciudadanos argentinos y
europeos migraran a nuestro país con técnicas de orfebrería, que luego enseñaron a nuestros
artesanos, que utilizaban materiales rústicos para trabajar el metal. (1)
Los residuos generados en la orfebrería, son consecuencia de los procesos de elaboración de
joyas. Los residuos líquidos presentados en forma de soluciones cianuradas se obtienen de la
limpieza y abrillantamiento de las joyas con cianuro y peróxido de hidrogeno. Los residuos
sólidos se obtienen de los procesos mecánicos de la elaboración de joyas, tales como: limado,
cortado, fresado, grabado, pulido, laminado, estirado, soldado, etc., este oro se une con
partículas orgánicas e inorgánicas, otros metales y no metales, el polvo del ambiente, etc. (2)
El oro puede ser recuperado de estos residuos con el uso de tecnología sofisticada, la misma que
no se encuentra al alcance de los artesanos orfebres nacionales, por lo que estos residuos no son
tratados y en el caso de las soluciones cianuradas, son arrojados al sistema de alcantarillado
ocasionando pérdidas para los artesanos y provocando un efecto negativo al medio ambiente.
Por tal motivo el presente trabajo trata de dar solución a dicho problema, mediante un proceso
químico que recuperó el oro y pudo ser reutilizado, generando un valor agregado minimizando
estas pérdidas a un nivel económicamente aceptable y mejorar las condiciones económicas de
los orfebres.
Es importante elaborar un proceso que permita una recuperación justificable, empleando
equipos y materiales disponibles por la joyería “Esmeralda”, las técnicas que se van a utilizar
son métodos de oxidación – reducción, se determinó el mejor proceso de recuperación, se
analizó la pureza del oro y se determinó la utilidad obtenida.
Se utilizó como materia prima, soluciones cianuradas y residuos sólidos provenientes de la
Joyería “Esmeralda”. El oro de las soluciones cianuradas se recuperó por los métodos de agua
regia y cementación, para el primer método, se evaporó totalmente el solvente y los sólidos
obtenidos reaccionaron con el agente oxidante (agua regia), luego se procedió con la filtración y
se añadió el precipitante, bisulfito de sodio o sulfato ferroso, se dejó en reposo ocho horas y se
filtró nuevamente, el precipitado obtenido se fundió hasta obtener oro metálico.
2
Para el segundo método, se calentó la solución hasta los 70 °C, se añadió el precipitante, zinc o
aluminio, se dejó reposar 24 horas, se filtró y el precipitado se fundió hasta obtener oro
metálico. Se comparó el porcentaje de recuperación de cada método, la pureza del oro
(Quilataje), la utilidad obtenida y se determinó el más eficiente.
Para los residuos sólidos se utilizaron los métodos de agua regia y artesanal. Para el primer
método los residuos sólidos reaccionaron con el agente oxidante (agua regia), luego se procedió
con la filtración y se añadió el precipitante, bisulfito de sodio o sulfato ferroso, se dejó en
reposo ocho horas y se filtró nuevamente, el precipitado obtenido se fundió hasta obtener oro
metálico. Para el segundo método se fundió directamente la muestra sólida con la mezcla
fundente (bórax y nitrato de sodio) en proporción en peso 1:4 hasta obtener oro metálico. Se
comparó el porcentaje de recuperación de cada método la pureza del oro (Quilataje), la utilidad
obtenida y se determinó el más eficiente.
El mejor método para la recuperación de oro de soluciones cianuradas fue por precipitación con
zinc, obteniéndose un 90% de rendimiento, un oro de 18 quilates y una utilidad de $16/litro de
muestra, mientras que para los residuos sólidos el mejor método fue por agua regia con bisulfito
de sodio, obteniéndose un 84% de rendimiento, un oro de 24 quilates y una utilidad de $301/ Kg
de muestra.
3
1. MARCO TEÓRICO
1.1. Orfebrería en el Ecuador
Hace años el aprendizaje del joyero, era muy elemental y sin complicaciones técnicas ni
metodológicas. La orfebrería del país nace, prácticamente con nuestros antepasados aborígenes,
ya que ellos trabajaban algunos metales, entre ellos el oro, esto fue el motivo de su invasión y
sometimiento por parte de los extranjeros. (3)
La provincia del Azuay ocupa el primer lugar en la producción y elaboración de joyas de oro,
plata y otros metales preciosos combinados con piedras y materiales originarios de nuestro país.
En la ciudad de Guayaquil se registraron 250 talleres de orfebrería, lo que la ubica como la
segunda provincia con mayor cantidad de producción y en donde se agrupan el 21,68% de
talleres dedicados a la elaboración de artesanías en joyas y artículos relacionados con la
orfebrería y en tercer lugar se encuentra la provincia de Pichincha, estas son las tres provincias
con mayor porcentaje de orfebres del Ecuador, existen otras provincias orfebres, pero su margen
de producción es mínimo. (4)
El arte de elaboración de joyas ha sido transmitido de padres a hijos convirtiéndose en pequeños
negocios familiares, esta actividad fue creando fuentes de empleo y tomando mayor empuje y
desarrollo.
En el país existe experiencia en la extracción y refinamiento del oro con tecnología sofisticada
que se realizan en grandes industrias. Pero para la orfebrería artesanal los recursos y los
conocimientos son normalmente limitados y no existe mayor desarrollo tecnológico.
1.2. Metales preciosos
1.2.1. El oro. El nombre de oro deriva del latín Aurum, por eso su símbolo químico es Au, y es
el metal precioso por excelencia para la humanidad, de hecho fue el primer metal noble (un
término alquimista) que conoció el hombre, por la particularidad de encontrarlo en forma
metálica, no como un compuesto químico, como sucede con la mayoría de los metales.
4
El oro es de color amarillo brillante porque refleja toda la gama de colores excepto el amarillo
que absorbe.
El oro puro no se oxida por lo que no se formará ninguna película de óxido sobre él, es
químicamente inactivo, propiedad que le ha otorgado un significado místico asociado a la
inmortalidad, no es atacado por ácidos fuertes ni siquiera en caliente, sin embargo es fácilmente
soluble en "agua regia" o en mezclas que contengan cloro, se disuelve también en soluciones
cianuradas que contengan oxígeno y forma aleaciones con el mercurio formando una amalgama
líquida si el mercurio es el metal dominante.
El oro es inerte en aire y agua a temperatura y presión normal, la ocurrencia predominante del
oro es en forma nativa, a menudo aleado con alrededor del 15% de Ag, otros minerales de oro
incluyen aleaciones con teluros, selenio, bismuto, mercurio, cobre, hierro, rodio y platino, no es
común ocurrencias naturales de oro en forma de óxidos, silicatos, carbonatos, sulfuros o
sulfatos. (5)
1.2.1.1. Propiedades físicas. El oro generalmente se encuentra en forma de mineral, diferente a
la mayoría de los otros elementos, lo cual permite una extracción selectiva del oro de las otras
formas del mineral, los granos de oro nativo han sido reconocidos que contienen alrededor de
99.8 % de oro., pero la gran mayoría varía entre 85 – 95 %, siendo la plata la principal
impureza. Gran parte del oro de la corteza terrestre se encuentra asociado a ganga silicio en
filones o vetas, para lo cual es necesario en su tratamiento metalúrgico liberarlo de la ganga por
medio de la molienda. (6)
Tabla 1. Propiedades físicas del oro
Propiedades Oro
Símbolo químico Au
Color Amarillo
Peso Atómico 197
Número Atómico 79
Estado de oxidación 1-3
Densidad Específica 19,3
Temp. De Fusión C° 1063
Temp. De ebullición C° 2530
5
Continuación Tabla 1
Calor de fusión, cal/gr. 16,3
Dureza (Mohs) 2,5
Radio atómico, A° 1,46
Radio iónico. A° 1,37
Potencial normal, voltios 1,498
Resist. Eléctrica, MHm. 2,25
Electronegatividad 2,4
Fuente: ARIAS, V. Tecnología de Refinación de los Metales Preciosos. 1ra. Edición, Editorial
San Marcos, Lima 1996. p. 167.
1.2.1.2. Propiedades químicas. Entre las principales propiedades se encuentran:
Fácilmente soluble en agua regia o en otras mezclas que desprenden cloro, también lo
disuelve el yodo en estado naciente y los cianuros.
No lo atacan el ácido clorhídrico solo ni tampoco el ácido nítrico solo.
No lo atacan los álcalis fundidos
El ácido sulfúrico lo ataca por encima de los 300 °C
El oro es el más "no-reactivo" de todos los metales, nunca reacciona con oxígeno o sea
difícilmente se oxidará o se empañará.
1.2.1.3. Propiedades mecánicas. El oro es uno de los metales más dúctiles y se puede laminar
hasta obtener hojas (panes de oro) de un espesor de 0.1 µm, las cuales dejan pasar la luz
tomando un color verde azulado, pero con la luz reflejada presenta su color característico, se
puede estirar en hilos finísimos, con un gramo se puede conseguir un hilo de 2 km de longitud,
sin embargo, tiene escasa tenacidad. [7]
1.2.1.4. Quilataje del oro. En la joyería forma aleaciones con otros metales, para darle rigidez,
solidez y color, los aleantes más comunes son la plata y el cobre, pero muchos otros metales
pueden ser usados, forma aleaciones con plata para reducir la intensidad de su color amarillo y
formar una aleación verdosa y se alea con el cobre para darle dureza y un color rojo.
La triple aleación de oro, cobre y plata es muy maleable y su color es muy semejante al del oro
fino, las aleaciones que contienen platino o paladio forman el oro blanco, a menudo usado con
piedras preciosas, el oro blanco es usualmente más duro y más durable que otras aleaciones de
oro, el zinc y el níquel son otros dos metales comúnmente aleados con el oro para crear nuevas
características.
6
El oro es un metal noble de 1000 milésimas de pureza o finura es decir de 24 quilates (kts), a
partir de este coeficiente de pureza se calibra el resto de quilatajes del oro, de esta manera una
joya de oro dependiendo de sus quilates tendrá la siguiente cantidad de oro puro, como se
muestra en la tabla 2. [8]
Tabla 2. Equivalencias en las aleaciones de oro
Pureza Nombre Oro Plata Cobre Zinc Otro Punto de
Fusión °C
Gravedad
Especifica
1000 Oro 24 K 100 1063 19,3
920 Oro 22 K amarillo 92 4 4 977 17,3
900 Oro 22 K (acuñación) 90 10 940 17,2
750 Oro 18 K amarillo 75 15 10 882 15,5
750 Oro 18 K amarillo 75 12,5 12,5 904 15,5
750 Oro 18 K verde 75 25 966 15,6
750 Oro 18 K rosa 75 5 20 932 15,5
750 Oro 18 K blanco 75 25 Pd 904 15,7
580 Oro 14K amarillo 58 25 17 802 13,4
580 Oro 14K verde 58 35 7 835 13,6
580 Oro 14K rosa 58 10 32 827 13,4
580 Oro 14K blanco 58 42 Pd 927 13,7
420 Oro 10K amarillo 42 12 41 5 786 11,6
420 Oro 10K amarillo 42 7 48 3 876 11,6
420 Oro 10K verde 42 58 804 11,7
420 Oro 10K rosa 42 10 48 810 11,6
420 Oro 10K blanco 42 58 Pd 927 11,8
1.2.1.5. Pruebas para la determinación del quilataje del oro.
Prueba con ácidos.- A la pieza de joyería que se desee calar o probar la calidad de su metal
se debe limar un poco la superficie en donde se va a efectuar la prueba para que los ácidos
trabajen en el metal directamente y no solo en la superficie de la joya, se coloca una gota de
ácido nítrico a la pieza y después de cinco segundos se agrega una gota en la misma zona de
ácido clorhídrico y se frota sal en grano.
A los ácidos hay que cambiarlos por lo menos cada quince días para que las reacciones
siempre sean las mismas y evitar confusiones porque cuando los ácidos están contaminados
o gastados varían mucho las reacciones, los ácidos que se utilicen deben ser de grado
técnico.
7
En la tabla 3 se explican las reacciones de los ácidos sobre el oro de diversos quilates. [9]
Tabla 3. Reacciones de los ácidos con el oro
Tipo de oro Quilataje Oro fino
%
Reacción con
ácido nítrico
Reacción con
ácido
clorhídrico
Color
Oro puro 24 kts 100% No reacciona No reacciona No hay
mancha
Museos 22 kts 92% No reacciona No reacciona No hay
mancha
Monedas 21.6 kts 90% Ninguna reacción Verde limón
muy intenso
Rosa intenso
se borra fácil
Joyería fina 18 kts 75% Ninguna reacción Verde claro
verde limón Rosa
Joyeria comercial 16 kts 67% Ninguna reacción Verde oscuro Rosa claro
Joyería comercial 14 kts 59% Ninguna reacción
Verde oscuro
intenso
Tornasol
Joyería baja 12 kts 50% No hay cambio de
coloración
Café
obscuro
Café obscuro
cenizo
Joyería baja 10 kts 42% Color café ligero Efervescencia y
nata Negra ceniza
Joyería baja 8 kts 33%
Reacción verdosa
con
pocas burbujitas
Nata abundante
al toque
Negra ceniza
con puntos
blancos
Prueba del ácido nítrico. Es necesario para este proceso que la aleación no pase del 36,7 %
de oro, caso contrario se forma una aleación con plata hasta aquella proporción. Esta
aleación se funde y se lamina en hojas muy delgadas, a las que se les adiciona ácido nítrico
diluido, que disuelve la plata y al cobre, pero no al oro, se deja en reposo la solución, que
luego es decantada y el sólido sobrante es sometido nuevamente a la acción del ácido nítrico
de igual o mayor concentración que el usado en el primer ataque.
La disolución de la plata se da mediante la siguiente reacción:
3Ag + 4HNO3 → 3AgNO3 + 2H2O + NO 1
8
El nitrato de plata obtenido es tratado por el cloruro de sodio para la recuperación de la plata,
luego de lavar su cloruro y reducirlo por el cinc en presencia de agua acidulada con ácido
sulfúrico, esto se resume en las siguientes reacciones:
AgNO3 + NaCl → AgCl + NaNO3 2
2AgCl + Zn → 2Ag + ZnCl2 3
El oro que queda como residuo se funde y se pesa, comparando el primer valor de peso con
este último se obtiene el valor del quilataje.
Ejemplo: Si se ha tomado 1 g. de la muestra y el residuo de la aleación pesa 583 mg.
entonces la cantidad de oro de la muestra original será de: [10]
(583*24)/1000 = 14 quilates.
1.2.1.6. Aplicaciones.
Joyería: El principal componente de la demanda mundial de oro lo constituye el uso para
fabricación de joyas que representa el 79,8% de la demanda total del metal, según estudios
realizados por la GFMS (Gold Field Mineral Services 2014). Es importante destacar que la
demanda de oro para la fabricación de bienes se ha mantenido relativamente estable en los
países industrializados, mientras que la de los países en desarrollo ha mostrado una tendencia
creciente. El principal demandante mundial de oro para la fabricación de joyería y bienes
industriales es la India, que utiliza 558 toneladas de oro y su participación representa 15% en
el total de la demanda mundial, el segundo demandante de oro es Italia, con una
participación de 13,5% en el total mundial, Italia es un importante fabricante y exportador
de joyas, especialmente a Norte América, la Unión Europea, Medio Oriente y América
Latina, el hecho que Italia tenga un rol tan importante en la fabricación de oro, determina
que Europa sea la región con la segunda mayor participación en la demanda mundial de este
metal, con un 24,6%, precedida por Asia, con una participación de 60,4% América del Norte
tiene una participación en la fabricación mundial de oro de 8%, mientras que América Latina
registra una participación de apenas 3%, África participa con el 3,7%, y Oceanía con 0,3%.
No todos los países consumidores de oro son a la vez los mayores fabricantes, es el caso de
India, el mayor consumidor mundial, que fabrica el 81% de su consumo, o el de Estados
Unidos que fabrica el 70% de su consumo o el de Arabia Saudita que produce 69% de su
9
consumo. En contraposición, hay países fabricantes donde el consumo es reducido, e
inclusive, tiende a disminuir, es el caso de Italia que, con una producción anual de 16,7
millones de onzas, es el mayor fabricante de oro del mundo después de la India, y consume
apenas el 14,9%, en el rubro de la joyería, los países en desarrollo tienen una participación
mayor a la que registran los países industrializados.
Electrónica: El segundo lugar en la demanda de oro, es el sector electrónico, con una
participación del 6,6% según estudios realizados por la GFMS (Gold Field Mineral Services
2014), a pesar de la importancia de su uso en la técnica, este es ínfimo si se lo compara con
su uso en joyería en este segmento de mercado se utiliza el oro por sus características físicas
y químicas, la cantidad demandada no depende del precio si no de sus características físicas
y químicas y el alcance el metal, por cuanto el valor del oro contenido en el producto final es
poco relevante en relación al valor total del producto.
Odontología: El uso del oro en odontología representa el 2,17% de la demanda del oro,
según estudios realizados por la GFMS (Gold Field Mineral Services 2014), cabe señalar,
que los países industrializados tienen mayor participación (2,03%) que la de los países en
desarrollo, que apenas registra el 0.14%, otros usos de la demanda de oro para la fabricación
se destinan a la fabricación de medallas (1,75%), siendo la participación de los países
industrializados (0.075%) menor a la de los países en desarrollo (1,68%). Adicionalmente, el
oro es también demandado para la fabricación de monedas, con una participación de 2,17%
de los requerimientos para la fabricación, en este caso, los países industrializados tienen una
mayor participación en la demanda (1,56%), mientras que los países en desarrollo registran
una participación menor de (0,6%).
Reserva de valor: Cerca de 1/4 de todo el oro que existe, 34.000 toneladas es usado como
parte de reservas internacionales de gobiernos, bancos centrales e instituciones financieras,
cerca del 16% de las reservas de los países e instituciones es oro.
Dinero: El oro se legalizó como dinero ya en 1,091 A.C. en China como una alternativa a la
seda, el oro todavía es el único medio universalmente aceptado de intercambio, millones de
personas por el mundo siguen usando oro como una garantía contra la inflación y como una
forma básica de economías y una reserva fiable de valor durante tiempos de incertidumbre
económica o levantamiento político.
10
Monedas: El oro ha sido reconocido como reserva de valor desde el inicio de su historia
pero se cree que las primeras monedas fueron cuñadas en 670 A.C. por el Rey Gyges de
Lydia, en Turquía, el rey Croesus acuñó monedas con 98% de oro en el año 550 A.C, cerca
de 500 años después Julio Cesar acuñó monedas para pagar la Legión Romana, las monedas
tienen valor de dinero del país que las emite y su contenido de oro es garantizado. El valor
nominal es apenas simbólico; su verdadero valor es dado por su contenido en oro, en general,
el valor de mercado de las monedas es igual al valor del contenido en oro más 4 - 8%.[11]
1.2.2. Plata.
1.2.2.1. Propiedades físicas. Metal de color blanco brillante, más duro que el oro y menos que
el cobre, fundida al aire absorbe oxígeno que al solidificar lo expulsa violentamente arrojando
parte de la masa fundida, este fenómeno se llama galleo y sólo ocurre cuando la plata es muy
pura.
Tabla 4. Propiedades físicas de la plata
Propiedades Plata
Símbolo químico Ag.
Color Blanco
Peso Atómico 108
Número Atómico 47
Estado de oxidación 1
Densidad Específica 10,5
Temp. de Fusión C° 961
Temp. de Ebullición C° 1955
Temp. de Vaporización C° 2212
Calor de fusión, cal/gr. 24,3
Dureza (Mohs) 2,7
Radio atómico, A° 1,44
Potencial normal, voltios 0,799
Electronegatividad 1,9
Fuente: ARIAS, V. Tecnología de Refinación de los Metales Preciosos. 1ra. Edición, Editorial
San Marcos, Lima 1996. p. 168.
11
1.2.2.2. Propiedades químicas. Entre las principales propiedades están:
A temperatura y presión ambiente no se oxida.
Los álcalis lo atacan muy poco.
Lo disuelve fácilmente el ácido nítrico diluido o concentrado y el ácido sulfúrico
concentrado.
Lo ataca el ácido sulfhídrico con formación de sulfuro y ciertos cloruros.
No lo atacan los ácidos orgánicos.
Forma aleaciones con la mayor parte de metales menos con el hierro y el cobalto y
difícilmente con el níquel.
1.2.2.3. Propiedades mecánicas. Después del oro es el más dúctil y maleable de todos los
metales, puede laminarse a panes de hasta 0,25 µm de espesor y con 0.1 gramo de plata puede
obtenerse un hilo de 180 m.
1.2.2.4. Usos interesantes. En las siguientes aplicaciones:
Fabricación de monedas, alhajas, relojes, utensilios, domésticos y objetos artísticos.
Plateado galvánico de objetos, especialmente sobre cobre o latón.
Aleación con otros metales y de estos especialmente el cobre y el oro.
Aleaciones importantes son las utilizadas en odontología.
En la fotografía donde se consume en un 30%, se ha utilizado pintura con plata para la
realización de circuitos impresos
En la producción de espejos, depositándola por varios métodos: deposición química,
electrolítica o evaporación.
Acuñación, cuchillería, medicina, maquinaria química y de procesado de alimentos. [12]
1.3. Lixiviación del oro.
1.3.1. Fundamentos de la lixiviación. La lixiviación es el proceso en el cual se produce la
disolución de una sustancia que se encuentra en fase sólida, y ésta pasa a una fase líquida, la
lixiviación se utiliza con el propósito de recuperar metales o especies a partir de un mineral
determinado, para llevar a cabo una lixiviación, es necesario que las fases sólida y líquida estén
en íntimo contacto, de esta manera, la especie de interés se solubiliza transportándose de una
fase hacia otra, separándose del material original. Esta separación se complementa
12
posteriormente a través de procesos de filtración o de sedimentación de la solución que contiene
el compuesto de interés.
Existen tres tipos de lixiviación: El primero consiste en la incorporación a una fase líquida de la
sustancia de interés sin que exista reacción química, por ejemplo, al poner en contacto arena de
playa en agua destilada, el cloruro de sodio presente en la arena se disuelve y pasa a la fase
líquida sin que ocurra ningún cambio en la estructura química del cloruro de sodio,
adicionalmente, se puede tener lixiviaciones que involucran una reacción sin oxidación puesto
que el componente de interés se encuentra ya en el estado de oxidación final, por ejemplo, el
óxido cúprico (CuO) con ácido sulfúrico reacciona para formar sulfato de cobre y agua, el cobre
con estado de oxidación +2, en forma insoluble pasa a formar el sulfato, que se disuelve
fácilmente en agua, por último, existen lixiviaciones que combinan la oxidación de la especie de
interés y la acción de un ligando o agente formador de complejos que es el que permite
mantener la especie oxidada en disolución, la lixiviación del oro con cianuro es un ejemplo de
este último tipo de proceso, lo cual se explica con más detalle posteriormente. [13]
1.3.2. Cianuración del oro. Dentro de los procesos hidrometalúrgicos más utilizados para
recuperación de oro fino, se encuentra la cianuración, que consiste en la disolución de metales
preciosos como el oro y la plata en una solución alcalina, este proceso requiere básicamente, de
un agente complejante que en este caso es el NaCN y un agente oxidante que es el Oxígeno
suministrado por el aire.
Existen otros agentes para disolver oro, como el cloruro, el bromuro o el tiosulfato, pero los
complejos que se obtienen resultan menos estables, por ello se necesitan condiciones y
oxidantes más fuertes que estos. Además estos reactivos son costosos, peligrosos para la salud y
el medio ambiente. [14]
Las sales de cianuro, como las de sodio, potasio y calcio, se ionizan en el agua, dando como
resultado el catión del metal correspondiente y el ion cianuro libre.
NaCN → Na+ + CN− 4
Las solubilidades y contenidos relativos de cianuro de cada una de estas sales se describen en la
tabla 5.
13
Tabla 5. Propiedades de las sales de cianuro.
Componente Cianuro Aprovechable
(%)
Solubilidad en agua
a 25°C (g/100ml)
NaCN 53,1 48
KCN 40 50
Ca(CN)2 56,5 Se descompone
Fuente: MARSDEN, J y HOUSE, J. The Chemestry of Gold Extraction. Ellis Horwood Series
in metal and associated materials. Inglaterra. 1992. p. 260.
Como se observa, en la tabla 5 las sales de sodio y calcio tienen mayor cantidad de cianuro
aprovechable, la mayor diferencia entre estos cianuros alcalinos, aparte de su costo, es su
relativo poder disolvente, esto depende enteramente del porcentaje de radical cianógeno
presente, por lo que se prefiere el uso del cianuro de sodio (comercializado en formas del 85 al
98% de NaCN), en procesos de lixiviación, además de su alta solubilidad y fácil obtención. [15]
La disolución del oro en cianuro se representa en la reacción 5 conocida como ecuación de
Elsner (Hedley y Tabachnick, 1968) que expresa la completa disolución del metal o el total
consumo de cianuro, es decir que la reacción continúa hasta su terminación.
4 Au + 8 Na(CN) + O2 + 2H2O ⇒ 4 NaAu(CN)2 + 4 NaOH 5
La reacción describe un proceso de corrosión en el cual el oxígeno absorbe los electrones en una
zona catódica sobre la superficie metálica, mientras que en una zona anódica del metal éste cede
electrones e ingresa a la solución como complejo de cianuro, de éste modo, se producen dos
reacciones electroquímicas de semicelda que se balancean mutuamente. [16]
Reacción anódica:
Au + 2CN ⇒ Au(CN)2- + e- 6
Reacción catódica:
O2 + 2H2O + 2e- ⇒ H2O2 + 2OH- 7
14
1.3.2.1. Factores que afectan la cianuración del oro. Los factores que afectan la disolución del
oro en fase líquida incluyen la actividad de cianuro, oxígeno disuelto, el pH, la temperatura, la
agitación y las características del mineral, como el área de oro expuesta y la presencia de iones
adicionales en solución.
La lixiviación del oro es influenciada positivamente por una alta concentración de cianuro,
debido a la difusión que experimenta esta sustancia hacia la superficie del metal para que se dé
la reacción con éste, la concentración requerida de cianuro generalmente es mayor a la
estequiometria debido a la presencia de otros minerales que compiten con el oro por el ion
cianuro, entre ellos se encuentran los iones sulfuro, cobre, hierro, arsénico, antimonio y azufre
elemental, entre otros. Con el fin de evitar este tipo de inconvenientes se realiza una
preaireación para producir la oxidación del mineral y permitir la adecuada extracción del oro, y
se utiliza un exceso de cianuro que disminuya el efecto de estos iones secundarios.
Las especies de cianuro pueden ser oxidadas a cianatos en presencia de un agente oxidante, esto
disminuye la cantidad de cianuro libre disponible para reaccionar con el oro, por lo que esta
oxidación debe ser minimizada, en general, la cinética de este tipo de reacciones es lenta en
soluciones cianuradas aireadas y consecuentemente, no presenta un problema para el proceso.
La concentración de oxígeno afecta la disolución del oro, ya que mientras mayor sea la cantidad
de oxígeno disuelto, la disolución del metal precioso será también mayor, así mismo la
temperatura favorece la disolución del mineral al aumentar la velocidad de difusión de las
especies envueltas en el proceso, sin embargo, disminuye la solubilidad del oxígeno en el agua.
A valores de pH entre 9 - 9.5 se maximiza la disolución del oro, pero para evitar liberación de
cianuro de hidrógeno, el pH de operación es siempre mayor a este valor, de esta forma se evitan
considerables pérdidas económicas y peligros para la salud debido a la eliminación de este
compuesto en forma de gas.
La forma de regular el pH también es una variable a considerar, el hidróxido de sodio es un
agente soluble, mientras que el hidróxido de calcio, se encuentra en forma de suspensión, a
valores de pH mayores a 12 puede generar peróxido de calcio, que puede precipitar sobre las
superficies expuestas del oro pasivando así su superficie, la formación del peróxido de calcio se
lleva a cabo de acuerdo con la reacción:
H2O2 + Ca(OH)2 → CaO2 + 2H2O 8
15
Un factor adicional a considerar es el área superficial expuesta del oro, esta presenta una
relación directamente proporcional con la velocidad de disolución del metal, por tal motivo, los
procesos de molienda y trituración, desempeñan un rol fundamental en la creación de partículas
finas de mineral que permitan exponer el oro y su superficie para reaccionar con el cianuro, al
igual que el área superficial, la agitación favorece la disolución del oro al disminuir el espesor
de la capa límite de difusión, reduciendo así la limitación generada por el transporte de masa.
Generalmente, junto con el oro, se recupera también plata a una velocidad de disolución mucho
menor, este metal muestra un comportamiento similar al del oro cuando reacciona con el ion
cianuro de acuerdo con la reacción:
Ag + 2CN =Ag(CN)2- + e 9
Para la recuperación de ambos metales preciosos, y para compensar el cianuro que se consume
por la lixiviación de otras especies, llamadas cianicidas, se utiliza un exceso de cianuro que
asegura la más alta extracción posible de ellos a partir del mineral. [17]
1.4. Refinación del oro.
Los primeros métodos que refinaban este metal eran procedimientos piro metalúrgicos, como la
copelación, que aunque podían eliminar los metales menos valiosos, por ejemplo los metales
base, no eran capaces de recuperar o eliminar a los otros metales preciosos, en particular la
plata, por lo que el oro que se obtenía no presentaba una elevada pureza, valor que podía variar
entre 65 a 90 % de oro.
Pese a todo, estos procesos considerados como clásicos se han venido utilizando con frecuencia
por los principales países productores de este metal, y no es hasta este último cuarto de siglo
cuando se ha desarrollado nuevos procesos, estos han pretendido cambiar completamente la
tecnología y los procedimientos para la recuperación de este metal precioso y estimado.
Generalmente, se asume que los procesos de refino de este metal empiezan cuando ya se tiene
un material en el que el contenido de oro empieza a ser importante, normalmente, y antes del
proceso de refino, no existe un control muy estricto respecto a las impurezas que acompañan al
oro, y estas restricciones solo conciernen al cobre y a los materiales carbonaceos, que consumen
al agente de lixiviación, cianuración, y contribuyen a la propia destrucción del agente de
lixiviación en exceso.
16
Por lo tanto, las restricciones en cuanto al control y eliminación de las impurezas solo se
empiezan a considerar cuando comienza el proceso de refino del metal.
Existen diversos métodos para la refinación de oro, en la tabla 6 se puede visualizar cada
método con sus ventajas y desventajas. [18]
17
Tabla 6. Métodos de refinación para recuperar oro de minerías.
*INER: Institute of Nuclear Energy Research
**INCO: licenced process or the Caro’s acid process
Métodos de refinación Ventajas Desventajas Limitaciones
1. Proceso Ácido Nítrico Disuelve los metales base y la plata
presentes en el mineral problema
No es aplicable cuando hay presencia de
platino, rodio ni de iridio
No permite tratar leyes superiores al
30%
2. Proceso Ácido Sulfúrico Disuelve la plata y otros metales que
forman sulfatos
La presencia de plomo imposibilita la
refinación.
No permite tratar leyes superiores al
30%
3. Proceso con agua regia. Obtención de alta ley de mineral
refinado
La presencia de plata tiende a formar el
cloruro de plata.
Solo es aplicable para leyes superiores
al 95%
4. Proceso Wohlwill Elevada pureza del oro refinado La presencia de plata permite obtener
cátodos impuros
Alta temperatura, tratamiento
sucesivo de algunos residuos de oro
5. Proceso Miller Elevada pureza del oro refinado Formación de finos en
la celda electrolítica Trabajo a muy elevada temperatura
6. Proceso Outokumpu
Permite tratar cualquier ley de oro ,
permite separar el platino y
el paladio para su posterior
recuperación
Precisa de doble refinación Ninguna limitación para una correcta
refinación de oro.
7. Proceso Sumitomo Permite recuperar el platino y el
paladio
Exceso de consumo de peróxido de
hidrogeno para la precipitación del oro. Solo se usan para lodos anódicos
8. Proceso INER*
Es posible separar el cobre, el plomo,
la plata y el selenio mediante una
lixiviación selectiva
Recuperación del oro mediante
solventes
Solo se usan para lodos anódicos de
electro refino de cobre
9. Proceso INCO** Permite la recuperación de la plata,
platino, paladio y otros metales
Extracción del oro con
solventes orgánicos.
La solubilidad de los
solventes orgánicas en disoluciones
acuosas
La obtención del oro refinado es lenta
en función del tiempo.
10. Proceso Noranda Es posible la recuperación de otros
metales preciosos
Obtención del oro en dos etapas, en la
primera etapa se obtiene oro de muy
buena, pero los residuos tienen que ser
lixiviados nuevamente.
Método que ha mostrado
muchas mejorías en los últimos años.
18
1.5. Proceso de elaboración de joyas.
Para la elaboración de joyas encontramos distintas técnicas o procedimientos a seguir, así el
artesano mantiene un equilibrio entre el diseño y el acabado de la joya.
Los productos de la orfebrería artesanal, son joyas tanto en oro de 18 como de 14 quilates
principalmente, se trabaja en menor proporción en plata y oro blanco, los metales utilizados son
oro, plata, cobre y zinc; los tres primeros se utilizan para las diferentes calidades de oro y el
último entra en las aleaciones para la soldadura.
Todos los joyeros, al trabajar con metales preciosos, durante los procesos de fabricación y de
acabado de las piezas que elaboran, sufren pérdidas de estos metales que son conocidas con el
nombre de mermas.
Las pérdidas de metal son mayores en las piezas complicadas que en las sencillas; en las hechas
a mano que en las fabricadas a máquina, aunque comercialmente se han establecido unos
porcentajes de mermas aceptados por la mayoría, éstos no pueden considerarse definitivos
puesto que difieren mucho de un taller a otro, son muchas las operaciones en las que, según la
opinión general, las mermas están justificadas, en algunas ocasiones son recuperables y en otras
no.
Los casos más habituales son los siguientes: [19]
Mermas en la fundición
Mermas en el laminado
Mermas en el armado
Mermas en la soldadura
Mermas en limado y lijado
Mermas en el pulido
Mermas en la limpieza de la joya
Mermas en el abrillantado
1.5.1. Mermas en la fundición. La fundición es la transformación del metal de sólido a líquido,
este paso se lo realiza en crisoles con ayuda de sopletes de fundir que funcionan a base de
gasolina, pero en caso de trabajarse en oro blanco la fundición se la hace utilizando sopletes de
autógena.
19
Los crisoles son manufacturados a base de arcilla, losa, carbón, vidrio materias que se las
muele, hasta dejarlas lo más finas posible para cernirlas y luego de conseguida esta especie de
harina, se hace una masa con agua y se les va dando forma de unas pequeñas ollas.
El oro o la plata líquida que se obtiene de los crisoles, hay que inmediatamente vaciarla en las
rilleras, que son unos aparatos confeccionados en hierro de diferentes formas y dimensiones ,
según se necesite el oro para realizar trabajos en chapa o en hilo. [20]
Las pérdidas más frecuentes, en la fundición se deben a:
Salpicaduras de metal originadas por la presión de la llama: Si se funde con soplete son muy
difíciles de evitar, una pérdida de 3 g por kg, suele ser habitual, las salpicaduras pueden
evitarse trabajando en horno y empleando crisoles cónicos que reciban el calor a través de
una llama envolvente o fundiendo en hornos eléctricos.
Transformación en óxidos de ciertos metales que componen la aleación, como pueden ser el
cobre y el zinc, y su posterior volatilización, es una buena solución fundir en hornos de alta
frecuencia utilizando, al mismo tiempo, un gas reductor, en estas condiciones las pérdidas de
fundición, provocadas por la formación de óxidos son prácticamente nulas.
Restos metálicos que quedan en el crisol constituyen un problema que aún no ha sido
resuelto pero no significan una pérdida real porque su recuperación no ofrece ninguna
dificultad. [21]
1.5.2. Mermas en el laminado. Después de la fundición del oro, se efectúa el proceso de
laminado donde se saca de la rillera la barrita de oro o de plata y se lleva a una máquina
laminadora.
Cuando el metal se lo quiere convertir en láminas, se utilizan las laminadoras, para ello el oro
debe tener gran maleabilidad, se usa el calibrador existente en toda laminadora para obtener la
lámina del grosor requerido por el joyero, en cambio, cuando se necesita obtener hilos de oro o
de plata, se realiza el vaciado previo del oro en las rilleras del hilo, y luego de haberse
solidificado se los lleva a las laminadoras, en esta operación y gracias a su ductilidad, el metal
puede llegarse a convertirse en filamentos sumamente pequeños y finos. [22]
En el laminado, si el metal es agrio o no se recuece a su debido tiempo, también se producen
pérdidas a causa del desprendimiento de trocitos de metal procedentes del borde de la
20
laminadora que, a veces, pueden quedar en lugares de difícil acceso o donde no pueden
localizarse. [23]
1.5.3. Mermas en el armado. Cuando la joya está constituida de varias piezas, se realiza la
soldadura de las piezas del primer armado y en forma sucesiva las posteriores, luego se limpia
las impurezas dejadas por la suelda cuando se efectuó el primer armado; este proceso es
realizado a base del lijado mediante la utilización de limas, por cuanto al completarse con las
piezas del segundo armado, es posible realizar un acabado completamente perfecto, cuando la
joya ya está en su conjunto concluido.
Para evitar el ennegrecimiento de las piezas del primer armado, se la reviste o envuelve en
bórax humedecido evitando el ennegrecimiento del objeto y la formación de óxidos, o también,
se sumerge la pieza en ácido sulfúrico mezclado con una determinada cantidad de agua. [24]
Cada vez que un metal se recuece y cambia de color, se oxido y perdió peso, al oxidarse la
aleación adquiere una tonalidad verde, debido a una pérdida de cobre en la superficie y habrá
aumentado el quilataje de la superficie, sin embargo al pulirse ésta pieza recuperará su color
original, lo que indica que la parte más rica de la superficie, que era deficiente en cobre, se ha
eliminado, recuperándose su quilataje original. [25]
1.5.4. Mermas en la soldadura. La soldadura es unión de dos o más piezas de un metal,
llevándose siempre a cabo mediante una aleación compuesta por el metal principal y otros
metales con inferior punto de fusión.
En joyería todas las soldaduras deben efectuase teniendo el metal fino en mayor proporción
respecto a la cantidad utilizada de los otros, la soldadura es uno de los procesos más difíciles en
la orfebrería, no solamente por el cuidado y la precisión requerida en este trabajo, sino también
por la limpieza posterior a las piezas soldadas.
Casi siempre cuando se calienta el metal, se forman óxidos que impiden que la soldadura fluya
libremente en aquellas partes donde se desea soldar, para ello se emplea una substancia llamada
fundente que facilita la libre fluidez de la soldadura al absorber el óxido metálico formado en el
proceso de precalentamiento.
El fundente más usado es el bórax común, al mezclar este fundente con agua adquiere una
consistencia cremosa; en general tiene una forma de barra, estas sustancias facilitan el trabajo de
21
fusión y evitan a los metales volverse agrios como causa directa de las mezclas indebidas que
podrían haberse realizado. [26]
1.5.5. Mermas en limado y lijado. El limado deja completamente blanda a la pieza soldada, es
decir, sin asperezas, tanto interiores como exteriores que pudiera presentar, dándole además, la
forma requerida y obteniendo el peso deseado por el joyero.
Más pérdidas de metal se producen al serrar y al limar ya que las limaduras van a parar a las
vestiduras o al suelo, desgraciadamente no todo cae en el cajón, cuando más fina es la limadura,
más fácil es que vuele y se disperse. [27]
1.5.6. Mermas en el pulido. El pulido es una técnica que proporciona a la pieza confeccionada
el color característico del oro o la plata, para esto, se utiliza pasta de pulir o cepillos, muchos de
los cuales funcionan a base de motores eléctricos.
Este proceso requiere de mucho cuidado y precaución sobre todo cuando se trabaja con piezas
en las cuales han sido engastadas piedras preciosas, debiéndose evitar su desprendimiento de la
joya.
El cepillo usado contiene oro, por lo que debe incluirse en la basura del taller, debido a que
produce una limadura muy fina. [28]
1.5.7. Mermas en la limpieza de la joya. La limpieza es un proceso cuya finalidad es lavar la
pieza y eliminar todas aquellas impurezas, en especial la grasa acumulada en la pieza por el
constante manipuleo ejercido en ella. Cuando el cepillo de pulir no ha llegado o no ha penetrado
en todas las partes de la joya, esta debe ser sometida al proceso artesano llamado el bombazo o
explosión. [29]
El método del bombazo o explosión consistente en calentar un litro de agua a unos 60 ºC, se
disuelve unos 30 g de cianuro de sodio y se sigue calentando hasta alcanzar el punto de
ebullición, las piezas de oro se introducen en un recipiente esmaltado o de acero inoxidable al
que se añade solución cianurada hasta que queden totalmente cubiertas por la misma, luego se
añade una pequeña cantidad de peróxido de hidrógeno (agua oxigenada) aproximadamente
30ml, la solución empezará a producir espuma y al cabo de algunos segundos se producirá una
reacción muy enérgica.
22
El proceso deja una capa muy fina de oro de 24 quilates sobre las piezas tratadas y se sumergen
en una solución cianurada caliente, el acabado será totalmente uniforme y se enjuagan en agua
hirviendo y finalmente en agua normal.
Los joyeros conocen que por cada explosión que se realice el 1% de materia queda disuelta en el
agua de explosión, por lo cual esta agua residual se guarda en unos recipientes cerrados, para
después ser recuperados. [30]
1.5.8. Mermas en el abrillantado. Este proceso proporcionar a las joyas brillo o luminosidad,
en base a la utilización de unos cepillos especiales conocidos en general con el nombre de
“mota” que funcionan a base de un motor incorporado, en estos instrumentos se coloca la
llamada pasta roja o polvo inglés, que devolverá el brillo al metal trabajado, este proceso es
siempre realizado en las joyas con cuerpo como anillos, aretes, pulseras, entre otras. [31]
Al momento de realizar esta operación el oro queda impregnado en la vestidura y manos del
operario, el metal que se queda en las vestiduras, ha llevado a algunas firmas a facilitar ropas de
trabajo a sus operarios y a lavar toda esta ropa en máquinas instaladas en la misma fábrica o
taller, el agua que sale de estas lavadoras es tratada convenientemente y el valor del metal
recuperado sobrepasa con creces el valor de la ropa. [32]
1.5.9. Recomendaciones para evitar el desperdicio de oro. El suelo del taller juega un papel
importante en la recuperación, lo más adecuado es utilizar baldosas con relieves, de forma que
lo que pueda caer no vaya de un lado para otro arrastrado por lo pies al caminar, en la mayoría
de casos, en vez de baldosas con relieves, se utilizan rejillas, los pisos de superficie dura, libres
de grietas, reducen las mermas; los pisos ásperos, especialmente los de concreto, retienen las
limaduras y se limpian con la ayuda de una aspiradora.
Unas pocas horas después de haber manipulado soluciones que contienen oro disuelto, el
principiante podrá observar la aparición de unas manchas de color púrpura en los dedos, estas
contienen cantidades pequeñas de oro, las salpicaduras producidas al calentar una solución,
también son causa de pérdidas de metales preciosos, se deben usar recipientes grandes para que
el líquido no quede en el borde.
Como puede apreciarse, los caminos por donde puede perderse el metal son muchos y muy
diversos, las pérdidas podrán reducirse pero difícilmente podrán evitarse totalmente, se deben
seguir métodos de trabajo muy estrictos, encaminados a reducir las mermas al máximo.[33]
23
Tabla 7. Contenidos típicos de oro para varios desechos
Mermas Porcentaje %
Joyas viejas 39 - 73
Oro dental 66
Desperdicio de los bancos de joyeros 19 - 52
Asentado en la trampa del lavamanos de joyeros 06-ago
Alfombra y pisos de madera 0,1 - 9
Crisoles viejos para fundir 0,8 - 5
Polvo que queda en las máquinas de pulir y
desperdicio que queda cuando se barre 0,5 - 5
Pulseras de reloj y oro variado de desperdicio 0,25 - 5
Estructura de lentes (seleccionados) 2 - 4
Papel esmerilado, suciedad del piso, cepillos y
otra suciedad de joyas 0,1 - 4
Metal electrónico seleccionado, pines, conectores, etc. 1
Tablas electrónicas y similares 0,007-0,03
Fuente: LOEWEN, Roland. Small scale refining of jewelers wastes. Unites States of America:
Ed. Met-Chem Research Inc. 1995. p. 333.
1.6. Recuperación del oro a partir de soluciones cianuradas
Cuando el oro forma parte de los complejos cianurados, existen los siguientes métodos para su
precipitación y posterior recuperación estos son:
Cementación con polvo de zinc (Proceso Merril-Crowe)
Cementación con aluminio
Adsorción con carbón activado
Intercambio iónico
Método de agua regia
1.6.1. Método Merril- Crowe. La concentración de metales es una alternativa muy eficiente y
de aplicación efectiva en la metalurgia del oro, esta se basa en la sustitución del zinc por el oro
disuelto en las soluciones de cianuro (Habashi, 1980), formando un precipitado o cemento que
luego será tratado por métodos pirometalúrgicos a fin de obtener el doré.
24
La reacción química total del desplazamiento del oro por zinc es:
Zn + Au (CN)2- + H2O = Au +Zn (CN)2
-4 + OH
- + ½H2 10
La adición de sales solubles de plomo, el uso de zinc en polvo y la desoxigenación de la
solución rica en oro, fueron incorporados en una técnica industrial para la recuperación del oro
de las soluciones cianuradas, denominado el proceso Merril – Crowe, desarrollado en Estados
Unidos (1887). [34]
1.6.1.1. Cementación. La cementación se define como la precipitación de un metal, desde una
disolución acuosa mediante otro metal, debido a que el metal precipitado se deposita sobre el
metal añadido, lo que hace posible que se realice esta operación es la diferencia de potencial
electroquímico que existe entre el elemento a cementar y la del agente cementante, el metal con
el potencial de oxidación más positiva, pasará a la solución y desplazará a un metal con un
potencial menos positivo, lo que permitirá determinar el medio cementante más óptimo.
En la cementación el metal que se reduce suele aparecer adherido sobre el reactivo que se
añade, el metal más noble es el que se cementa, como indica la serie electromotriz de metales
(tabla 7) en donde se aprecia a los elementos más nobles en la parte inferior y ascendiendo se
localizan los metales menos nobles (más activos).
Nernst estableció la teoría que permite clasificar a los metales de acuerdo a su presión de
disolución lo cual permite medir la tendencia de un metal para pasar a su forma iónica en
solución, dando como resultado la serie electromotriz.
25
Tabla 8. Serie electromotriz de metales
Serie electromotriz de metales a 25°C, 1 atm de
presión
Elemento E° V
Li -3,05
K -2,39
Na -2,71
Ca -2,76
Mg -2,37
Al -1,66
Mn -1,18
Zn -0,76
Cr -0,74
Fe -0,44
Cd -0,4
Ni -0,25
Sn -0,14
Pb -0,13
H 0
Cu 0,34
I 0,53
Hg 0,78
Ag 0,79
Pt 1,36
Br 1,08
Au 1,43
Fuente: BURNS, Ratch. Fundamentos de Química. Cuarta Edición. Perason Educación,
México 2003. p. 148.
El zinc ha sido utilizado desde el inicio del proceso de cianuración para la recuperación de oro
en solución, debido a su reactividad con el cianuro junto con su capacidad de llevar a cabo
reacciones de sustitución, puede ser utilizado para recuperar oro tras un proceso de adsorción
con carbón activado, o directamente tras la filtración de la solución cargada con oro, llamada
solución lixiviada, dependiendo de las condiciones del material y de la escala de la industria,
actualmente entre el 25 y 30% del oro del mundo sigue siendo recuperado mediante tratamiento
directo con zinc.
Es importante mencionar que la cementación con zinc sigue siendo la mejor opción bajo ciertas
condiciones de operación, como minerales con alto contenido de plata, materiales muy
Metales
activos
Metales
nobles
26
arcillosos, o una escala de producción no muy alta que justifique la inversión en
implementación de procesos con carbón activado.
En procesos rudimentarios a baja escala y con poco desarrollo tecnológico la cementación con
cinc se realiza utilizando viruta de cinc y la solución se añade sin ningún tipo de pretratamiento
para eliminar el oxígeno disuelto.
El zinc metálico precipita al oro y la plata de acuerdo a las siguientes reacciones: [35]
2NaAu(CN)2 + Zn →Na2Zn(CN)4 + 2Au 11
2NaAg(CN)2 +Zn →Na2Zn(CN)4 +2Ag 12
1.6.1.2. Factores que afectan la cementación. Entre los principales tenemos: el área superficial
por unidad de masa, su influencia se debe a la utilización de polvo o virutas y las dimensiones
de las mismas, el polvo de zinc tiene un área superficial de varios cientos de veces superior al de
las virutas y las impurezas que puede haber en el zinc también afectan al proceso por reacciones
paralelas o causar pasivación.
El zinc puede disolverse en la solución de cianuro y, consecuentemente, a mayor cantidad de
iones de zinc en solución, menor será la cantidad disponible del zinc metálico, muy altas
concentraciones de éste hacen que se forme hidróxido de zinc con mayor facilidad y de este
modo se tenga nuevamente una pasivación de la reacción.
La temperatura es otro factor importante en el proceso, altas temperaturas determinan una
menor concentración de oxígeno disuelto en la solución, la presencia de oxígeno disuelto afecta
la cementación, pues la reducción del oxígeno compite con la reducción del oro, este efecto es
significativo para concentraciones de oxígeno mayores a 1 mg/L, valores altos de oxígeno
disuelto favorecen la redisolución en cianuro del oro ya precipitado y la formación de óxido
hidratado de zinc, también conocido como precipitado blanco.
El pH óptimo de la solución con que se trabaja está en un rango entre 10 y 11.9. Sin embargo,
investigaciones recientes muestran que variaciones de pH en un rango entre 9 y 12 no son
significativas para la cementación, sin embargo se debe tener precaución ante la posible
liberación de cianuro de hidrógeno, HCN, por lo que se debe trabajar con un pH aproximado de
11.5, el cual viene dado directamente tras el proceso de lixiviación, si esto no sucede se debe
27
añadir una agente alcalino para incrementar el pH, además ayuda a prevenir la formación de
hidróxido de zinc, pasivante de la reacción.
Finalmente, es necesario mencionar la importancia de la presencia de iones en solución, el
plomo, comúnmente encontrado en estas soluciones, tiene un efecto positivo, forma una película
metálica creando un par galvánico, activando la superficie del zinc, frecuentemente se debe
añadir cantidades entre el 5 y 10% en peso del zinc añadido. [36]
1.6.2. Precipitación con aluminio. El oro en solución cianurada alcalina, se precipita por el
aluminio metálico, pero en menos escala que la plata, esto se puedo apreciar en las siguientes
reacciones:
3NaAu(CN)2 + 3NaOH + Al → 3Au + 6NaCN + Al(OH)3 13
3NaAg(CN)2 + 3NaOH + Al → 3Ag + 6NaCN + Al(OH)3 14
Conviene que la disolución a precipitar no contenga cal, pues en este caso se precipitara el
aluminato de cal a expensas del aluminato de sosa, compuesto que complica y dificulta bastante
la fusión posterior del precipitado argentífero y aurífero.
La circunstancia de que el polvo de aluminio se emulsiona muy lentamente y por lo tanto la
precipitación de los metales preciosos no es tan rápida como con el zinc y además el precio
relativamente elevado de aquel, han hecho que se use este procedimiento muy raras veces, y
solo en algunos casos en que se trate de muestras muy argentíferas, pues hay que tener en cuenta
que el aluminio precipita cuatro veces su peso de plata. [37]
El proceso de precipitación de Au con Al a presión atmosférica es factible controlando las
condiciones de operación, ya que se pueden lograr recuperaciones de hasta 86.5% con un pH de
12.5, la cementación de Au con Al tiene mucho en común con la de Zn, las diferencias se deben
a la inherente naturaleza de los reductores por tal motivo en la tabla 9 se analizan las ventajas y
desventajas desde esta perspectiva. [38]
28
Tabla 9. Ventajas y desventajas de la precipitación con aluminio
Ventajas Desventajas
Se lleva a cabo a presión atmosférica en
condiciones estáticas y a pH apropiado, en 1
hora se alcanza la máxima extracción.
No hay actualmente aplicaciones a nivel industrial
por lo que falta mucha investigación experimental
para llevar el método a dicha escala.
No requiere un tamaño muy fino del
cementante por lo que es una operación
económica.
La presencia de calcio (Ca2+) podría pasivar la
superficie del cementante y enturbiar la solución
residual.
No requiere una posterior filtración lo que
aumenta la simplicidad del proceso.
Es una operación más lenta que el proceso de
cementación usando Zn como reductor.
No es necesaria la extracción de O2 de la
solución por la naturaleza de fuerte reductor
que tiene el Al.
No aplica
Se tiene un precipitado puro y fácil de
separar y el Al residual puede reactivarse y
volverse a utilizar.
No aplica
A pH > 12.5 no es necesario el CN־ libre ni
una cantidad elevada de reductor. No aplica
1.6.3. Método de intercambio iónico. La nueva tecnología con mayor atención es el uso de
resinas de intercambio iónico para la recuperación de oro en soluciones cianuradas, su
desarrollo fue en Rusia, adaptándose a plantas de cianuración obteniendo buenos resultados, las
resinas son compuestos macromoleculares que constituyen la mayor parte de los
intercambiadores iónicos, son geles formados por, un ion insoluble, al que están asociados iones
de cara opuesta los cuales se intercambiaran, las resinas con estructura de red macromolecular
son preparadas con solventes, para la extracción de oro, ya que proveen mayor superficie para el
intercambio y tienen una alta resistencia mecánica.
A medida que la disolución pasa a través de la resina, los iones presentes desplazan a los que
estaban originalmente en los sitios activos, la eficiencia del proceso depende de factores como
la afinidad de la resina por un ion en particular, el pH de la disolución, la concentración de iones
y la temperatura.
La química de recuperación de este proceso se basa en el uso de resinas base fuerte o base débil,
las resinas base fuerte son menos selectivas, adsorben oro y plata, pero también atrapan
29
impurezas como cobre y zinc, en cambio las resinas base débil son mucho más selectivas para
adsorber oro y plata.
Las resinas aniónicas de base fuerte al estar en contacto con la solución de lixiviación extraen al
anión Au(CN)2 - por intercambio con el contra-ion (X-) y la formación de un par iónico, esta
reacción no depende del pH.
NR3+ X- + Au(CN)2
- ↔ NR3+ Au(CN)2- + X-
15
En la re-extracción se requiere que el Au(CN)2- extraído sea descargado, revirtiendo el
equilibrio alcanzando intercambio iónico (desplazamiento) con un anión, debido a que el
complejo de aurocianuro se carga fuertemente sobre la resina para poder revertir el equilibrio, la
actividad del anión sustituido debe incrementarse adicionando un solvente polar orgánico para
revertirse durante la extracción o por la conversión de los iones metálicos en complejos no
aniónicos.
La elución dependerá del tipo de resina que se haya utilizado, se han encontrado resultados
favorables para despojar al Au(CN)2 - de resinas base fuerte utilizando una solución concentrada
de Zn(CN)4. [39]
1.6.4. Adsorción del oro por carbón activado. Este proceso se basa en la capacidad de ciertas
sustancias sólidas para retener preferencialmente a especies iónicas o moleculares a partir de
una disolución, adsorbe determinados aniones metálicos sobre los lugares de intercambio iónico
de la superficie del carbón cuando se pone en contacto con una solución lixiviada.
El mecanismo de adsorción se presenta cuando los átomos de carbono pierden electrones y
quedan cargados positivamente, para mantener la neutralidad eléctrica, atraen hidroxilos
adsorbiéndolos.
Cuando este carbón se pone en contacto con la disolución acuosa que contiene los iones
metálicos tiene lugar la reacción en la que los iones hidroxilo se intercambian con dichos iones
metálicos, y es la siguiente:
COH ads + Au (CN)2 aq = C Au (CN)2 ads + OH- 16
La adsorción con carbón activado se puede realizar por tres métodos:
30
Carbón en pulpa (CIP): primero se cianura y posteriormente, en otros tanques, se adsorbe el
aurocianuro sobre el carbón.
Carbón en lixiviación (CIL): la disolución con cianuro y la adsorción con carbón activo tiene
lugar al mismo tiempo en los mismos tanques.
Carbón en lixiviación con oxígeno (CIL O): igual que el anterior, introduciendo además
oxígeno para mejorar las condiciones lixiviantes del cianuro.
Para comprender cada etapa del proceso se representa en la figura 1. [40]
Figura 1. Diagrama de flujo del proceso por carbón activado
1.6.5. Método de agua regia. La disolución de oro con agua regia es una técnica que se conoce
desde hace muchos años atrás, este proceso fue ampliamente estudiado y fundamentalmente
aplicado a la refinación química del oro, en particular de los bullones con alto contenido de oro
y bajas proporciones de plata.
A la solución cianurada se debe someter a la evaporación total del líquido para obtener residuos
sólidos, cuyo contenido de metal precioso se recupera por disolución con agua regia. (41)
31
1.6.5.1. Mezclado con agua regia. Este y muchas de las operaciones descritas aquí se llevan a
cabo bajo una campana eficiente en la extracción de vapor, el agua regia en una combinación de
ácido nítrico y ácido clorhídrico (llamado a veces ácido muriático). Es preparada mezclando un
volumen de ácido nítrico concentrado con 4½ volúmenes de ácido clorhídrico concentrado, esta
mezcla es bastante estable y durará por muchos meses.
Otra forma de mezcla es la preparación con un volumen de ácido nítrico y tres volúmenes de
ácido clorhídrico, esto reduce parte del trabajo y el gasto del tratamiento posterior de agua, esta
mezcla es auto destructivo sobre un período de tiempo, el agua regia se mezcla vertiendo los
ácidos juntos o puede agregar primero el ácido clorhídrico y luego el ácido nítrico.
1.6.5.2. Digestión del desperdicio. El desperdicio se coloca en un recipiente al cual se añade
agua regia, la cantidad requerida depende de cantidad y calidad del metal presente, ha sido
encontrado que de 3 a 5 litros de agua regia se requieren por kilo de desperdicio.
El contenedor puede calentarse para que aumente la velocidad de la reacción, generalmente el
agua regia fría trabaja lentamente pero cerca de 60°C es muy activa. [42]
Dado que el agua regia caliente es un poderoso agente oxidante, cuando se añade sobre los
residuos de oro origina la inmediata emisión de abundantes gases NO2 (color pardo) y Cl2 y la
oxidación de los elementos metálicos de acuerdo a la reacción 17.
6HCl + 2HNO3 + Au = AuCl4− + 2NO2 + Cl2(g) + 2H2O + 4𝐻+ 17
El proceso redox completo que tiene lugar se puede escribir mediante las semireacciones:
Au − 3e− → Au3+ 18
HNO3 + H+ + 1e− → NO2 (g) + H2O 19
No obstante el proceso redox no resulta ser tan simple como se describe en la reacción 17, la
mezcla de ácido nítrico con un exceso de ácido clorhídrico concentrado conlleva la formación
del cloruro de nitrosilo (20), el cual se piensa que es el principal agente en el agua regia y que se
descompone por reacción con el oxígeno atmosférico.
HNO3 + HCl → NOCl + Cl2(g) + 2H2O 20
32
NOCl + 12⁄ O2 → NO2(g) + 1
2⁄ Cl2(g) 21
De este modo, las fases gaseosas que se originan en la reacción 21, proceden tanto de la
reacción redox ocurrida entre las especies Au y NO3- como la descomposición del NOCl.
La presencia de iones Au3+ en la disolución es identificada por la aparición del característico
color amarillo intenso del complejo AuCl4-.
HAuCl4 = H+ + AuCl4 – 22
AuCl4 = AuCl3 + Cl – 23
Cuando la aleación de oro contiene cerca de 8 o 10% de plata se forma una capa adhesiva de
cloruro de plata y “protege” al metal de la disolución, el oro verde es mucho más alto en el
contenido de plata y es esencialmente insoluble en agua regia, para solucionar el problema se
debe fundir y diluir con cobre. Cuando el contenido de oro en el desperdicio es menor que 30%
cualquier plata y cobre presente en la aleación se puede disolver con ácido nítrico.
Sin embargo los haluros de cobre que se forman durante la reacción son más difíciles de
identificar, el fuerte agente oxidante utilizado permite, sin duda, la formación de iones Cu2+, los
cuales aparecen formando el complejo CuCl42- de color verde. Sim embargo, al finalizar la
reacción redox, no se observa ningún cambio de coloración en la disolución amarilla, lo que
indica la ausencia de iones Cu2+ en la misma. Probablemente, esta evidencia tan solo pueda ser
nítidamente observada cuando la cantidad inicial de cobre en la aleación de oro sea
suficientemente grande.
Por otra parte, también es conocido que el cobre metálico es atacado por el ácido clorhídrico
concentrado dando lugar a iones Cu+, los cuales rápidamente complejan con el ion cloruro para
formar el precipitado CuCl, de color blanco. Este haluro cuproso posee una baja solubilidad,
que se incrementa por exceso de iones haluro, con lo que ocurre la formación de las especies
CuCl2- y CuCl32- en disolución. Por tanto ambas posibilidades pueden ser consideradas, es decir,
la presencia de cobre en la disolución o como precipitado. [43]
En la práctica es preferible agregar agua regia al lote en dos o tres adiciones separadas, cerca de
tres cuartos de la cantidad de agua regia es agregado y la mezcla se mantiene por algún tiempo,
la agitación ocasional es buena, especialmente con materia finamente dividida.
33
Suficiente agua regia se debe agregar para disolver todo el oro, sin embargo el exceso de agua
regia que se requiere para lograrlo luego tiene que ser removido ya que se debe evitar que
queden excesos de ácido nítrico.
1.6.5.3. Filtrado. El agua regia ahora contiene varios cloruros de metal en la solución y el
cloruro insoluble de plata así como también mucha materia no deseada en el sedimento y esta
mezcla se debe enfriar y luego ser filtrada, la razón para enfriarse es que el cloruro de plata,
aunque bastante insoluble en el agua, es levemente soluble en ácidos fuertes y esta solubilidad
disminuye en ácidos fríos.
La presencia del plomo en el oro metálico es una cuestión grave, más del l0% de plomo produce
oro quebradizo, la adición de ácido sulfúrico es sugerida como una parte del agua regia original.
Todos los sólidos se deben lavar en el filtro con un poco de agua caliente, cuando el filtrado es
completo el papel y el lodo deben ser lavados repetidamente con pequeñas cantidades de agua
caliente.
El líquido filtrado es generalmente de color verde claro, debido al níquel y al cobre. Si
solamente estuviera presente cloruro de oro, sería amarillo.
1.6.5.4. Eliminación del ácido nítrico. El exceso de agua regia que se agregó para asegurar la
solución completa de todo el oro, debe ser eliminado para permitir que el oro sea precipitado, el
procedimiento clásico para la eliminación del ácido nítrico es ebulliendo repetidamente a la
sequedad cercana con la adición de ácido clorhídrico con algo de ácido sulfúrico cerca del fin,
esto es un proceso largo y molesto y requiere de paciencia. [44]
Una modalidad para evitar esta etapa de eliminación de exceso de ácido nítrico es la adición de
urea que destruye el exceso de HNO3 y eleva el pH de la solución alrededor de pH 4. [45]
La reacción es:
6HNO3 + 5CO(NH2)2 = 8N2 + 5CO2 + 13H2O 24
1.6.5.5. Precipitación del oro. Después que la reacción química ha culminado, se deja
sedimentar la solución por varias horas, el oro en solución en la forma de cloruro áurico es
precipitado selectivamente separándolo de las impurezas de que puede estar acompañado, para
ello puede utilizarse uno de los siguientes métodos, eligiendo el más favorable en términos
económicos y técnicos.
34
Las sustancias con que se puede precipitar el oro de la solución cloruro áurico, son las
siguientes: ácido sulfuroso (H2SO3), ácido oxálico (C2H2O4), ácido hipofosforoso (H3PO2),
ácido fórmico (CH2O2), anhídrido sulfuroso (SO2), bisulfito de sodio (NaHSO3), cloruro ferroso
(FeCl2), nitrito de sodio (NaNO2), peróxido de hidrógeno (H2O2), sulfato ferroso (FeSO4),
tricloruro de titanio.
Para la elección de un proceso en particular es necesario tener en cuenta el estado físico de los
residuos, ya que estas pueden ser solidas o liquidas.
Precipitación con ácido sulfuroso: La precipitación con ácido sulfuroso provee una buena
separación de oro de soluciones que contengan pequeñas cantidades de paladio y platino, y
grandes cantidades de metales bases que usualmente están presentes en las aleaciones de oro.
Cantidades de platino como 25 a 100 mg/l contaminarán el oro precipitado, por otro lado
grandes cantidades de paladio puede ser tolerable; pero para obtener resultados más precisos
el oro precipitado será re disuelto nuevamente, la reacción que ocurre en el proceso de
precipitación del oro es:
2HAuCl4 + 3H2SO3 + 3H2O → 2Au + 3H2SO4 + 8HCl 25
Requiriéndose 0,62 g de H2SO3 para precipitar un gramo de oro.
Precipitación por medio del ácido oxálico: El ácido oxálico se encuentra en el mercado, ya
sea de grado analítico o de grado comercial, usándose ésta última por conveniencia
económica.
La solución que contiene el cloruro áurico, debe tener una concentración no mayor de 50
gramos de oro por litro.
La reducción del oro se realiza en caliente y preferentemente cerca del punto de ebullición,
la reacción que ocurre es la siguiente:
2HAuCl4 + 3C2H2O4 → 2Au + CO2 + HCl 26
Requiriéndose 0,68 g de C2H2O4 para precipitar un gramo de oro, pero experimentalmente se
usa casi el doble, 1,2 g de ácido oxálico por un gramo de oro.
35
Precipitación con bisulfito de sodio: En este proceso se elimina la etapa de eliminación del
exceso de nítrico mediante vaporización sucesiva, la precipitación del oro se logra por la
adición de bisulfito de sodio en una proporción superior a la resultante del cálculo
estequiométrico, la reacción que ocurre es la siguiente:
2HAuCl4 + 3NaHSO3 + 3H2O → 2Au + 8HCl + 3NaHSO4 27
La evolución de gases en esta etapa es producto de la descomposición del bisulfito de sodio,
2NaHSO4 - →Na2SO4 + H2O + SO3 28
Requiriéndose 0,79 g de NaH2SO3 para precipitar un gramo de oro.
Precipitación con nitrato de sodio: Este método se lo utiliza para una solución de cloruro
áurico, libre de iones nitrato y con posible presencia de metales del grupo del platino los
cuales permanecerán en solución.
En la operación, primeramente, el oro es precipitado con nitrito de sodio a pH 1.5 y luego
mediante el ajuste a pH 8 se precipitan como hidróxidos el oro, cobre, zinc, níquel e indio, de
los cuales, el oro es removido mediante la disolución con ácido clorhídrico. [46]
Precipitación con sulfato ferroso heptahidratado: El método clásico de reducir el cloruro
áurico de la solución a oro sólido es añadir caparrosa a la solución, la razón para usar
caparrosa es que es un reductor menos agresivo y con lo cual sale el platino en un estado
químico fácilmente convertible a una condición insoluble, el dióxido de azufre y los sulfitos
tienden a reducir el componente de platino posteriormente a un estado soluble. [47]
En este proceso la disolución de Au3+ se mezcla con la disolución de Fe2+, ocurre un proceso
redox en el que los iones trivalentes de oro son reducidos a su estado metálico, aun
suponiendo la presencia de iones de cobre en la disolución, estos no interferirán ni
coprecipitarán junto con el Au elemento, ya que su poder oxidante no resulta lo
suficientemente fuerte para favorecer la oxidación de los iones de Fe2+
La aparición del tricloruro de hierro origina un color rojo oscuro en la solución.
HAuCl4 + 3FeSO4. 7H2O → Au (s)
+ Fe2(SO4)3 + FeCl3 + HCl + 21H2O 29
36
Este proceso redox selectivo, representado en forma simplificada en la reacción 29, origina
oro metálico puro cuya apariencia resulta ser la de un material pulverulento de color ocre. [48]
1.6.5.6. Filtración. Cuando se desea eliminar el oro de la solución se debe dejar reposar,
preferiblemente toda la noche, aunque el oro es pesado y la mayoría de lo que está se asienta
rápidamente, algunas partículas son muy pequeñas y requieren tiempo para ir al fondo.
Para facilitar la filtración se puede decantar y sólo las pocas pulgadas cerca del fondo se ponen
en el filtro, en ocasiones raras, la solución de la superficie del recipiente tiene oro disuelto de la
parte inferior.
1.6.5.7. Fundición del oro. El papel filtro y el oro se ponen en un crisol, se añade un poco de
alcohol industrial para quemar el papel filtro, y con el soplete se comienza a fundir se agrega
una cantidad pequeña de nitrato de sodio y a veces un poco de bórax.
El oro y cualquier escoria se vierten juntos en un molde, la escoria se separa fácilmente cuando
se enfría, el ácido sulfúrico diluido quita las trazas de la escoria adherida. [49]
1.6.6. Prueba de presencia de oro con sulfuro de sodio. La prueba del sulfuro es una prueba
cualitativa que sirve para identificar la presencia o ausencia del oro en las soluciones
cianuradas. Se sigue el siguiente procedimiento.
Tomar una muestra de solución clara o filtrada del tanque de cianuración
Agregar unas 2 o 3 gotas de sulfuro de sodio (20%)
Si aparece un color café o negro indica alta presencia de oro en solución, si el color tiende a
blanco lechoso indica la presencia de alta plata. [50]
1.7. Recuperación del oro de los residuos sólidos
Cuando el oro forma parte de residuos sólidos, existen los siguientes métodos para su
recuperación estos son:
Método de agua regia
Método artesanal
37
1.7.1. Recuperación con agua regia. Este procedimiento también puede ser aplicado para la
recuperación de oro fino, a partir de basuras de joyería en sus diversas leyes (10, 14, 18 y 20
quilates), para este trabajo se deben considerar varias precauciones en su clasificación y a partir
de ello, previo a la disolución con agua regia, someter a una adecuada preparación de la basura
esponjosa.
La etapa de preparación comprende a la calcinación de los residuos, donde el volumen se
reduce hasta aproximadamente un 10 % del original y el peso oscila entre el 60 – 70 % respecto
al total, y a la operación de separación de los residuos de hierro y acero (dientes de sierra,
polvillo de limas, etc.) por separación magnética con un imán.
Si el desperdicio es limadura y polvo proveniente de los bancos de los joyeros, el agua regia
reaccionará muy rápidamente y puede sobre ebullir, así que el ácido se debe agregar lentamente
y con cuidado, si el desperdicio está en forma de joyería vieja o metal u otros pedazos grandes,
la reacción será más lenta, se debe tener cuidado ya que la reacción es a menudo bastante lenta
al inicio y después de algunos minutos llega a ser muy activa. [51]
El proceso del agua regia es exactamente igual al descrito en la sección 1.6.5.
1.7.2. Recuperación artesanal. En las joyerías al trabajar el oro, se producen recortes de este
material y limalla. Los recortes y la limalla se recuperan para ser fundidos y así utilizarlos
nuevamente, los recortes de este metal se recuperan directamente, dado su tamaño, y pueden ser
fundidos con la limalla o aparte.
Para la recuperación de la limalla, se sigue el siguiente procedimiento, se recoge perfectamente
el cajón con el cepillo y se separan de la limalla con las pinzas, los recorte producidos al cortar o
aserrar el material, la limalla se extiende sobre un papel fuerte y se pasa un imán por encima
para extraer todas las partículas de hierro, se sopla la limalla suavemente, luego se coloca la
limalla en un recipiente metálico y se calienta por la parte inferior hasta que deje de salir humo,
se aplasta la limalla con un martillo para eliminar todas las granulaciones que hayan podido
quedar, se coloca nuevamente la limalla en el papel y se pasa nuevamente el imán. Se pesa la
muestra, el bórax y el nitrato de sodio en proporciones previamente establecidas y se mezclan
muy bien, se coloca la mezcla en un crisol y se le aplica suavemente la llama del soplete, para
evitar pérdidas del material por salpicaduras, luego se aumenta la intensidad de la llama y se
mantiene así hasta que deje de burbujear la mezcla., la temperatura se mantiene
aproximadamente en 1000°C, continuar el proceso de fusión con llama alta hasta recoger todas
38
las partículas de oro presentes, arrastrándolas hacia el fondo del crisol, se realiza el colado de la
mezcla resultante en una lingotera, en la cual se separa la escoria del bullón de oro y finalmente
se pesa. [52]
1.7.3. Prueba de púrpura de cassius. La púrpura de Cassius es un método de ensayo
cualitativo, fácil y seguro que permite identificar si la solución de tetracloroaurato (III) de
hidrógeno contiene oro.
1.7.3.1. Primer método
Se toman de tres a cinco gotas de la solución de muestra a analizar y se introducen en uno de
los tubos de ensayo.
Al mismo tubo de ensayo, que contiene las gotas de muestra, se le añaden 2 o 3 ml de ácido
clorhídrico, químicamente puro.
Se sujeta el tubo de ensayo con la ayuda de la pinza e inclinando el tubo unos 45°, se calienta
el líquido por medio de una llama, hasta ebullición.
Dejar hervir durante unos 15 a 30 segundos y a continuación, dejar en reposo.
Tomar el otro tubo de ensayo e introducir en el mismo 0.5 gr de cloruro estañoso, añadir 3
ml de ácido clorhídrico y agitar hasta la total disolución del cloruro estañoso.
Mezclar las soluciones de los dos tubos de ensayo y agitar un poco.
El cloruro estañoso precipita al oro según la siguiente reacción:
2AuCl3 + 3SnCl2 → 3SnCl4 + 2 Au 30
El color de la mezcla varía según el contenido de oro. Si el contenido de oro es nulo, el color no
cambia y queda claro y transparente, si la solución contiene oro, el color cambia al púrpura,
siendo el color más intenso cuando mayor sea el contenido de oro. [53]
1.7.3.2. Segundo método
Disolver 40 gramos de cloruro estañoso en 100ml de ácido clorhídrico, almacenar en envases
de vidrio y emplear dentro de tres meses de preparado (54) o disolver 4 gramos de estaño en
10 ml de ácido clorhídrico y dejar unas horas para que actué, aunque el estaño no esté
completamente disuelto horas después la solución está lista para su uso. Esta solución
detectora de oro caduca 72 horas después de su fabricación.
39
Para comprobar la presencia de oro en la muestra de solución cianurada, se pone una gota de
la solución cianurada sobre un trozo de papel higiénico o se sumerge un pedazo de algodón y
encima se aplica una gota de solución detectora de oro, si el papel se pone negro, morado o
marrón obscuro entonces podemos estar seguros de que tenemos oro, si el papel se pone
negro después de la prueba pero unas horas después se vuelve claro entonces es una prueba
falsa y no hay oro en la solución. (55)
40
2. PARTE EXPERIMENTAL
La investigación desarrollada está orientada a dar solución técnica a las actividades artesanales
de la Joyería “Esmeralda” en lo relacionado a la recuperación del oro residual, tanto de residuos
líquidos (soluciones cianuradas), como de residuos sólidos, y mejorar las condiciones
económicas de dicha joyería.
Se desarrollaron dos métodos para la recuperación de oro de soluciones cianuradas y dos
métodos para la recuperación de oro de los residuos sólidos, explicados a continuación. Estos
métodos están basados en procesos de oxidación y reducción, además se evaluó la sustitución de
reactivos químicos controlados por el CONSEP por productos comerciales que pueden ser
adquiridos con facilidad por el artesano joyero, se determinó la pureza del oro obtenido
mediante la medición del quilataje y a la vez se calculó la utilidad para cada proceso de
recuperación.
2.1. Oro en solución cianurada.
Las soluciones cianuradas se obtienen como producto del proceso de limpieza y
abrillantamiento del oro por el método conocido como el bombazo o explosión. Este
procedimiento siempre se los realiza de la misma forma, por lo que la cantidad de oro perdido
será similar para cada explosión, entonces no es necesario realizar un análisis de oro de la
solución inicial para poder realizar la recuperación.
Para la recuperación de oro de las soluciones cianuradas, se realizó ensayos con los siguientes
métodos de recuperación:
Método de agua regia
Método de precipitación
41
2.1.1. Método de agua regia. Este método consiste en evaporar el líquido de la solución
cianurada y los sólidos obtenidos reaccionan con al agente oxidante (agua regia), luego se
procede a filtrar la solución, el precipitante obtenido se guarda para una posterior recuperación
de plata, a la solución filtrada se añade el precipitante, se deja en reposo por 8 horas y se vuelve
a filtrar, el precipitado obtenido se funde con la mezcla fundente (bórax y nitrato de sodio) hasta
obtener oro metálico.
Se realizó ensayos con agua regia A formada por ácido clorhídrico y ácido nítrico y agua
regia B formada por ácido muriático y ácido nítrico, para comparar la eficacia de estos dos
reactivos, debido a que el ácido clorhídrico es un reactivo controlado por el CONSEP, y su
venta es restringida y los artesanos no podrían adquirirlo, entonces la alternativa que
propongo es reemplazarlo por el ácido muriático.
Se realizó ensayos cambiando el tipo de precipitante, se trabajó con bisulfito de sodio y
sulfato ferroso heptahidratado.
Se realizó ensayos para determinar si es necesaria la adición de urea para neutralizar el
exceso de ácido nítrico que se añadió al inicio.
Agente oxidante Agua regia B
(Ácido muriático
+ ácido nítrico)
Agua regia A
(Ácido clorhídrico
+ ácido nítrico)
Tipo de
precipitante
Bisulfito de
sodio
Sulfato
ferroso
Neutralización
del ácido nítrico
Adición de
urea
Sin adición
de urea
42
De acuerdo a las condiciones necesarias para el método de agua regia, se desarrolló el
siguiente esquema.
Figura 2. Esquema para el método de agua regia.
Variables independientes
Agente oxidante (agua regia)
Tipo de precipitante (bisulfito de sodio o sulfato ferroso)
Variables dependientes
Porcentaje de recuperación de oro (p/p)
Quilataje del oro (kts)
Agua regia A
Bisulfito de sodio
Sulfato ferroso
Sin urea
Adición de urea
Sin urea
Agua regia B
Bisulfito de sodio
Sulfato ferroso
Adición de urea
Adición de urea
Muestra de
solución
cianurada
(ácido clorhídrico
+ ácido nítrico)
(ácido muriático
+ ácido nítrico)
Adición de urea
43
2.1.1.1. Diagrama de flujo.
Figura 3. Diagrama de flujo del método de agua regia para la solución cianurada
2.1.1.2. Procedimiento.
a) Tomar 100 ml de solución cianurada y colocar en un vaso de precipitación.
b) Calentar la muestra hasta su total evaporación, hasta obtener residuos sólidos.
c) Dejar enfriar y a los residuos sólidos obtenidos agregar agua regia en pequeñas porciones y
calentar la muestra gradualmente hasta aproximadamente los 85 °C.
d) Agitar suavemente, enfriar y filtrar.
e) Lavar los insolubles con HCl ligeramente calentado y luego con agua destilada caliente.
f) A la solución filtrada añadir urea hasta que ya no produzca efervescencia o hasta que el pH
se eleva a 2.
g) Agitar la solución y añadir lentamente el precipitante.
h) Dejar en reposo por 10 hora y filtrar
i) Lavar los insolubles con HCl y finalmente con agua destilada caliente.
j) Realizar la prueba de la púrpura de cassius al líquido, para asegurar que se precipitó todo el
oro.
k) Secar y fundir el sólido en un crisol, empleando fundentes y un soplete a gasolina.
l) Repetir el procedimiento cambiando el precipitante y el agente oxidante.
Neutralización
Residuos Líquidos
Evaporación
Disolución con
Agua Regia
Insolubles más
metales disueltos
Filtración y
Lavado
Sólidos
Solución con
AuCl3 y CuCl2
Urea
Vapor de agua
NO2(g), Cl2(g)
HCl diluido
Agua Caliente
Filtración
Solución de AuCl3
Precipitación
Filtración
“Cemento”
Au metálico
Secado y Fusión
Lavado con
agua caliente
Precipitante
Solución
Residual
44
2.1.1.3. Sustancias y Reactivos.
Ácido Nítrico HNO3 (67%)
Ácido Clorhídrico HCl (37%)
Ácido Muriático HCl (27%)
Bisulfito de Sodio NaHSO3
Sulfato Ferroso heptahidratado 𝐹𝑒𝑆𝑂4.7𝐻2𝑂
Urea 𝐶𝑂(𝑁𝐻2)2
Agua Destilada H2O
Bórax Na2B4O7·10H2O
Nitrato de Sodio Na2NO3
Alcohol Industrial C2H4OH
Cloruro Estañoso SnCl2
Muestra de solución cianurada
2.1.1.4. Equipos.
Balanza Analítica Rango:0-220 g Ap.:±0.0001 g
Estufa Rango:0-220 °C
Medidor de pH
Termómetro Rango:0-300°C Ap.:±0.1 °C
Soplete a gasolina
Campana de Extracción.
2.1.1.5. Materiales
Pipeta V=10 ml Ap.:±1 ml
V=1 ml Ap.:±0.1 ml
Vaso de precipitación V=250 ml Ap.:±50 ml
V=1000 ml Ap.:±100 ml
Balones de Aforo V=100 ml
Embudos
Matraz Erlenmeyer V=300 ml Ap.:±50 ml
Tubos de Ensayo
Gradilla
Papel Filtro
45
Agitador magnético con sistema de calentamiento
Guantes de látex
Mascarilla
Crisol
2.1.2. Método de cementación o precipitación: Este método consiste en calentar la solución
cianurada aproximadamente 70 °C para eliminar los gases disueltos en la solución, se adiciona
el agente alcalino y el precipitante, se agita suavemente para evitar la introducción de aire, se
tapa y se deja reposar por 24 horas, el sólido precipitado se separa de la solución por filtración y
se lo lava con agua caliente, se seca el sólido y se lo funde añadiendo una mezcla fundente
conformada por bórax y nitrato sodio, hasta obtener oro metálico.
Se realizó ensayos con una solución 1.5 N hidróxido de sodio y lejía, para comparar la
eficacia de estos dos reactivos, ya que el hidróxido de sodio es un reactivo controlado por el
CONSEP, y su venta es restringida y los artesanos no podrían adquirirlo, entonces la
alternativa que propongo es reemplazarlo por lejía.
Se realizó ensayos cambiando el tipo de precipitante, se trabajó con zinc y aluminio
`
De acuerdo a las condiciones necesarias para el método de precipitación, se desarrolló el
siguiente esquema.
Figura 4. Esquema para el método de precipitación
Agente alcalino Hidróxido
de sodio Lejía
Precipitante Zinc Aluminio
NaOH
Zinc
Aluminio
Zinc
Aluminio
Lejía
Muestra de
solución cianurada
46
Variables independientes
Agente alcalino (hidróxido de sodio o lejía)
Precipitante (zinc o aluminio)
Variables dependientes
Porcentaje de recuperación del oro (p/p)
Quilataje del oro (kts)
2.1.2.1. Diagrama de Flujo.
Figura 5. Diagrama de flujo del método de cementación o precipitación
2.1.2.2. Procedimiento.
a) Tomar 100 mililitros de la muestra y colocarlo en un recipiente de vidrio.
b) Calentar la muestra sin llegar a la ebullición a unos 75 °C.
Residuos líquidos
Calentamiento Aire
Precipitación NaOH o sello rojo
Al, Zn
Filtración Liquido Residual
Primer Lavado H2O caliente
Segundo Lavado HNO3
Tercer Lavado
Secado
Fundición Bórax
Nitrato de Sodio (Nitro)
Au metálico
Au precipitado
H2O
47
c) Colocar un agente alcalino para aumentar el pH
d) Agregar el 1% en peso de acetato de plomo solo en relación al peso del zinc.
e) Adicionar el precipitante, agitar suavemente y tapar.
f) Dejar en reposo por 24 horas y separar el sólido precipitado.
g) Lavar el sólido con agua caliente y luego con ácido nítrico diluido.
h) Enjaguar el sólido con agua destilada.
i) A la solución filtrada realizar la prueba del sulfuro de sodio para determinar si se precipitó
todo el oro.
j) Secar y fundir el sólido en un crisol, empleando fundentes y un soplete a gasolina.
k) Pesar el bullón y determinar su quilataje.
l) Repetir el proceso cambiando el precipitante y el agente alcalino.
2.1.2.3. Sustancias y Reactivos.
Zinc Zn (s)
Aluminio Al (s)
Ácido Nítrico HNO3 (67%)
Ácido Sulfúrico H2SO4
Agua Destilada H2O
Sello rojo NaOH (S)
Hidróxido de Sodio NaOH (S)
Bórax Na2B4O7·10H2O
Nitrato de Sodio Na2NO3
Gasolina
Sulfuro de Sodio Na2S
Muestra de solución cianurada
2.1.2.4. Equipos
Balanza Analítica Rango:0-220 g Ap.:±0.0001 g
Estufa Rango:0-220 °C
Termómetro Rango:0-300°C Ap.:±0.1 °C
Soplete a gasolina
Campana de Extracción
48
2.1.2.5. Materiales
Pipeta V=10 ml Ap.:±1 ml
V=1 ml Ap.:±0.1 ml
Vaso de precipitación V=250 ml Ap.:±50 ml
Embudo
Matraz Erlenmeyer V=300 ml Ap.:±50 ml
Papel Filtro
Agitador magnético con sistema de calentamiento
Varillas agitadoras
Guantes de látex
Mascarilla
Crisol
Pinza
2.2. Oro en residuos sólidos
Los residuos sólidos se obtienen como resultado de los procesos mecánicos aplicados en la
fabricación de joyas tanto de oro como de plata. Estos procesos pueden ser: limado, cortado,
fresado, grabado, pulido, laminado, estirado, soldado, etc.
Para la recuperación de oro de las soluciones cianuradas, se realizó ensayos con los siguientes
métodos de recuperación:
Método de agua regia
Método artesanal
2.2.1. Método de agua regia. Este método consiste en hacer reaccionar los sólidos con al
agente oxidante (agua regia), luego se procede a filtrar la solución, el precipitante obtenido se
guarda para una posterior recuperación de plata, a la solución filtrada se añade el precipitante, se
deja en reposo por 8 horas y se vuelve a filtrar, el precipitado obtenido se funde con la mezcla
fundente (bórax y nitrato de sodio) hasta obtener oro metálico.
Se va a realizar los mismos ensayos explicados en la sección 2.1.1.
49
Antes del proceso de agua regia es necesario realizar un tratamiento previo a la muestra de
residuos sólidos, debido a que la muestra no solo contienen oro, también contiene metales como
plata y cobre y estos pueden presentarse en grandes o mínimas cantidades, esto dependerá de los
materiales con que se trabajó en la joyería. Entonces cada muestra de residuos sólidos va a tener
diferentes concentraciones de oro, por lo que es necesario realizar un tratamiento previo a la
muestra antes de proceder con el método de agua regia.
2.2.1.1. Diagrama de flujo.
Figura 6. Diagrama de flujo del proceso de agua regia para residuos sólidos
Residuos Sólidos
Calcinación
Disolución con ácido
nítrico diluido
Disolución con
Agua Regia NO2(g), Cl2(g)
Insolubles más
metales disueltos
Solución con
AuCl3 y CuCl2
Urea
HCl diluido
Agua Caliente
Cenizas
Neutralización
Solución de AuCl3
Precipitación
Filtración
“Cemento”
Secado y Fusión
Au metálico
Lavado con
agua caliente
Precipitante
Solución
Residual
Filtración
Filtración Solución de
nitrato de plata Precipitado
Filtración y
lavado
50
2.2.1.2. Procedimiento
a) Pesar los residuos sólidos y calcinar.
b) Pesar las cenizas sobrantes, tomar 10 g de la muestra y colocar en un vaso de precipitación.
c) Añadir ácido nítrico diluido moderadamente caliente (una parte de HNO3 y tres partes de
agua) hasta que la muestra sólida quede completamente sumergida en el ácido.
d) Filtrar la solución y recoger el precipitado sólido
e) Al precipitado añadir agua regia en pequeñas porciones y calentar la muestra gradualmente
hasta aproximadamente los 85 °C.
f) Agitar suavemente, enfriar y filtrar.
g) Lavar los insolubles con HCl diluido, ligeramente calentado y luego con agua destilada
caliente.
h) A la solución filtrada se debe añadir urea hasta que ya no produzca efervescencia o hasta que
el pH se eleva a 2.
i) Agitar la solución y añadir lentamente el precipitante.
j) Dejar en reposo por 10 horas y filtrar.
k) Lavar los insolubles con HCl diluido y finalmente con agua destilada caliente.
l) Realizar la prueba de la púrpura de cassius a la solución, para asegurar que se precipitó todo
el oro.
m) Secar el precipitado sólido.
n) Fundir el sólido en un crisol, empleando fundentes y un soplete a gasolina.
o) Repetir el procedimiento cambiando el precipitante y el agente oxidante.
2.2.1.3. Sustancias y Reactivos.
Ácido Nítrico HNO3 (67%)
Ácido Clorhídrico HCl (37%)
Ácido Muriático HCl (27%)
Bisulfito de Sodio NaHSO3
Sulfato Ferroso heptahidratado 𝐹𝑒𝑆𝑂4.7𝐻2𝑂
Urea 𝐶𝑂(𝑁𝐻2)2
Agua Destilada H2O
Bórax Na2B4O7·10H2O
Nitrato de Sodio Na2NO3
Alcohol Industrial C2H4OH
Cloruro estañoso SnCl2
Muestra de residuos solidos
51
2.2.1.4. Equipos
Balanza Analítica Rango:0-220 g Ap.:±0.0001 g
Estufa Rango:0-220 °C
Medidor de pH
Termómetro Rango:0-300°C Ap.:±0.1 °C
Soplete a gasolina
Campana de Extracción.
2.2.1.5. Materiales
Pipeta V=10 ml Ap.:±1 ml
V=1 ml Ap.:±0.1 ml
Vaso de precipitación V=250 ml Ap.:±50 ml
V=1000 ml Ap.:±100 ml
Balones de Aforo V=100 ml
Embudos
Matraz Erlenmeyer V=300 ml Ap.:±50 ml
Tubos de Ensayo
Gradilla
Papel Filtro
Agitador magnético con sistema de calentamiento
Varillas agitadoras
Guantes de látex
Mascarilla
Crisol
Pinza
2.2.2. Método artesanal. Para el método artesanal, se pesa la muestra sólida junto con la
mezcla fundente, bórax y nitrato de sodio, se mezcla muy bien y se lo coloca en un crisol, se
aplica suavemente la llama del soplete, para evitar pérdidas del material por salpicaduras, luego
se aumenta la intensidad de la llama y se mantiene así hasta que deje de burbujear la mezcla, y
se obtenga oro metálico.
52
2.2.2.1. Diagrama de flujo.
Figura 7. Diagrama del método artesanal
2.2.2.2. Procedimiento.
a) Pesar la mezcla fundente, en una relación peso de 1:1
b) Mezclar en un crisol la muestra sólida y la mezcla fundente en una relación peso de 1:4
c) Calentar suavemente con un soplete.
d) Aumentar la llama
e) Vaciar la escoria en la rielera y separa el bullón
f) Limpiar el bullón y pesarlo
g) Determinar el quilataje del bullón.
2.2.2.3. Sustancias y Reactivos.
Bórax Na2B4O7·10H2O
Nitrato de Sodio Na2NO3
Gasolina
Muestra de solidos
2.2.2.4. Equipos y Materiales.
Balanza analítica Rango:0-220 g Ap.:±0.0001 g
Crisol
Gafas oscuras
Martillo
Pinza
Rielera
Soplete a gasolina
Muestra sólida
Mezclado Na2NO3
Fundición
Au metálico
Na2B4O7
53
3. DATOS EXPERIMENTALES Y CÁLCULOS
3.1. Oro en solución cianurada
De acuerdo al análisis de oro realizado para las soluciones cianuradas (VER ANEXO M) se
calculó la cantidad de oro existente para una muestra de 100 ml de solución cianurada.
493,205 mg Au
1 l muestra cianurada∗
1 g Au
1000 mg Au∗
1 l
1000 ml ∗
100 ml
100 ml=
0,0493 gAu
100 ml muestra cianurada
3.1.1. Método de agua regia: Primero se realizó ensayos para determinar el volumen de agua
regia necesario para disolver el oro presente en la muestra de solución cianurada. Se tomó 100
ml de muestra, se evaporó totalmente la solución y los residuos obtenidos se los mezcló con
agua regia, luego se procedió a la filtración, el precipitado se lo desechó y a la solución filtrada
se realizó la prueba de púrpura de cassius para la identificar la presencia de oro.
Este ensayo se realizó para los dos tipos de agua regia:
Agua regia A: formada por tres partes en volumen de ácido clorhídrico al 37% y una parte
de ácido nítrico al 67%.
Agua regia B: formada por cuatro partes en volumen de ácido muriático al 27% y una
parte de ácido nítrico al 67%.
3.1.1.1. Cálculo del volumen estequiométrico de agua regia. Para determinar el volumen
estequiométrico del agua regia se parte de la siguiente reacción
6HCl + 2HNO3 + Au → HAuCl4 + 2NO2 + Cl2(g) + 2H2O + 32⁄ H2 31
54
Tabla 10. Balance de masa para el agua regia
REACTIVOS PRODUCTOS
Mol
(gmol)
Peso Molecular
(g/gmol) Peso (g)
Mol
(gmol)
Peso Molecular
(g/gmol) Peso(g)
HCl 6 36.45 218.7 ------- ------- -------
HNO3 2 63 126 ------- ------- -------
Au 1 196.97 196.97 ------- ------- -------
HAuCl4 ------- ------- ------- 1 339.77 339.77
NO2 ------- ------- ------- 2 46 92
Cl2 ------- ------- ------- 1 70.9 70.9
H2O ------- ------- ------- 2 18 36
H2 ------- ------- ------- 1.5 2 3
TOTAL 541.67 541.67
Relación de HCl:Au
218,7 g HCl
196,97 g Au=
1,11 g HCl
1 g Au
Volumen del HCl por gramo de oro
Relación del HNO3:Au
126 g HNO3
196,97 g Au=
0,639 g HNO3
1 g Au
Volumen del HNO3 por gramo de oro
1,110 g HCl
1 g Au∗
100 g sol HCl
37 g HCl∗
1 ml sol HCl
1,19 g sol HCl=
2,522 ml sol HCl
1 g Au
0,639 g HNO3
1 g Au∗
100 g sol HNO3
67 g HNO3∗
1 ml sol HNO3
1,3913 g sol HNO3=
0,656 ml sol HNO3
1 g Au
55
Volumen de agua regia
Volumen de HCl + Volumen de HNO3 = Volumen de agua regia (1)
2,522 ml sol HCl
1 g Au+
0,656 ml sol HNO3
1 g Au=
3,178 ml Agua regia
1 g Au
3,178 ml A.R
1 g Au∗
0,0493 g Au
100 ml muestra cianurada=
0,156 ml A. R
100 ml muestra cianurada
Una vez determinado el volumen estequiométrico del agua regia, se empezó a realizar ensayos
con los dos tipos de agua regia, para determinar el volumen que se requiere para disolver el oro
presente en la muestra.
Se empezó con el agua regia A, primero se añadió el volumen estequiométrico 0,2 ml y como
no produjo ninguna reacción, entonces se añadió 2 ml y se realizó la prueba de púrpura de
cassius y su resultado fue positivo (color morado oscuro), se añadió 3 ml y se realizó la prueba y
su resultado fue positivo (color morado), se volvió añadir 2 ml y se realizó la prueba y su
resultado fue negativo (color blanco). Según los colores que la prueba nos iba dando, se iba
añadiendo mayor o menor cantidad de agua regia A, al final se sumaron todos los volúmenes de
agua regia A añadidos.
Tabla 11. Volumen necesario de agua regia A, para disolver el oro de las soluciones
cianuradas
n Volumen, ml agua regia
A
Prueba púrpura de
cassius
1 0,2
2 2 Positivo
3 3 Positivo
4 2 Negativo
Volumen necesario= 8 ml de agua regia A
56
Para el agua regia B, se empezó añadiendo 8 ml, luego se añadió 2 ml de y se realizó la prueba
de púrpura de cassius y su resultado fue positivo (color morado), entonces nuevamente se
añadió 2 ml y se realizó la prueba y su resultado fue negativo (color blanco). Según los colores
que la prueba nos iba dando, se iba añadiendo mayor o menor cantidad de agua regia B, al final
se sumaron todos los volúmenes de agua regia B añadidos.
Tabla 12. Volumen necesario de agua regia B, para disolver el oro de las soluciones
cianuradas
n Volumen, ml agua regia
B
Prueba púrpura
de cassius
1 8
2 2 Positivo
3 2 Negativo
Volumen necesario= 14 ml de agua regia B
Segundo, a la solución filtrada proveniente de la disolución del oro con agua regia A y B, se
realizó dos ensayos, el primer ensayo consistió en añadir urea para neutralizar el exceso de
ácido nítrico añadido al inicio, para ello se empezó añadiendo 1 gramo de urea y la solución
comenzó a efervescer, luego se siguió añadiendo urea hasta que la solución dejara de efervescer.
Este ensayo se lo realizó de forma visual, concluyendo que se debe añadir de 3 a 5 gramos de
urea, independientemente del agua regia que se haya utilizado y el segundo ensayo consistió en
no añadir urea a la solución filtrada.
Tercero, a la solución filtrada con urea, se añadió el precipitante empezando con la cantidad
estequiométrica, se dejó reposar por 10 horas y luego se filtró la solución, a la solución filtrada
se realizó la prueba de púrpura de cassius, para determinar si la cantidad de precipitante añadida
fue la necesaria para precipitar el oro presente en la muestra inicial. Si la prueba nos daba un
resultado positivo, entonces se volvía añadir más cantidad de precipitante hasta que la prueba
dio como resultado negativo.
3.1.1.2. Cálculo de la cantidad estequiométrica de bisulfito de sodio. Para determinar la
cantidad estequiométrica del bisulfito de sodio se parte de la siguiente reacción:
2𝐻𝐴𝑢𝐶𝑙4 + 3𝑁𝑎𝐻𝑆𝑂3 + 3𝐻2𝑂 → 2𝐴𝑢 + 8𝐻𝐶𝑙 + 3𝑁𝑎𝐻𝑆𝑂4 32
57
Tabla 13. Balance de masa para el bisulfito de sodio
REACTIVOS PRODUCTOS
MOL
(gmol)
Peso Molecular
(g/gmol)
PESO
(g)
MOL
(gmol)
Peso Molecular
(g/gmol)
PESO
(g)
HAuCl4 2 339.77 679.54 ------- ------- -------
NaHSO3 3 104 312 ------- ------- -------
H2O 3 18 54 ------- ------- -------
Au ------- ------- ------- 2 196.97 393.94
HCl ------- ------- ------- 8 36.45 291.6
NaHSO4 ------- ------- ------- 3 120 360
TOTAL 1045.54 1045.54
Relación del 𝐍𝐚𝐇𝐒𝐎𝟑 : Au
0,792 g NaHSO3
1 g Au∗
0,0493 g Au
100 ml muestra cianurada=
0,039 g NaHSO3
100 ml muestra cianurada
3.1.1.3. Cálculo de la cantidad estequiométrica del sulfato ferroso heptahidratado. Para
determinar la cantidad estequiométrica del sulfato ferroso se parte de la siguiente reacción:
𝐻𝐴𝑢𝐶𝑙4 + 3𝐹𝑒𝑆𝑂4. 7𝐻2𝑂 → 𝐴𝑢 (𝑠)
+ 𝐹𝑒2(𝑆𝑂4)3 + 𝐹𝑒𝐶𝑙3 + 𝐻𝐶𝑙 + 21𝐻2𝑂 34
312 g NaHSO3
196,97 g Au=
0,792 g NaHSO3
1 g Au
58
Tabla 14. Balance de masa para el sulfato ferroso heptahidratado
REACTIVOS PRODUCTOS
Mol
(gmol)
Peso
Molecular
(g/gmol)
Peso
(g)
Mol
( gmol)
Peso Molecular
(g/gmol)
Peso
(g)
HAuCl4 1 339.77 339.77 ------- ------- -------
FeSO4.7H2O 3 277.85 833.55 ------- ------- -------
Au ------- ------- ------- 1 196.97 196.97
Fe2(SO4)3 ------- ------- ------- 1 399.7 399.7
FeCl3 ------- ------- ------- 1 162.2 162.2
HCl ------- ------- ------- 1 36.45 36.45
H2O ------- ------- ------- 21 18 378
TOTAL 1173.32 1173.32
Relación de FeSO4.7H2O: Au
833,55 g FeSO4. 7H2O
19697 g Au=
4,232 g FeSO4. 7H2O
1 g Au
4,232 g FeSO4. 7H2O
1 g Au∗
0,0493 g Au
100 ml muestra cianurada=
0,021 g FeSO4. 7H2O
100 ml muestra cianurada
3.1.1.4. Cálculo del volumen de la solución de FeSO4 0,35M.
P = PM ∗ M ∗ V (2)
P = 277,85 ∗ 0,35 ∗ 0,05
P = 4,86 g
50 ml
4,86 g∗ 0,021 g = 2,15 ml
59
Una vez determinado el peso estequiométrico del bisulfito de sodio, se empezó a realizar
ensayos para determinar el peso necesario para que precipite el oro de la muestra, se empezó
añadiendo 0,039 g y se realizó la prueba de púrpura de cassius dando como resultado positivo
(color negro), entonces se añadió 0,5 g y la prueba dio positivo (color morado oscuro), se volvió
añadir 0,5 g y la prueba dio positivo (color morado), se volvió añadir 0,5 g y la prueba dio
negativo (color blanco). Según los colores que la prueba nos fue dando, se iba añadiendo mayor
o menor cantidad de bisulfito de sodio, al final se sumaron todos los pesos de bisulfito de sodio
añadidos.
Para el caso del sulfato ferroso se determinó el peso estequiométrico y se hizo una relación para
calcular el volumen necesario de una solución 0,35 M y se siguió el mismo procedimiento de
añadir un volumen de sulfato ferroso, hasta que la prueba nos diera como resultado negativo.
Según los colores que la prueba nos fue dando, se iba añadiendo mayor o menor cantidad de
sulfato ferroso, al final se sumaron todos los volúmenes de sulfato ferroso añadidos.
Tabla 15. Cantidad necesaria de los precipitantes para el método de agua regia,
soluciones cianuradas
A la solución filtrada sin urea, se añadió la cantidad necesaria de cada precipitante determinada
anteriormente, para el caso del bisulfito de sodio 1,6 gramos y para el sulfato ferroso 50 ml, se
realizó la prueba de púrpura de cassius, para determinar si la cantidad de precipitante fue la
Bisulfito de sodio
n Cantidad Prueba Púrpura de Cassius
1 0,039 g Positiva
2 0,5 g Positiva
3 0,5 g Positiva
4 0,5 g Negativa
Peso Necesario = 1.6 gramos
Sulfato ferroso 0,35 M
1 2,15 ml Positiva
2 5 ml Positiva
3 10 ml Positiva
4 15 ml Positiva
5 15 ml Negativa
Volumen Necesario = 50 ml
60
necesaria para precipitar el oro presente en la muestra inicial y la prueba dio un resultado
positivo, entonces se volvía añadir más cantidad de precipitante y la prueba seguía dando como
resultado negativo, entonces no importó la cantidad de precipitante que se añadió ya que el oro
no precipitó completamente, debido a que no se neutralizó el exceso de ácido nítrico.
3.1.1.5. Cálculo del porcentaje de recuperación del oro de soluciones cianuradas.
g Au obtenido = g bullón ∗kts
24 (3)
g Au obtenido = 0,0208 ∗24
24
g Au obtenido = 0,02028
%Recuperación =g Au obtenido
g Au en muestra∗ 100 (4)
%Recuperación =0,0208
0,0493∗ 100
%Recuperación = 42,2
Tabla 16. Recuperación de oro de las soluciones cianuradas por el método de agua regia
n Agente
Oxidante Precipitante
Peso bullón,
mg
Numero
de kts.
mg, Au
obtenido
Recuperación
%
1 Agua regia A Bisulfito de
Sodio 20,8 24 20,8 42,2
2 Agua regia A Bisulfito de
Sodio + Urea 31,1 24 31,1 63,1
3 Agua regia B Bisulfito de
Sodio + Urea 30,87 24 30,87 62,6
4 Agua regia A Sulfato Ferroso 20,29 24 20,29 41,2
5 Agua regia A Sulfato Ferroso
+ Urea 30,42 24 30,42 61,7
6 Agua regia B Sulfato Ferroso
+ Urea 29,91 24 29,91 60,7
61
3.1.2. Método de precipitación Primero, se realizó varios ensayos para determinar el peso
necesario del agente alcalino lejía, para aumentar el pH a 12 y se concluye que se debe aumentar
8 gramos de lejía por cada 100 ml de solución cianurada. Para el caso del hidróxido de sodio, se
obtuvo mejores resultados, añadiendo 10 ml de NaOH 1.5 N por cada 100 ml solución
cianurada. (56)
Segundo, se realizó ensayos para determinar la cantidad necesaria de cada precipitante, para ello
se tomó una muestra de 100 ml de solución cianurada y se añadió el agente alcalino para
aumentar el pH, luego se añadió el precipitante empezando con la cantidad estequiométrica, se
dejó reposar por 24 horas, y a la solución filtrada se realizó la prueba del sulfuro de sodio, si
esta daba positivo entonces se volvía añadir más precipitante, se dejó reposar y se volvió a
realizar la prueba hasta que dio como resultado negativo.
3.1.2.1. Cálculo de la cantidad estequiométrica del zinc. Para determinar la cantidad
estequiométrica del zinc se parte de la siguiente reacción:
2NaAu(CN)2+2NaOH+Zn →2Au+4NaCN+Zn(OH)2 36
Tabla 17. Balance de masa para el zinc
REACTIVOS PRODUCTOS
Mol
(gmol)
Peso
Molecular(g/gmol)
Peso
(g)
Mol
(gmol)
Peso
Molecular(g/gmol)
Peso
(g)
NaAu(CN)2 2 271,97 543,94 ------- ------- -------
NaOH 2 40 80 ------- ------- -------
Zn 1 65,38 65,38 ------- ------- -------
Au ------- ------- ------- 2 196,97 393,94
NaCN ------- ------- ------- 4 49 196
Zn(OH)2 ------- ------- ------- 1 99,38 99,38
Total 689,32 689,32
Relación del 𝐙𝐧 : Au
65,38 g Zn
393,95 g Au=
0,2g Zn
1 g Au
62
0,2g Zn
1 g Au∗
0,0493 gAu
100 ml muestra cianurada=
0,0082 g Zn
100 ml muestra cianurada
3.1.2.2. Cálculo de la cantidad estequiométrica del aluminio. Para determinar la cantidad
estequiométrica del aluminio se parte de la siguiente reacción:
2NaAu(CN)2+3NaOH+Al →3Au+6NaCN+Al(OH)3 35
Tabla 18. Balance de masa para el aluminio
REACTIVOS PRODUCTOS
Mol
(gmol)
Peso
Molecular(g/gmol)
Peso
(g)
Mol
(gmol)
Peso
Molecular(g/gmol)
Peso
(g)
NaAu(CN)2 3 271,97 815,91 ------- ------- -------
NaOH 3 40 120 ------- ------- -------
Al 1 26,98 26,98 ------- ------- -------
Au ------- ------- ------- 3 196,97 590,91
NaCN ------- ------- ------- 6 49 294
Al(OH)3 ------- ------- ------- 1 77,98 77,98
Total 962,89 962,89
Relación del 𝐀𝐥 : Au
0,05 g Al
1 g Au∗
0,0493 gAu
100 ml muestra cianurada=
0,0023 g Al
100 ml muestra cianurada
Una vez determinado el peso estequiométrico del zinc, se empezó a realizar ensayos para
determinar el peso necesario de zinc, se empezó añadiendo 0,008 g y se realizó la prueba del
sulfuro de sodio, dando como resultado positivo (color negro), entonces se añadió 0,1 g y la
prueba dio positivo (color marrón oscuro), se volvió añadir 0,1 g y la prueba dio positivo (color
blanco), se añadió 0,05 g y la prueba dio negativo (color transparente). Según los colores que la
prueba nos fue dando, se iba añadiendo una mayor o menor cantidad de zinc, al final se sumaron
todos los pesos de zinc añadidos.
26,98 gAl
590,91 g Au=
0,05 g Al
1 g Au
63
Para el caso del aluminio, se empezó añadiendo 0,0023 g y se realizó la prueba de sulfuro de
sodio, dando como resultado positivo (color negro), entonces se añadió 0,05 g y la prueba dio
positivo (color marrón oscuro), se volvió añadir 0,05 g y la prueba dio positivo (color café
claro), se añadió 0,1 g y la prueba dio positivo (color café claro), se añadió 0,1 g y la prueba dio
positivo (color café claro), se añadió 0,2 g y la prueba dio positivo (color café claro), al final se
sumaron los pesos de aluminio añadidos las tres primeras veces, porque las demás no afectaron
en nada los resultados.
Tabla 19. Cantidad necesaria de los precipitantes para el método de precipitación
Zinc
n Peso, g Prueba de sulfuro de sodio
1 0,008 Positivo
2 0,1 Positivo
3 0,1 Positivo
4 0,05 Negativo
Peso necesario= 0,25 g
Aluminio
1 0,0023 Positivo
2 0,05 Positivo
3 0,05 Positivo
4 0,1 Positivo
5 0,1 Positivo
6 0,2 Positivo
Peso necesario= 0,15 g
Tabla 20. Recuperación del oro de las soluciones cianuradas por el método de
precipitación.
n Precipitante Agente alcalino Peso
bullón, mg
Numero
de kts
mg, Au
obtenido
Recuperación
%
1 Al NaOH 50,03 14 29,2 59,2
2 Al Lejía 58,9 14 34,4 69,7
3 Zn NaOH 58,1 18 43,6 88,4
4 Zn Lejía 59,4 18 44,6 90,4
64
3.1.3. Costos del proceso de recuperación del oro de soluciones cianuradas. Para el cálculo
del costo de recuperación, se tomó en cuenta el valor de los reactivos utilizados, y no de los
equipos utilizados, debido a que no son industriales y la Joyería “Esmeralda” cuenta con estos,
por ese motivo no se los tomó en cuenta. Es muy importante que todos los reactivos utilizados
se los pueda conseguir en la ciudad de Quito así la Joyería “Esmeralda” los pueda conseguir de
manera fácil.
Los valores que se presentan en las tablas a continuación, están tomados para recuperar oro de
una muestra de un litro de solución cianurada.
Tabla 21. Costos, método de agua regia A- Bisulfito de sodio, para soluciones cianuradas
Reactivos Cantidad Precio por
unidad ($) Total ($)
Ácido Nítrico 67%, L 0,02 $ 2,51 $ 0,050
Ácido Clorhídrico, 37%, L 0,06 $ 1,27 $ 0,076
Bisulfito de sodio, g 16 $ 0,004 $ 0,064
Urea, g 50 $ 0,001 $ 0,050
Otros $ 2 $ 2,000
Total $ 2,24 / L muestra (con urea)
$ 2,19 / L muestra (sin urea)
Tabla 22. Costos, método de agua regia A– Sulfato ferroso, para soluciones cianuradas
Reactivos Cantidad Precio por
unidad ($) Total ($)
Ácido Nítrico 67%, L 0,02 $ 2,51 $ 0,050
Ácido Clorhídrico, 37%, L 0,06 $ 1,27 $ 0,076
Sulfato Ferroso, g 5 $ 0,002 $ 0,010
Urea, g 50 $ 0,001 $ 0,050
Otros $ 2 $ 2,000
Total $ 2,19 / L muestra (con urea)
$ 2,14 / L muestra (sin urea)
65
Tabla 23. Costos, método de agua regia B - Bisulfito de sodio, para soluciones cianuradas
Reactivos Cantidad Precio por
unidad ($) Total ($)
Ácido Nítrico 67%, L 0,028 $ 2,51 $ 0,070
Ácido Muriático, 27%, L 0,112 $ 3,25 $ 0,364
Bisulfito de sodio, g 16 $ 0,004 $ 0,064
Urea, g 50 $ 0,001 $ 0,050
Otros $ 2,00 $ 2,000
Total $ 2,55 / L muestra
Tabla 24. Costos, método de agua regia B– Sulfato ferroso, para soluciones cianuradas
Reactivos Cantidad Precio por
unidad ($) Total ($)
Ácido Nítrico 67%, L 0,028 $ 2,51 $ 0,070
Ácido Muriático, 27%, L 0,112 $ 3,25 $ 0,364
Sulfato Ferroso, g 5 $ 0,002 $ 0,010
Urea, g 50 $ 0,001 $ 0,050
Otros $ 2,00 $ 2,000
Total $ 2,50 / L muestra
Tabla 25. Costos, método de precipitación NaOH-Al
Reactivo Cantidad Precio por
unidad ($) Total ($)
Hidróxido de sodio, g 60 $ 0,002 $ 0,132
Aluminio, g 1,5 $ 0,448 $ 0,6720
Otros $ 1 $ 1,0000
Total $ 1,80 / L muestra
66
Tabla 26. Costos, método de precipitación NaOH-Zn
Reactivos Cantidad Precio por
unidad ($) Total ($)
Hidróxido de sodio, g 60 $ 0,002 $ 0,132
Zinc, g 2,5 $ 0,179 $ 0,4475
Acetato de plomo, g 0,025 $ 0,1568 $ 0,0039
Otros $ 1 $ 1
Total $ 1,58 / L muestra
Tabla 27. Costos, método de precipitación Lejía-Al
Reactivos Cantidad Precio por unidad ($) Total ($)
Lejía, g 80 $ 0,004 $ 0,3032
Aluminio, g 1,5 $ 0,448 $ 0,6720
Otros $ 1,000 $ 1,0000
Total $ 1,98 / L muestra
Tabla 28. Costos, método de precipitación Lejía-Zn
Reactivos Cantidad Precio por unidad ($) Total ($)
Lejía, g 80 $ 0,004 $ 0,3032
Zinc , g 2,5 $ 0,18 $ 0,4475
Acetato de plomo, g 0,025 $ 0,16 $ 0,0039
Otros $ 1,00 $ 1,0000
Total $ 1,75 / L muestra
67
3.1.3.1. Cálculo de la utilidad para la recuperación de oro de soluciones cianuradas.
ingresos = peso recuperado ∗ precio f(g, kts) (5)
ingresos = 0,208 ∗ 44 = $ 9,15
utilidad = ingresos − costos (6)
utilidad = $9,15 − $2,19 = $ 6,96
Tabla 29. Utilidad obtenida por el método de agua regia para la recuperación de oro de
soluciones cianuradas
Método Costos Peso bullón,
g/ L muestra
Numero
de kts
Precio
Oro*g*kts
Utilidad/
L muestra
agua regia A
bisulfito de sodio $ 2,19 0,208 24 $ 44,00 $ 6,96
agua regia A
bisulfito de sodio + urea $ 2,24 0,311 24 $ 44,00 $ 11,44
agua regia B
bisulfito de sodio + urea $ 2,55 0,3087 24 $ 44,00 $ 11,03
agua regia A
sulfato ferroso $ 2,45 0,2029 24 $ 44,00 $ 6,48
agua regia A
sulfato ferroso + urea $ 2,19 0,3042 24 $ 44,00 $ 11,19
agua regia B
sulfato ferroso + urea $ 2,50 0,2991 24 $ 44,00 $ 10,66
68
Tabla 30. Utilidad obtenida por el método de precipitación
Método Costos Peso bullón,
g/ L muestra
Numero
de kts
Precio
Oro*g*kts
Utilidad/
L muestra
Precipitación con
Al y NaOH $ 1,80 0,5003 14 $ 20,00 $ 8,21
Precipitación con
Al y Lejía $ 1,98 0,589 14 $ 20,00 $ 9,80
Precipitación con
Zn y NaOH $ 1,58 0,581 18 $ 30,00 $ 15,85
Precipitación con
Zn y Lejía $ 1,75 0,594 18 $ 30,00 $ 16,07
3.2. Oro en residuos sólidos
De acuerdo al análisis de oro realizado para los residuos sólidos (VER ANEXO N), se calculó la
cantidad de oro existente en una muestra de 10 gramos de residuos sólidos.
8,633173 g Au
1 Kg muestra sólida∗
1 Kg muestra sólida
1000 g muestra sólida∗
10 g muestra sólida
10 g muestra sólida=
0,086 gAu
10 g muestra sólida
3.2.1. Método de agua regia. Primero se realizó ensayos para determinar el volumen de agua
regia necesario para disolver el oro presente en la muestra de residuos sólidos. Se tomó 10
gramos de muestra y se mezcló con agua regia, luego se procedió a la filtración, el precipitado
se lo desechó y a la solución filtrada se realizó la prueba de púrpura de cassius para la identificar
la presencia de oro.
Este ensayo se realizó para los dos tipos de agua regia:
Agua regia A: formada por tres partes en volumen de ácido clorhídrico al 37% y una parte
de ácido nítrico al 67%.
Agua regia B: formada por cuatro partes en volumen de ácido muriático al 27% y una
parte de ácido nítrico al 67%.
69
3.2.1.1. Cálculo del volumen de agua regia estequiométrico.
3,168 ml A.R
1 g Au∗
0,086 gAu
10 g muestra sólida=
0,27ml A. R
10 g muestra sólida
Una vez determinado el volumen estequiométrico de agua regia, se empezó a realizar los
ensayos para determinar el volumen necesario de agua regia A, se empezó añadiendo 0,3 ml de
agua regia, y no produjo ninguna reacción, entonces se añadió 5 ml de agua regia y se realizó la
prueba de púrpura de cassius y su resultado fue positivo (color negro), se añadió 10 ml de agua
regia y la prueba dio positivo (color morado oscuro), se añadió 10 ml de agua regia y la prueba
dio positivo (color morado), se añadió 6 ml de agua regia y la prueba dio negativo (color
blanco). Según los colores que la prueba nos fue dando, se iba añadiendo mayor o menor
cantidad agua regia A, al final se sumaron todos los volúmenes añadidos de agua regia A
Tabla 31. Volumen necesario de agua regia A, para disolver el oro de los residuos sólidos
n Volumen, ml agua regia
A
Prueba de púrpura de
cassius
1 0,3
2 5 Positivo
3 10 Positivo
4 10 Positivo
5 6 Negativo
Volumen necesario= 32 ml de agua regia A
Para el agua regia B, se empezó añadiendo 32 ml, se filtró y al precipitado obtenido se añadió 4
ml de agua regia y se realizó la prueba de purpura dando como resultado positivo (color
morado), se volvió añadir 4 ml de agua regia y la prueba dio negativo (color blanco). Según los
colores que la prueba nos fue dando, se iba añadiendo mayor o menos cantidad de agua regia B,
al final se sumaron todos los volúmenes de agua regia B añadidos.
70
Tabla 32. Volumen necesario de agua regia B, para disolver el oro de los residuos sólidos
n Volumen , ml agua regia Prueba purpura de cassius
1 32
2 4 Positivo
3 4 Negativo
Volumen necesario= 40 ml de agua regia B
Segundo, a la solución filtrada proveniente de la disolución del oro con agua regia A y B, se
realizó dos ensayos, el primer ensayo consistió en añadir urea para neutralizar el exceso de
ácido nítrico añadido al inicio, para ello se empezó añadiendo 1 gramo de urea y la solución
comenzó a efervescer, luego se siguió añadiendo urea hasta que la solución dejara de efervescer.
Este ensayo se lo realizó de forma visual, concluyendo que se debe añadir de 1 a 3 gramos de
urea, independientemente del agua regia que se haya utilizado y el segundo ensayo consistió en
no añadir urea a la solución filtrada.
Tercero, a la solución filtrada con urea, se añadió el precipitante empezando con la cantidad
estequiométrica, se dejó reposar por 10 horas y luego se filtró la solución, a la solución filtrada
se realizó la prueba de púrpura de cassius, para determinar si la cantidad de precipitante añadida
fue la necesaria para precipitar el oro presente en la muestra inicial. Si la prueba nos daba un
resultado positivo, entonces se volvía añadir más cantidad de precipitante hasta que la prueba
dio como resultado negativo.
3.2.1.2. Cálculo de la cantidad estequiométrica del bisulfito de sodio.
0,792 g NaHSO3
1 g Au∗
0,086 g Au
10 g muestra sólida=
0,068 g NaHSO3
10 g muestra sólida
3.2.1.3. Cálculo de la cantidad estequiométrica del sulfato ferroso heptahidratado 0.35 M
4,232 g FeSO4. 7H2O
1 g Au∗
0,086 g Au
10 g muestra sólida=
0,365 g FeSO4. 7H2O
10 g muestra sólida
3.2.1.4. Cálculo del volumen de la solución de FeSO4 0,35M.
50 ml
4,86 g∗ 0,365 g = 3,76 𝑚𝑙
71
Tabla 33. Cantidad necesaria de cada precipitante para el método de agua regia, residuos
sólidos
Bisulfito de Sodio
n Cantidad Prueba púrpura de cassius
1 0,068 g Positiva
2 0,5g Positiva
3 1 g Positiva
4 2 g Positiva
5 2 g Positiva
6 1 g Negativa
Peso necesario = 7 gramos
Sulfato ferroso 0,35 M
1 4 ml Positiva
2 10 ml Positiva
3 20 ml Positiva
4 30 ml Positiva
5 40 ml Positiva
6 20 ml Positiva
7 20 Positiva
8 5 Negativa
Volumen Necesario = 150 ml
72
Tabla 34. Recuperación del oro de los residuos sólidos por el método de agua regia
n Agente reductor Precipitante
Peso
bullón,
mg
Número
de kts
mg, Au
obtenido
Recuperación
%
1 Agua regia A Bisulfito de
Sodio 48,73 24 48,73 56,45
2 Agua regia A Bisulfito de
Sodio +
Urea
72,33 24 72,33 83,78
3 Agua regia B Bisulfito de
Sodio +
Urea
71,96 24 71,96 83,53
4 Agua regia A Sulfato
Ferroso 35,57 24 35,57 41,20
5 Agua regia A Sulfato
Ferroso +
Urea
70,81 24 70,81 82,3
6 Agua regia B Sulfato
Ferroso +
Urea
70,36 24 70,36 82,02
3.2.2. Método artesanal. Para el método artesanal, los mejores resultados se obtuvieron con
una relación en peso de 1:1 de mezcla fundente (nitrato de sodio-bórax) y una relación en peso
de 1:4 muestra: mezcla fundente. [57]
Tabla 35. Recuperación del oro de los residuos sólidos por el método artesanal
n
Relación
mezcla-
Fundente
Relación
muestra-
mezcla
fundente
Peso
bullón,
mg
Numero
de kts
mg, Au
Obtenido
Recuperación
%
1 1:1 1:4 89,5 14 52,21 60,48
3.2.3. Costos del proceso de recuperación del oro de residuos sólidos. Para el cálculo del
costo de recuperación, se tomó en cuenta el valor de los reactivos utilizados y no de los equipos
utilizados, ya que no son industriales y la Joyería “Esmeralda” cuenta con estos, por ese motivo
no se los tomó en cuenta. Es muy importante que todos los reactivos utilizados se los pueda
conseguir en la ciudad de Quito así la Joyería “Esmeralda” los pueda conseguir de manera fácil.
73
Los valores que se presentan en las tablas a continuación, están tomados para recuperar oro de
una muestra de un kilogramo de residuos sólidos.
Tabla 36. Costos, método de agua regia A- Bisulfito de sodio, para los residuos sólidos
Reactivos Cantidad Precio por
unidad ($) Total ($)
Ácido Nítrico 67%, L 1,8 $ 2,510 $ 4,518
Ácido Clorhídrico, 37%, L 2,4 $ 1,270 $ 3,048
Bisulfito de sodio, g 70 $ 0,004 $ 0,280
Urea, g 100 $ 0,001 $ 0,108
Otros $ 2,0000 $ 2,000
Total
$ 9,95 / kg muestra (con urea)
$ 9,85 / kg muestra (sin urea)
Tabla 37. Costos, método de agua regia A– Sulfato ferroso, para los residuos sólidos
Reactivos Cantidad Precio por
unidad ($) Total ($)
Ácido nítrico 67%, L 1,8 $ 2,510 $ 4,518
Ácido clorhídrico, 37%, L 2,4 $ 1,270 $ 3,048
Sulfato ferroso, g 150 $ 0,002 $ 0,300
Urea, g 100 $ 0,001 $ 0,108
Otros $ 2,00 $ 2,000
Total
$ 9,97/ kg muestra (con urea)
$ 9,87 / kg muestra (sin urea)
74
Tabla 38. Costos, método de agua regia B- Bisulfito de sodio, para los residuos sólidos
Reactivos Cantidad Precio por
unidad ($) Total ($)
Ácido nítrico 67%, L 1,8 $ 2,510 $ 4,518
Ácido muriático, 27%, L 3,2 $ 3,250 $ 10,40
Bisulfito de sodio, g 70 $ 0,004 $ 0,280
Urea, g 100 $ 0,001 $ 0,108
Otros $ 2,000 $ 2,000
Total $ 17,31 / kg muestra
Tabla 39. Costos, método de agua regia B– Sulfato ferroso, para los residuos sólidos
Reactivos Cantidad Precio por
unidad ($) Total ($)
Ácido nítrico 67%, L 1,8 $ 2,510 $ 4,518
Ácido muriático, 27%, L 3,2 $ 3,250 $ 10,400
Sulfato ferroso, g 150 $ 0,002 $ 0,3000
Urea, g 100 $ 0,001 $ 0,1080
Otros $ 2,00 $ 2,00
Total $ 17,33 / kg muestra
Tabla 40. Costos, método artesanal
Reactivos Cantidad Precio por unidad ($) Total ($)
Bórax, g 2000 $ 0,0075 $ 15,02
Nitrato de sodio, g 2000 $ 0,0061 $ 12,26
Otros $ 2,00 $ 2,0
Total $ 20,28 / kg muestra
75
Tabla 41. Utilidad obtenida por el método de agua regia para recuperación del oro de los
residuos sólidos
Método
Costos /
kg
muestra
Peso bullón (g)
/kg muestra
Numero
de kts
Precio
oro*g*kts
Utilidad / kg
muestra
agua regia A
bisulfito de sodio $ 9,85 4,873 24 $ 44,00 $ 204,56
agua regia A
bisulfito de sodio + urea $ 9,95 7,233 24 $ 44,00 $ 308,30
agua regia B
bisulfito de sodio + urea $ 17,31 7,196 24 $ 44,00 $ 301,08
agua regia A
sulfato ferroso $ 9,87 3,557 24 $ 44,00 $ 146,64
agua regia A
sulfato ferroso $ 9,97 7,081 24 $ 44,00 $ 301,59
agua regia B
sulfato ferroso + urea $ 17,33 7,036 24 $ 44,00 $ 292,25
Tabla 42. Utilidad obtenida por el método artesanal
Método Costos / kg
muestra
Peso bullón (g) /kg
muestra
Numero
de kts
Precio
oro*g*kts
Utilidad / kg
muestra
Artesanal $ 20,28 8,95 14 $ 20,00 $ 158,72
76
4. RESULTADOS
4.1. Oro en solución cianurada
En las siguientes tablas se reportan los valores de oro recuperado de una muestra de un litro, el
quilataje y la utilidad obtenida de la recuperación del oro de las soluciones cianuradas en
función de los métodos utilizados.
Tabla 43. Resultados obtenidos por el método de agua regia para soluciones cianuradas
n Método Peso bullón (g) Recuperación % Número
de kts Utilidad
1 agua regia A
bisulfito de sodio 0,2080 42,2 24 $ 6,96
2 agua regia A
bisulfito de sodio + urea 0,3110 63,1 24 $ 11,44
3 agua regia B
bisulfito de sodio + urea 0,3087 62,6 24 $ 11,03
4 agua regia A
sulfato ferroso 0,2029 41,2 24 $ 6,48
5 agua regia A
sulfato ferroso 0,3042 61,7 24 $ 11,19
6 agua regia B
sulfato ferroso + urea 0,2991 60,7 24 $ 10,66
Tabla 44. Resultados obtenidos por el método de precipitación con Al o Zn
n Método Peso
bullón (g)
Recuperación
%
Número
de kts Utilidad
1 Precipitación con Al y NaOH 0,5003 59,2 14 $ 8,21
2 Precipitación con Al y Lejía 0,589 69,7 14 $ 9,80
3 Precipitación con Zn y NaOH 0,581 88,4 18 $ 15,85
4 Precipitación con Zn y Lejía 0,594 90,4 18 $ 16,07
77
4.2. Oro en residuos sólidos.
En las siguientes tablas se reportan los valores de oro recuperado de una muestra de un
kilogramo, el quilataje y la utilidad obtenida de la recuperación de oro de los residuos sólidos en
función de los métodos utilizados.
Tabla 45. Resultados obtenidos por el método agua regia para residuos sólidos
n Método Peso bullón
(g)
Recuperación
%
Número
de kts Utilidad
1 agua regia A
bisulfito de sodio 4,873 56,45 24 $ 204,56
2 agua regia A
bisulfito de sodio + urea 7,233 83,78 24 $ 308,30
3 agua regia B
bisulfito de sodio + urea 7,196 83,53 24 $ 301,08
4 agua regia A
sulfato ferroso 3,557 41,20 24 $ 146,64
5 agua regia A
sulfato ferroso 7,081 82,3 24 $ 301,59
6 agua regia B
sulfato ferroso + urea 7,036 82,02 24 $ 292,25
Tabla 46. Resultados obtenidos por el método artesanal
n
Relación
muestra-mezcla
fundente
Peso
bullón (g) /
L muestra
% Recuperación Número de
kts
Utilidad / kg
muestra
1 1:4 8,95 60,48 14 $ 158,72
78
5. DISCUSIÓN
5.1. Recuperación de oro de soluciones cianuradas
De acuerdo a los resultados obtenidos en la tabla 16, por el método de agua regia formada
por ácido clorhídrico y ácido nítrico se recuperó 63,1% de oro, mientras que por el agua
regia formada por ácido muriático y ácido nítrico se recuperó 62,6% de oro. La diferencia
entre los porcentajes de oro recuperado al utilizar ácido clorhídrico y ácido muriático es
mínima, por lo tanto los resultados que se tomaron en cuenta, son los resultados que se
obtuvieron con el agua regia formada por ácido muriático y ácido nítrico, debido a que el
ácido clorhídrico es un reactivo controlado por el CONSEP y su venta es restringida.
De acuerdo a los resultados obtenidos en la tabla 20, por el método de precipitación
utilizando como agente alcalino el hidróxido de sodio, se recuperó 88,4% de oro, mientras
que utilizando como agente alcalino la lejía, se recuperó 90,4% de oro. La diferencia entre
los porcentajes de oro recuperado al utilizar como agente alcalino el hidróxido de sodio y
lejía es mínimo, por lo tanto los resultados que se tomaron en cuenta, son los resultados que
se obtuvieron con el agente alcalino lejía, debido a que el hidróxido de sodio es un reactivo
controlado por el CONSEP y su venta es restringida.
De acuerdo a los resultados obtenidos en la tabla 16, por el método de agua regia utilizando
como precipitante el bisulfito de sodio más urea, se recuperó 62,6% de oro y utilizando como
precipitante el sulfato ferroso más urea, se recuperó 60,7% de oro, debido a que al momento
de evaporar la solución cianurada, los residuos se esparcieron y se quedaron pegados al
recipiente dificultando la disolución con el agua regia.
De acuerdo a los resultados obtenidos en la tabla 20, por el método de precipitación
utilizando zinc, se recuperó 90,4% de oro y utilizando aluminio se recuperó 69,7% de oro, no
se obtuvo un 100% de recuperación debido a que no se eliminó completamente el oxígeno
presente en la solución cianurada, la presencia de este gas provoca la disolución del metal
precipitado.
79
De acuerdo a los resultados obtenidos en la tabla 16, por el método de agua regia utilizando
como precipitante el bisulfito de sodio más urea o utilizando como precipitante el sulfato
ferroso más urea, se obtuvo un oro de 24 quilates, debido a que el agua regia solo disuelve al
oro.
De acuerdo a los resultados obtenidos en la tabla 20, por el método de precipitación
utilizando zinc, se obtuvo un oro de 18 quilates, y utilizando aluminio se obtuvo un oro de 14
quilates, debido a que el zinc y el aluminio precipitan al oro y a la plata, entonces al
momento de fundirse formaron una aleación.
De acuerdo a los resultados obtenidos en la tabla 29, por el método de agua regia utilizando
como precipitante el bisulfito de sodio más urea, se obtuvo una utilidad de $11/L de muestra,
y utilizando como precipitante el sulfato ferroso más urea, se obtuvo una utilidad de
$10,66/L de muestra.
De acuerdo a los resultados obtenidos en la tabla 30, por el método de precipitación
utilizando zinc, se obtuvo una utilidad de $16/L de muestra, y utilizando aluminio se obtuvo
una utilidad de $9,80/L de muestra.
De acuerdo a los resultados de la concentración del cianuro total de las aguas residuales,
luego del proceso de recuperación de oro (ANEXO M), presenta un valor de 51,898 mg/L, el
cual nos indica que estas aguas residuales no pueden ser arrojados al sistema de
alcantarillado, debido a que sobrepasan el limite permisible de 1 mg/L según las TULSMA
(Texto unificado legislación secundaria medio ambiente).
5.2. Recuperación de oro de residuos solidos
De acuerdo a los resultados obtenidos en la tabla 34, por el método de agua regia formada
por ácido clorhídrico y ácido nítrico se recuperó 84,1% de oro, y por el agua regia formada
por ácido muriático y ácido nítrico se recuperó 83,7% de oro. Por lo tanto los resultados que
se tomarán en cuenta son los que se obtuvieron con el agua regia formada por ácido
muriático y ácido nítrico. La diferencia entre los porcentajes de oro recuperado al utilizar
ácido clorhídrico y ácido muriático es mínima, por lo tanto los resultados que se tomaron en
cuenta son los que se obtuvieron con el agua regia formada por ácido muriático y ácido
nítrico, debido a que el ácido clorhídrico es un reactivo controlado por el CONSEP y su
venta es restringida.
80
De acuerdo a los resultados obtenidos en la tabla 34, por el método de agua regia utilizando
como precipitante el bisulfito de sodio más urea, se recuperó 83,7% de oro, y utilizando
como precipitante el sulfato ferroso más urea, se recuperó 81,8% de oro.
Según los resultados obtenidos en la tabla 35, por el método artesanal, se recuperó 60% de
oro, debido a que se utilizó una fundición directa y muchas partículas de oro y plata se
esparcieron en el crisol y no se fundieron totalmente.
De acuerdo a los resultados obtenidos en la tabla 34, por el método de agua regia utilizando
como precipitante el bisulfito de sodio más urea o utilizando como precipitante el sulfato
ferroso más urea, se obtuvo un oro de 24 quilates, debido a que el agua regia solo disuelve al
oro.
De acuerdo a los resultados obtenidos en la tabla 35, por el método artesanal, se obtuvo un
oro de 14 quilates, debido a que al momento de fundirse los metales presentes en la muestra
inicial formaron una aleación.
De acuerdo a los resultados obtenidos en la tabla 41, por el método de agua regia utilizando
como precipitante el bisulfito de sodio más urea, se obtuvo una utilidad de $301,83/kg de
muestra, y utilizando como precipitante el sulfato ferroso más urea, se obtuvo una utilidad de
$294,77/kg de muestra.
Según los resultados obtenidos en la tabla 42, por el método artesanal, se obtuvo una utilidad
de $156,94/ kg de muestra.
81
6. CONCLUSIONES
6.1. Recuperación de oro de soluciones cianuradas
La mejor recuperación de oro de las soluciones cianuradas, se obtuvo por el método de
precipitación con zinc, 90,4%, mientras que la menor recuperación, se obtuvo por el método
de agua regia con sulfato ferroso más urea, 60,7%.
El mejor quilataje de oro se obtuvo por el método de agua regia, 24 quilates, mientras que el
menor quilataje de oro se obtuvo por el método de precipitación con aluminio, 14 quilates.
La mejor utilidad se obtuvo por el método de precipitación con zinc, $16/L de muestra,
mientras que la menor utilidad se obtuvo por el método de agua regia con sulfato ferroso más
urea, $10,66/ L de muestra.
Se escogió el método de precipitación con zinc para recuperar oro de las soluciones
cianuradas, debido a que se obtuvo la mejor recuperación y la mejor utilidad.
No se puede desechar al sistema de alcantarillado, las soluciones residuales producto del
proceso de recuperación del oro, debido a que tienen una concentración elevada de cianuros
totales.
6.2. Recuperación de oro de residuos sólidos
La mejor recuperación de oro de los residuos sólidos, se obtuvo por el método de agua regia
con bisulfito de sodio más urea, 83,7%, mientras que la menor recuperación se obtuvo por el
método artesanal, 60,71%.
El mejor quilataje de oro, se obtuvo por el método de agua regia, 24 quilates, mientras que el
menor quilataje, se obtuvo por el método artesanal, 14 quilates.
82
La mejor utilidad se obtuvo por el método de agua regia con bisulfito de sodio más urea,
$301,83/kg de muestra, mientras que la menor utilidad se obtuvo por el método artesanal,
$156,94/kg de muestra.
Se escogió el método de agua regia con bisulfito de sodio más urea, para recuperar oro de los
residuos sólidos, debido a que se obtuvo la mejor recuperación, el mejor quilataje de oro y la
mejor utilidad.
83
7. RECOMENDACIONES
Diseñar y construir un equipo que permita la recuperación del oro de los residuos en pequeña
escala ya que los existentes son utilizados para tratar grandes cantidades de materia prima.
Hacer un estudio para la recuperación de plata, ya que la solución filtrada luego de
reaccionar con el ácido nítrico y los filtros donde el cloruro de oro se filtró contienen plata
disuelta.
Se recomienda a los artesanos realizar los experimentos en un lugar ventilado y colocar un
ventilador junto a los recipientes donde se vaya a efectuar las reacciones, para así enviar los
gases tóxicos al aire. Para realizar los experimentos el artesano debe tener un mandil,
mascarilla, guantes de látex y sobre todo tener mucho cuidado en la manipulación con los
reactivos. Los reactivos como los ácidos se lo debe envasar en recipientes ámbar, y los
reactivos solidos guardarlos en un lugar seco, etiquetarlos con la palabra peligro para así
prevenir el mal uso de los mismos.
Mejorar el proceso de precipitación con zinc, añadiendo la etapa de desaireación, antes de
del proceso de cementación.
Hacer un estudio de la precipitación con aluminio, cambiando el área superficial de éste, es
decir en lugar de colocar polvo de aluminio, colocar una barra de aluminio y determinar si la
recuperación es mejor.
Mejorar los procesos utilizados, realizando una optimización mediante un diseño
experimental, para determinar las variables que afectan al proceso de recuperación del oro y
se pueda optimizar los métodos y obtener las mejores condiciones que generen un mayor
rendimiento.
Realizar un estudio para el tratamiento de las aguas residuales, producto del proceso de
recuperación del oro, debido a que tienen un alto contenido de cianuros totales y no cumplen
con los límites de descarga al sistema de alcantarillado público.
84
CITAS BIBLIOGRÁFICAS
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2012 [Fecha de consulta: 8 abril 2015]. Disponible en: <
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PROECUADOR, (1): 1-56, febrero 2012. p. 6.
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Oro en Eficiencia y Costos, Proceso Agua Regia, Proceso Ácido Nítrico, Proceso Agua
Regia sin encuarte, Proceso Outokumpu Modificado, para pequeñas Refinerías de Oro.
Tesis de Grado. Ingeniero Metalurgista. Universidad Nacional de Ingeniería. Facultad de
Ingeniería Geológica Minas y Metalúrgica. Lima. 2005. pp 26.
[7] Ibíd., pp 26-28.
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metales preciosos a nivel laboratorio a partir de los Desperdicios con alto contenido de oro.
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de Ingeniería Química. Guatemala. 2003. p. 7.
[9] YBARRA, Raúl. Valuación de joyería del Oro. [Fecha de consulta: 7 Abril 2015].
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85
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orfebrería. Trabajo de graduación. Ingeniero Químico. Universidad Central del Ecuador.
Facultad de Ingeniería Química. Quito. 1999. pp 21-22.
[11] PONCE, Op. Cit., pp 28-32.
[12] Ibíd., pp 36-38.
[13] MANCHENO, Pablo y MUÑOZ, Andrés. Recuperación de oro de soluciones post-
lixiviación con cianuro de sodio mediante cementación con Cinc y adsorción en carbón
activado. Tesis de Grado. Ingeniero Químico. Universidad San Francisco de Quito, Colegio
de Ciencias e Ingeniería. Quito. 2009. pp 6-7.
[14] GRIMALDOS, Rafael. Extracción de oro por cianuración [en línea]. [Fecha de consulta: 7
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cianuracion/extraccion-oro-cianuracion.shtml#ixzz3d4iUizDk.
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[16] ARÉVALO, Christian. Control de efluentes cianurados mediante la oxidación con
peróxido de hidrogeno en un laboratorio de análisis de minerales. Trabajo de Grado,
Ingeniero Químico. Universidad Nacional Mayor de San Marcos. Facultad de Química e
Ingeniería Química. 2011. Perú. pp 34-36.
[17] MANCHENO, Op. Cit., pp 13-15.
[18] PONCE, Op. Cit., p.43.
[19] BARRIENTOS, Op. Cit., p.12.
[20] URGILES, Marcelo y VINTIMILLA, Moises. Evolución de la joyería artesanal en la
Ciudad de cuenca en la segunda mitad del Siglo XX. Tesis de Pregrado. Licenciado en
Ciencias de la Educación. Especialidad Historia y Geografía. Universidad de Cuenca.
Facultad de Filosofía, Letras y Ciencias de la Educación. Cuenca. 2010. pp 138-139.
86
[21] BARRIENTOS, Op. Cit., pp 12-13.
[22] URGILES, Op. Cit., pp 145-147.
[23] BARRIENTOS, Op. Cit., p.13.
[24] URGILES, Op. Cit., pp 149-150.
[25] BARRIENTOS, Op. Cit., pp 13-14.
[26] URGILES, Op. Cit., pp 151-154.
[27] BARRIENTOS, Op. Cit., p.14.
[28] URGILES, Op. Cit., pp 159-160.
[29] Ibíd., pp 161-162.
[30] Ibíd., pp 205-207.
[31] Ibíd., p.163.
[32] BARRIENTOS, Op. Cit., p.15.
[33] Ibíd., pp 15-17.
[34] HERDOÍZA. Guadalupe. Sistema de Gestión Integral de Residuos Sólidos (relaves) para la
planta de beneficio Prohemach. Trabajo de Posgrado. Magister en gestión ambiental para
industrias y servicios. Universidad de Cuenca. Facultad de Ciencias Químicas. Cuenca.
2010. p.15
[35] MANCHENO, Op. Cit., pp 26-28.
[36] Ibíd., pp 31-34.
[37] SARANGO, Op. Cit., p.35.
87
[38] CANALES, Op. Cit., p.74.
[39] Ibíd., pp 47-48.
[40] CANALES, Op. Cit., p. 42.
[41] ALVAREZ, Op. Cit., p. 36.
[42] BARRIENTOS, Op. Cit., pp 23-25.
[43] SÁNCHEZ, Luis. Recuperación de oro a partir de residuos de la industria joyera. Anales
de la Real Sociedad Española de Química, (2): 46-48, enero-marzo 2002. p.47.
[44] BARRIENTOS, Op. Cit., pp 25-29.
[45] ALVAREZ, Op. Cit., p.36.
[46] PONCE, Op. Cit., pp 71-73.
[47] BARRIENTOS, Op. Cit., p.30.
[48] SÁNCHEZ, Op. Cit., p.48.
[49] BARRIENTOS, Op. Cit., pp 32-33.
[50] MESA, Luis. Cianuro, Sociedad y Medio Ambiente. Medellín. 2014. pp 37-40.
[51] ALVAREZ, Op. Cit., p.35.
[52] SARANGO, Op. Cit., p.54.
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[56] SARANGO, Op. Cit., p.72.
[57] Ibíd., p.72.
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92
ANEXO A. Método agua regia para solución cianurada
Figura A.1. Evaporación muestra cianurada Figura A.2. Residuos sólidos
Figura A.3. Mezclado con agua regia Figura A.4. Filtrado
93
Figura A.5. Precipitación con sulfato ferroso Figura A.6. Precipitación con
bisulfito de sodio
Figura A.7. Precipitado 1 Figura A.8 Precipitado 2
94
ANEXO B. Prueba de la púrpura de cassius (Primer Método)
Figura B.1. Muestra cianurada y ac. Clorhídrico Figura B.2. Cloruro estañoso
Figura B.3. Mezcla Figura B.4. Resultado color negruzco
indica la presencia de oro
95
ANEXO C. Prueba de la púrpura de cassius (Segundo Método)
Figura C.1. Prueba de la púrpura de cassius para determinar el volumen de agua regia
necesario.
Figura C.2. Prueba de la púrpura de cassius par a determinar la cantidad de precipitante
necesario.
96
ANEXO D. Precipitación
Figura D.1. Precipitación con aluminio Figura D.2. Sedimentación
Figura D.3. Precipitación con zinc Figura D.4. Sedimentación
97
ANEXO E. Prueba del Sulfuro de Sodio
Figura E.1. Prueba del sulfuro de sodio para el zinc
Figura E.2. Prueba del sulfuro de sodio para el aluminio
98
ANEXO F. Método agua regia para muestra sólida
Figura F.1. Calcinación de residuos sólidos Figura F2. Mezclado con agua regia
Figura F.3. Filtración Figura F.4. Adición de bisulfito de
sodio
101
ANEXO H. Proceso de fundición del oro
Figura H.1. Fundición del oro
Figura H.2. Aumento de la llama del soplete
104
ANEXO L. Determinación del quilataje del oro
Figura L.1. Muestra de oro Figura L.2. Limado
Figura L.3. Prueba con ácido clorhídrico Figura L.4. Coloración verdosa, oro
de 14 kts.