DISOLUCIÓN DE VALORES DE ORO Y PLATA DE MINERALES MANGANO-ARGENTÍFEROS

G.T. MUNIVE1, A. L. LEAL-CRUZ 1, M. A. ENCINAS-ROMERO 1, J. H. CORONADO-LÓPEZ1, L. A. ALMAZÁN-HOLGUIN y F. BROWN-

BOJÓRQUEZ 2 1Departamento de Ingeniería Química y Metalurgia y 2 Departamento de

Investigación en Polímeros y Materiales, Universidad de Sonora. Rosales y Blvd. Luis Encinas S/N, Hermosillo, Sonora, 83000, México.

gtmunive@iq.uson.mx

RESUMEN

Los estados de Puebla, Coahuila, Zacatecas, Jalisco y Sonora en México, cuentan con grandes yacimientos manganoargentíferos con contenidos relativamente altos de manganeso (2-12 % en peso) y con valores económicos de plata de 150-500 g/ton. Actualmente, muchos de estos minerales no pueden ser procesados por cianuración, debido a las características refractarias inherentes a la asociación plata-manganeso, que impiden la disolución de la plata. Por ello, se requiere de procesos viables para beneficiarlos eficientemente. En esta investigación, se propone un proceso combinado y fundamentado en la disolución inicial de manganeso bajo condiciones reductoras, seguido por la lixiviación de oro y plata con tiosulfato de sodio compuesto. Antes de la lixiviación, el mineral se somete a un pretratamiento con agentes reductores de manganeso (ácido sulfúrico, cloruro de sodio, carboximetilcelulosa, dióxido de azufre y sulfito de sodio). Para estudiar la velocidad de disolución de oro y plata, se consideraron las siguientes variables: tiempo de lixiviación, tipo de agente reductor, concentración del agente lixiviante y tamaño de partícula. Las técnicas de análisis utilizadas fueron: difracción rayos X, microscopia electrónica de barrido y análisis químico por vía húmeda. El proceso propuesto es una alternativa viable para el tratamiento de menas con alto contenido de manganeso. Palabras Clave: Minerales Refractarios, Lixiviación, Tiosulfato, Cianuro.

DISSOLUTION OF GOLD AND SILVER FROM ARGENTIFEROUS MANGANESE ORES

ABSTRACT

The States of Puebla, Coahuila, Zacatecas, Jalisco, and Sonora in México, have a great amount of argentiferous-manganese ore deposits, with high values of manganese (2-12 wt.%) and silver (150 to 500 g/ton). Unfortunately, these ores cannot be processed by leaching with cyanide, due to its refractory nature attributed to the silver-manganese association, which impedes the silver dissolution. Because of this, the development of viable processing

technologies to benefit this kind of refractory ores is required. In the present research, a novel process is considered for the treatment of ores containing high manganese values. The process is based in a pretreatment to reduce manganese with chemical agents (sulfuric acid, sodium chloride, carboxymethylcellulose, sulfur dioxide, and sodium sulfite), followed by a leaching process with stabilized sodium thiosulfate. With the purpose of study the dissolution rate of gold and silver in pretreated ores with stabilized sodium thiosulfate, the leaching parameters were varied, as follows: leaching time, kind of reducing agents, concentration of leaching agent and particle size. Samples were analyzed by X-ray diffraction, scanning electron microscopy and chemical analysis techniques. According to these results, the process with pretreatment of manganese and leaching with stabilized sodium thiosulfate is a viable alternative for the treatment of argentiferous-manganese ores. Keywords: Refractory Ores, Leaching, Thiosulfate, Cyanide.

INTRODUCCIÓN La mayor parte de los minerales de oro y plata con altos contenidos de manganeso, no pueden ser procesados por cianuración. Esto se debe a las características refractarias inherentes a la asociación plata-manganeso, que impiden la disolución de la plata. Actualmente, México cuenta con importantes yacimientos de minerales refractarios con alto contenido de manganeso y valores importantes de oro y plata, los cuales no son explotados (Figura 1).

Figura 1. Minas manganeso y plata

En la Figura 1, se presentan los lugares anómalos donde actualmente las minas están abandonadas por problemas de asociación argento-mangánica,

destacando un número considerable de yacimientos ubicados en los estados de Puebla, Coahuila, Zacatecas, Jalisco y Sonora. Los cuales, se caracterizan por presentar contenidos relativamente altos de manganeso (2-12 % en peso) y valores económicos de plata que van de 150 a 500 g/ton. Condiciones que hacen redituable el empleo de tecnologías o procesos adicionales para su apropiado beneficio. Por otra parte, el precio que han alcanzado actualmente los metales, hacen más atractiva la búsqueda de tecnologías factibles para el tratamiento de minerales de oro y plata difíciles de recuperar. En los procesos convencionales con cianuro utilizados para el beneficio de minerales manganoargentíferos con características refractarias (Muir, 2011), se logran bajos porcentajes de extracción de plata (20-30 % en peso). Lo anterior, hace poco atractivos a los procesos de cianuración para el procesamiento de minerales refractarios, desde el punto de vista económico. Esto sin considerar los problemas y restricciones ambientales asociadas a su uso. Siendo, necesario el desarrollo de procesos viables para beneficiar minerales refractarios eficientemente y sin afectar el medioambiente. Recientemente, se han realizado esfuerzos importantes para resolver la problemática asociada a la baja disolución que presentan los minerales refractarios y poder beneficiar minerales refractarios de oro y plata (Feng y col., 2011; Jeffrey y col., 2001). Los procesos disponibles en la literatura, consideran el uso de procesos de tostación (Lehmann y col., 2000) o tratamientos previos para extraer el manganeso. En el caso de los procesos que emplean tostación, se ha reportado la aplicación de un proceso combinado de tostación clorulante a 670 °C y la disolución posterior de valores de plata con resultados aceptables (Christensen, 1928). Por otra parte, se han propuesto algunas alternativas y coinciden en extraer primero al manganeso y después lixiviar el mineral para recuperar el oro y la plata. En los procesos de lixiviación de manganeso a partir de minerales de bajo grado, se ha utilizado el ácido sulfúrico con diversos agentes reductores. El orden de la reducción del manganeso esta dado por el siguiente mecanismo: MnO2 Mn2O3 Mn3O4 MnO [1] En cada de una de las etapas se remueve una mol de oxígeno. Las especies minerales más importantes del manganeso son:

MnO2: Pirolusita. Manganeso (IV)

Mn2O3: Bixbyite. Manganeso (III)

Mn3O4: Hausmanita. Manganeso (II, III)

Mn7SiO2: Braunita. Manganeso (II, III)

La reducción del manganeso ocurre al combinar el acido sulfúrico con agentes reductores, tales como: la glucosa, la sacarosa, la lactosa, la melaza, el sulfito de amonio, el sulfito de sodio, el peróxido de hidrógeno, el dióxido de azufre y el cloruro de sodio. A continuación se muestran las principales reacciones químicas del manganeso con agentes reductores. a) Reacción con ácido sulfúrico y celulosa, se utiliza el tratamiento de desechos de periódico y estas dada por: 12nMnO2 + (C6H10O5)n + 12nH2SO4 12nMnSO4 + 6nCO2 + 17nH2O [2] Las condiciones óptimas para una recuperación de manganeso >90% son: 90°C, 5% H2SO4 (v/v), relación reductor y mineral de 0.5, 8 horas, densidad de pulpa de 10% y con un tamaño de partícula de -100 μm de mineral. b) Reacción con ácido sulfúrico y peróxido de hidrógeno. MnO2 + H2O2 + 2H+ Mn2+ + 2H2O + O2 [3] 2Ag + H2O2 + 2H+ 2Ag+ + 2H2O [4] En las reacciones anteriores el término H+ representa la acción de ácido sulfúrico. La Reacción [3] representa la reacción reductiva del manganeso en presencia de peróxido de hidrógeno y la Reacción [4] es la reacción de oxidación de la plata con el peróxido de hidrógeno. c) Reacción con glucosa. C6H12O6 + 12MnO2 + 12H2SO4 6CO2 + 12MnSO4 + 18H2O [6] d) Reacción con lactosa. C12H22O11 + 24MnO2 + 24MnO2 12CO2 + 24MnSO4 + 35H20 [7]

e) Reacción con ácido sulfúrico y cloruro de sodio. Se hace reaccionar la sal con el ácido sulfúrico concentrado para formar ácido clorhídrico y sulfato de sodio, como se muestra en la siguiente reacción: 2NaCl + H2SO4 Na2SO4 + 2HCl [8] Una vez extraído el manganeso, se lixivia la plata con cianuro de sodio, tiosulfato de sodio o amonio. Logrando con ello, extrae hasta el 90% en peso de plata. Aunque, el proceso con cianuro puede ser redituable, los procesos que emplean tiosulfato de sodio y amonio tradicionales no lo son. Ya que, no se ha logrado evitar la descomposición del tiosulfato bajo condiciones de operación en planta, implicando un alto consumo de agentes lixiviantes (Breuer y col., 2002).

En trabajos realizados previamente por Munive, se ha demostrado que es posible estabilizar el tiosulfato y obtener porcentajes de recuperación aceptables en minerales difíciles de cianurar, que proceden de diferentes minas, tales como: minerales de cobre, escorias de fundición de cobre-zinc, minerales piritosos y carbonáceos. También, reportó un estudio comparativo de los procesos de lixiviación con cianuro y tiosulfato, en el que revela que el proceso de lixiviación con cianuro es más lento que con tiosulfato. De acuerdo a los resultados recuperación obtenidos en las primeras 24 horas, se alcanzan tasas de recuperación de 54.55 y 34.23% en peso de oro y plata, respectivamente. Mientras que, en el proceso de lixiviación con tiosulfato compuesto presenta una velocidad de extracción más alta y se alcanzan para el mismo tiempo, recuperaciones 94.54 y 93.82% en peso de oro y plata, respectivamente (Yen y col., 1999). Con base en lo anterior, en el presente trabajo de investigación, se propone la aplicación de un proceso combinado (pretratamiento químico-lixiviación) para el beneficio de minerales refractarios, que se fundamenta en la disolución inicial de manganeso bajo condiciones reductoras, seguido por la lixiviación de oro y plata con tiosulfato de sodio compuesto. Para el pretratamiento de los minerales refractarios, se han considerado los agentes reductores de manganeso, siguientes: ácido sulfúrico, cloruro de sodio, carboximetilcelulosa, dióxido de azufre y sulfito de sodio. Mientras que, el estudio de la velocidad de disolución de oro y plata de minerales refractarios químicamente pre-tratados con tiosulfato de sodio considera las siguientes variables: tiempo de lixiviación, tipo de agente reductor, concentración del agente lixiviante y tamaño de partícula. La muestra estudiada proviene de un jalero que se encuentra localizado en Hostotipaquillo, Jalisco y se caracteriza por presentar leyes de plata de 120 a 200 g/t y oro de 0.5 a1.2 g/t. Los minerales de manganeso se encuentran entre 1.5 y 3 % en peso.

METODOLOGÍA EXPERIMENTAL CARACTERIZACIÓN DE LAS MUESTRAS DE MINERAL Y SOLUCIONES

Para este trabajo de investigación, se utilizaron muestras provenientes de un jalero ubicado en Hostotipaquillo, Jalisco. Se inició con el muestreo del mineral proveniente del jalero, para su posterior preparación y caracterización. La preparación consistió en moler las muestras de mineral hasta obtener una distribución de tamaño de partícula con el 70% en peso del mineral en la -200 y el resto en la malla -325. Las muestras preparadas, se caracterizaron para conocer su composición química mediante las técnicas de análisis químico por vía húmeda y se utilizó un equipo de espectrofotometría de absorción atómica (Perkin Elmer 3110), para la cuantificación de los elementos que constituyen la muestra. La caracterización de mineral se complementó con microscopia electrónica de

barrido (MEB)/espectroscopia de energía dispersiva de rayos X (EDS), mediante la cual se corroboró la composición química elemental del mineral y se observaron las características microestructurales del mismo. Además, con el propósito de conocer las fases presentes en las muestras de mineral, se empleo la técnica de difracción en rayos X (Brucker). Por otra parte, las soluciones obtenidas de las pruebas realizadas para el pretratamiento con agentes reductores y la lixiviación con tiosulfato estabilizado, se analizaron mediante la técnica de espectrofotometría de absorción atómica.

PRETRATAMIENTO CON AGENTES REDUCTORES El mineral preparado a -200 mallas, se fue pretratado con ácido sulfúrico (H2SO4) al 5% en volumen y con los agentes reductores (ácido sulfúrico, cloruro de sodio, carboximetilcelulosa, dióxido de azufre y sulfito de sodio). Posteriormente, se hicieron lavados con soluciones acuosas de hidróxido de sodio (NaOH) y el mineral pretratado, se sometió a pruebas de lixiviación con tiosulfato estabilizado y cianuro, posteriormente. De los agentes reductores estudiados, se seleccionó el que presentó mejores resultados, así como, ventajas tecnológicas y económicas. Debido a esto, se optó por estudiar al cloruro de sodio (NaCl) como agente reductor combinado con el ácido sulfúrico en el pretratamiento del mineral. Los parámetros utilizados en el tratamiento de reducción, son: relación sólido-líquido de 1:5, tiempo de contacto de 24 horas, temperatura ambiente, agitación de 500 rpm, concentración de 0.5 M NaCl y ácido sulfúrico al 5% en volumen.

LIXIVIACIÓN CON CIANURO Y CON TIOSULFATO ESTABILIZADO Para comparar la eficiencia del proceso propuesto para la lixiviación de oro y plata a partir de minerales mangano-argentíferos, se realizaron pruebas de lixiviación con cianuro y con tiosulfato estabilizado, para el último caso se empleo el mineral con y sin pretratamiento. Las pruebas de lixiviación, se llevaron a cabo en vasos de precipitado con capacidad de 2000 ml con agitación a una velocidad de 500 rpm durante 24 horas. Para dar seguimiento a la concentración de tiosulfato, oro y plata en las pruebas de lixiviación se extrajeron muestras de solución a las 0, 2, 4, 8, 24 y 48 horas. Pruebas de lixiviación con cianuro: se llevaron a cabo bajo las siguientes condiciones: 500 g de mineral, 1000 ml de solución de cianuro, concentración inicial de cianuro de sodio de 1 g/L, concentración de álcali protector de 3.8 g/L. el pH se mantuvo entre 10.5 – 11.0 con la adición de cal. Para ello, se llevó un registro del pH y se determinó el consumo de cianuro de sodio libre para cada tiempo de muestreo. Con la finalidad de tener siempre una concentración de 0.1% de cianuro de sodio en la solución lixiviante, se controlaron las adiciones de cianuro y cal.

Pruebas de lixiviación con tiosulfato estabilizado: mineral sometido al pretratamiento con cloruro de sodio al 0.5 M y ácido sulfúrico al 5% en volumen, se lixivió con tiosulfato estabilizado. Las condiciones utilizadas en las pruebas de lixiviación, fueron: concentración de tiosulfato estabilizado (20 g/L), concentración de sulfito de sodio (1.0 g/L) y amoniaco (4.0 g/L), 6.0 g/L de sulfato de cobre como catalizador. El pH se mantuvo en todo momento por arriba de 10.

RESULTADOS Y DISCUSIÓN

CARACTERIZACIÓN DE LA MUESTRA A continuación se presentan los resultados de la caracterización por espectrofotometría de absorción atómica, difracción de rayos X (DRX) y microscopía electrónica de barrido (MEB)/espectroscopia por dispersión de energía de rayos X (EDS).

ANÁLISIS POR ESPECTROFOTOMETRÍA DE ABSORCIÓN ATÓMICA. En la Tabla I, se muestran los resultados del análisis químico cuantitativo de Au y Ag (como elementos) y para el resto de los elementos (como óxido), por vía húmeda utilizando espectrofotometría de absorción atómica para la muestra proveniente del jalero de Hostotipaquillo, Jalisco. Tabla I. Análisis químico cuantitativo de la muestra proveniente del jalero de

Hostotipaquillo, Jalisco.

De acuerdo a los resultados del análisis químico del mineral, el contenido de manganeso (reportado como óxido) es de 2.83% en peso. Mientras que el oro y la plata (reportados como elemento) corresponde a 1.1 y 156 g/t, respectivamente. Lo anterior, permite considerar a este tipo de mineral como un candidato idóneo para la recuperación de oro y plata por la técnica propuesta que considera la reducción de manganeso y lixiviación con tiosulfato estabilizado.

MICROSCOPIA ELECTRÓNICA DE BARRIDO/ESPECTROSCOPIA POR ENERGÍA DISPERSIVA DE RAYOS X

En la Figura 2, muestra los resultados de la caracterización por microscopia electrónica de barrido (a) y espectroscopia de energía dispersiva de rayos X

SiO2 Al2O3 MgO P2O5 SO3 K2O TiO2 MnO FeO CuO ZnO Na2O CaO Au Ag

78.3 6.35 0.56 0.35 0.28 1.96 0.14 2.83 5.22 1.83 1.61 0.23 0.33 1.1 156

Porcentaje en Peso g/T

(b) correspondiente a la muestra de mineral proveniente de Hostotipaquillo, Jalisco.

Figura 2. Imagen de MEB y espectro de EDS representativo de la muestra de mineral proveniente de Hostotipaquillo, Jalisco.

Los resultados de la caracterización por MEB muestran que el mineral se encuentra en forma de partículas aciculares con un tamaño de partícula heterogéneo, que va de 150 hasta 1 μm. Mientras que los resultados del análisis por EDS revelan que las muestras de mineral están compuestas principalmente por silicio, oxígeno, manganeso, hierro, potasio, calcio, sodio y otros elementos en menor proporción, tales como: carbono, arsénico, nitrógeno, azufre y zinc. Es importante mencionar, que los resultados del análisis semi-cuantitativo por EDS para el mineral estudiado indican que contiene 2.78% en peso de manganeso (valor reportado como óxido, MnO).

DIFRACCIÓN DE RAYOS X Los resultados de la caracterización del mineral para la identificación de las fases presentes por DRX, se muestran en la Figura 2. De acuerdo a los resultados de la caracterización mineralógica por DRX, el mineral proveniente del jalero de Hostotipaquillo, Jalisco, está conformado por las siguientes fases minerales: cuarzo (SiO2), pirita (FeS), pirrotita (FeS2) y birnesita de potasio (K0.27MnO2(H2O)0.54). Lo anterior, permite confirmar la presencia del manganeso en el mineral, el cual se presenta combinado.

Figura 3. Patrón de DRX correspondiente al mineral proveniente del jalero de Hostotipaquillo, Jalisco.

TRATAMIENTO CON AGENTES QUÍMICOS PARA LA DISOLUCIÓN DE MANGANESO

Los resultados de las pruebas para el tratamiento del mineral con agentes reductores con la intención de disolver el manganeso, indican que la combinación de ácido sulfúrico con cloruro de sodio, es la más apropiada desde el punto vista económico y tecnológico. Por lo tanto, el proceso considerado para el pretratamiento químico del mineral con el propósito de reducir y disolver el manganeso y facilitar la recuperación de los valores de oro y plata en minerales mangano-argentíferos, representa una forma práctica, ya que los reactivos son de bajo costo y de fácil acceso. Además, bajo las condiciones utilizadas en el estudio se disuelve una mayor cantidad de manganeso. En la Figura 4, se muestran los resultados de una prueba representativa de la disolución de manganeso con ácido sulfúrico y cloruro de sodio, partiendo del mineral de jalero de Hostotipaquillo, Jalisco. Las condiciones de prueba fueron las siguientes: 1 l de solución de ácido sulfúrico al 5%, 29.40 g de cloruro de sodio, tiempo de contacto máximo 24 horas, temperatura ambiente, con agitación (500 rpm) y una relación sólido-líquido de 1:5.

Figura 4. Velocidad de disolución del manganeso con ácido sulfúrico y cloruro de sodio como agente reductor. Los resultados del pretratamiento del mineral manganoargentífero con ácido sulfúrico y cloruro de sodio como reductor, indican que es posible extraer hasta el 94.8 % en peso de manganeso, bajo las condiciones consideradas en el estudio. También, es posible apreciar que la cinética de disolución de manganeso es mucho más rápida en las primeras 4 horas y se alcanza un porcentaje de disolución de manganeso del 60.4 % en peso. Luego, se reduce ligeramente la velocidad de disolución de las 4 a las 12 horas y se alcanza un valor de disolución de manganeso del 94.6 % en peso. Finalmente, para el intervalo de tiempo de 12 a 24 horas, la velocidad de disolución es tan lenta que el porcentaje de disolución de manganeso es ligeramente perceptible y pasa del 94.6 al 94.8 % en peso. Lo cual, no justifica el tratamiento por tiempos mayores a 12 horas.

PRUEBAS DE LIXIVIACIÓN CON CIANURACIÓN Y CON TIOSULFATO ESTABILIZADO CON MINERALES MANGANOARGENTÍFEROS

TRATADOS Y SIN TRATAR. Las pruebas se realizaron con mineral proveniente de un Jalero de Hostotipaquillo, Jalisco, el cual presenta características refractarias que limitan la recuperación de oro y plata por métodos convencionales de cianuración. Además, contiene sulfuros de hierro (FeS y FeS2) y cuarzo (SiO2).

Los resultados de las extracciones por lixiviación con cianuro (Figuras 5) y con tiosulfato estabilizado (Figura 6) para minerales managnoargentíferos tratados y sin tratar con ácido sulfúrico y cloruro de sodio con dos tamaños de partícula diferentes (-200 y -325 mallas), se presentan a continuación.

Figura 5. Resultados de la lixiviacion de oro (a) y plata (b) con cianuro a partir de minerales managanoargentiferos sin y con pretratamiento . De acuerdo a los resultados de lixiviacion con cianuro de minerales de managanoargentíferos presentados previamente, el pretratamiento del mineral manganoargentífero con ácido sulfúrico y cloruro de sodio si tiene un efecto importante en la recuperacion de valores de oro y plata y este incrementa para los dos tamaños de particula probados. Para el tamaño de partícula de -200 mallas, se observa un incremento en el porcentaje de extracción de oro de 38 a 82% y para la plata de 22 a 79 %. Mientras que el tamaño de particula de -325 mallas, este incremento en la recuperación no es tan marcado, pero se logran aumentos en los porcentajes de extracción de oro de 55 a 91% y para la plata de 34 a 83 %, los cuales son importantes. Pero no justifica la realización de una molienda más fina. Por otra parte, para los procesos de lixiviacion con tiosulfato estabilizado (Figura 6), el pretratamiento del mineral manganoargentífero con ácido sulfúrico y cloruro de sodio tiene un efecto menos marcado que el caso de la lixivacion con cianuro. Pero, sigue siendo importante el aumento en la recuperacion de valores de oro y plata en los procesos de lixiviación con tiosulfato. Para el tamaño de partícula de -200 se observa un aumento en el porcentaje de extracción de oro de 50 a 87% y para la plata de 40 a 90 %. Mientras que el tamaño de particula de -325, el incremento en la recuperación no es tan marcado y se logran porcentajes de extracción de oro de 75 a 96% y para la plata de 50 a 95 %.

a b

Figura 6. Resultados de la lixiviacion de oro y plata con tiosulfato a partir de minerales managanoargentiferos sin y con pretratamiento. Los resultados anteriores, muestran que en el caso de los procesos de lixiviacion con cianuro es altamente reconmedable la aplicación de un pretratamiento con ácido sulfúrico y cloruro de sodio, ya que se logran mayores incrementos en la recuperacion de valores de oro y plata. Para el tiosulfato los incrementos que se logran en el porcentaje de recuperacion no son lo sufientemente altos para justificar un pretratamiento. Para ambos procesos de lixiviación, se puede observar que un aumento en el número de malla (de -200 a -325), es decir, una reduccion en el tamano de particula no genera cambios significativos en los porcentajes de recuperacion de oro y plata. Por lo tanto, se recomienda trabajar con un tamaño de particula de -200 mallas.

CONCLUSIONES Considerando los resultados anteriores, se establece lo siguiente: Los minerales proveniente de Hostotipaquillo, Jalisco, estan compuestos por las siguientes fases minerales: cuarzo (SiO2), pirita (FeS), pirrotita (FeS2) y birnesita de potasio (K0.27MnO2(H2O)0.54). Además, contienen: 2.78-2.83% de Mn (valor reportado como óxido) y valores de oro y plata de 1.1 y 156 g/t, respectivamente. El pretratamiento con ácido sulfúrico y cloruro de sodio de minerales manganoargentíferos, tiene un efecto significativo sobre la recuperación de valores de oro y plata al ser sometidos a procesos de lixiviación con cianuro y tiosulfato estabilizado. Siendo más marcado este efecto en los procesos de cianuración, donde se logran incrementos importantes en las recuperaciones de oro y plata.

a b

Una molienda más fina, no garantiza un mayor incremento en el porcentaje de extracción de valores de oro y plata. Debido a ello, se recomienda trabajar con minerales molidos a -200 mallas. En las pruebas de lixiviación con cianuro y tiosulfato, el consumo de lixiviantes fueron de 5.10 y 5.20 g/L, respectivamente.

REFERENCIAS

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