“Recuperación de valores de los insolubles procedentes de la lixiviación directa de los sulfuros de zinc”

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M.C. Nallely Guadalupe Picazo Rodríguez

Resumen

En el proceso convencional de extracción de zinc (tostación-lixiviación-electrólisis) a partir de la esfalerita ZnS, se generan dos tipos de residuos sólidos, los cuales contienen valores como el oro y la plata. Uno de estos residuos es el sólido generado de la lixiviación acida del concentrado de ZnS (después de ser sometido a tostación) y otro es el obtenido de la precipitación del hierro a partir de la solución. Para precipitar el hierro se emplea calcina generada durante la tostación del concentrado.

Una alterativa para generar menos residuos sólidos es la lixiviación directa de zinc (omitiendo la etapa de tostación) y la precipitación de hierro en una misma etapa. El residuo de la lixiviación directa (RLD) generado de este proceso, está constituido principalmente de natrojarosita, azufre elemental y valores como el oro y la plata. No obstante, es de suma importancia conocer cómo interactúan los componentes del residuo con los valores ya que se sabe que el azufre elemental formado durante la lixiviación directa de la esfalerita tiende a inhibir la disolución del zinc ya que forma una capa no porosa sobre las partículas. Por otro lado, la natrojarosita tiende a encapsular los valores como la plata en su estructura.

En base lo anterior, en el presente trabajo se dividió en dos partes; 1.- la lixiviación directa del zinc y la precipitación de hierro en una etapa y 2.- la recuperación de los valores a partir del RLD.

En cuanto a la lixiviación del zinc, se realizaron experimentos a escala de laboratorio y a escala piloto en reactores tipo batch abiertos a presión atmosférica y cerrados a baja presión respectivamente. La lixiviación de zinc y la precipitación de hierro en una etapa se logró en experimentos a escala piloto en un medio de H2SO4, Fe2+ y O2. Los resultados experimentales obtenidos en el presente trabajo se compararon con los de otros investigadores para comprender mejor los factores que influyen en la disolución del zinc. En un primer caso, se determinó a partir del análisis de varianza, que el tiempo de lixiviación y el uso de un agente oxidante (O2 o O3) fueron los factores más influyentes durante la lixiviación directa de zinc del concentrado de esfalerita.

Además, se realizó un análisis cinético para determinar el paso limitante de la velocidad de la lixiviación de esfalerita; se encontró que la reacción seguía el modelo de núcleo decreciente, donde la etapa limitante es la reacción química, esto está relacionado con los reactivos utilizados, en este caso Fe2+ oxidado con O2 para obtener Fe3+, la velocidad de esta reacción de oxidación es más lenta que la disolución de zinc, por lo tanto, esta reacción limita la velocidad global. Esto indicó que la capa de azufre elemental es porosa lo cual se demostró en micrografías obtenidas a través de microscopia electrónica de barrido.

En base a lo anterior, se llevó a cabo la recuperación de los valores contenidos en el RLD, considerando su composición, este material fue sometido a distintos pretratamientos; hidrotérmico alcalino, térmico, hidrotérmico alcalino oxidante y desulfuración seguida de un tratamiento hidrotérmico alcalino oxidante. Enseguida el RLD fue lixiviado en medios de cianuro, cianuro con glicina, glicina y tiosulfato. No obstante, en base a pruebas preliminares realizadas se estudió más a detalle la cianuración y la cianuración con glicina.

En el RLD sin pretratamientos se encontró que la natrojarosita y el azufre elemental inhiben la recuperación de oro y plata. La natrojarosita durante la cianuración produce hidróxidos de hierro amorfos los cuales tienden a recubrir las partículas de oro y plata, además de que parte del hierro de esta se disuelve y forma complejos con el cianuro. El azufre elemental también se disuelve durante la cianuración y reacciona con el cianuro para formar tiocianato, además de que puede reaccionar con el complejo de plata ya formado y re-precipitarla como tiocianato de plata. Derivado de lo anterior los pretratamientos fueron necesarios para recuperar los valores.

Cuando el RLD se trató alcalinamente antes de ser Iixiviado en cianuro, se obtuvieron resultados similares a los obtenidos en el RLD sin pretratamientos debido a que la natrojarosita durante el pretratamiento se transformó a hidróxidos de hierro amorfos y el azufre permanece igual. No obstante, en la cianuración asistida con glicina el hierro formó un complejo con la glicina, incrementando la extracción de oro y plata. Algo similar sucedió con el residuo sometido a tratamiento térmico, solo que en este caso se forman óxidos de hierro y el azufre elemental se oxida a SO2.

La adición de un oxidante en el tratamiento alcalino del RLD previo a la lixiviación estabilizó los hidróxidos de hierro amorfos, inhibiendo la disolución del hierro. En la cianuración asistida con glicina de este residuo, al no formar la glicina un complejo con el hierro, lo hizo con la plata permitiendo una mayor recuperación de valores en comparación con la cianuración convencional. No obstante S° aun presente no permitió una recuperación óptima de los valores. Finalmente, la desulfuración del residuo previa al tratamiento hidrotérmico alcalino oxidante permitió incrementar sustancialmente la extracción de oro y plata ya que es consumidor de cianuro re-precipita la plata.

Abstract

In the conventional process of zinc extraction (roasting-leaching-electrolysis) from the ZnS sphalerite, two types of solid waste are generated, which contain values such as gold and silver. One of these residues is the solid generated from the acid leaching of the ZnS concentrate (after being subjected to roasting) and another is that obtained from the precipitation of the iron from the solution. To precipitate the iron, calcine generated during the roasting of the concentrate is used.

An alternative to generate less solid waste is the direct leaching of zinc (omitting the roasting stage) and iron precipitation in the same stage. The residue of direct leaching (RLD) generated from this process is mainly composed of natrojarosite, elemental sulfur and values such as gold and silver. However, it is very important to know how the components of the waste interact with the values since it is known that the elemental sulfur formed during the direct leaching of the sphalerite tends to inhibit the dissolution of zinc since it forms a non­ porous layer on the particles. On the other hand, natrojarosita tends to encapsulate values like silver in its structure.

Based on the above, in the present work was divided into two parts; 1.- the direct leaching of zinc and the precipitation of iron in a stage and 2.- the recovery of the values from the RLD.

Regarding zinc leaching, laboratory-scale and pilot-scale experiments were carried out in reactors batch opened at atmospheric pressure and closed at low pressure, respectively. Zinc leaching and iron precipitation in one stage was achieved in pilot scale experiments in a medium of H2SO4, Fe2+ and O2. The experimental results obtained in the present work were compared with those of other researchers to better understand the factors that influence the dissolution of zinc. In a first case, it was determined from the analysis of the variance that the leaching time and the use of an oxidizing agent (O2 or O3) were the most influential factors during the direct zinc leaching of the sphalerite concentrate.

In addition, a kinetic analysis was carried out to determine the limiting step of the sphalerite leaching rate; it was found that the reaction followed the shrinking core model, where the limiting stage is the chemical reaction, this is related to the reagents used, in this case Fe2+ oxidized with O2 to obtain Fe3+ the speed of this oxidation reaction is slower than the zinc solution, therefore, this reaction limits the overall velocity. This indicated thot the elemental sulfur layer is porous which was demonstrated in micrographs obtained through scanning electron microscopy.

Based on the above, the recovery of the values contained in the RLD was carried out, considering its composition this material was subjected to different pre-treatments; hydrothermal alkaline, thermal, hydrothermal alkaline oxidant and desulphurization followed by a hydrothem1al alkaline oxidant treatment. Then the RLD was leached in cyanide media, cyanide with glycine, glycine and thiosulfate. However, based on preliminary tests carried out, cyanidation and cyanidation with glycine were studied in more detail.

In the RLD without pretreatments it was found that natrojarosite and elemental sulfur inhibit the recovery of gold and silver. The natrojarosite during the cyanidation produces amorphous iron hydroxides which tend to coat the gold and silver particles, apart from which part of the iron of this one dissolves and forms complexes with the cyanide. Elemental sulfur also dissolves during cyanidation and reacts with cyanide to form thiocyanate, in addition to which it can react with the already formed silver complex and re-precipitate it as silver thiocyanate. Derived from the above, pretreatments were necessary to recover the values.

When the leaching RLD was treated alkaline before being leached in cyanide, results like those obtained in the TLR were obtained without pretreatments because the natrojarosite: during the pretreatment was transformed to amorphous iron hydroxides and the sulfur remains the same. However, in glycine-assisted cyanidation, iron formed a complex with glycine, increasing the extraction of gold and silver. Something similar happened with the waste subjected to heat treatment, only that in this case iron oxides are formed, und the elemental sulfur evaporates.

The addition of an oxidant in the alkaline treatment of the RLD prior to leaching stabilized the amorphous iron hydroxides, inhibiting iron dissolution. In the glycine-assisted cyanidation of this residue, as glycine did not form a complex with iron, it did so with silver allowing a greater recovery of values compared to conventional cyanidation. However, the S° still present did not allow an optimal recovery of the values. Finally, the desulfurization of the residue prior to the hydrothermal alkaline oxidant treatment allowed to substantially increase the extractions of gold and silver, since this is a cyanide consumer and re-precipitates the silver.

 

“Recuperación de valores de los insolubles procedentes de la lixiviación directa de los sulfuros de zinc”


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