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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



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

[email protected]

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


2.1.2.4. Equipos ........................................................................................................................... 47

2.1.2.5. Materiales ....................................................................................................................... 48

2.2. Oro en residuos sólidos ....................................................................................................... 48

2.2.1. Método de agua regia. ...................................................................................................... 48


2.2.1.2. Procedimiento ................................................................................................................ 50


2.2.1.4. Equipos ........................................................................................................................... 51

2.2.1.5. Materiales ....................................................................................................................... 51

2.2.2. Método artesanal. ............................................................................................................. 51


2.2.2.2. Procedimiento ................................................................................................................ 52


2.2.2.4. Equipos y Materiales ...................................................................................................... 52

3. DATOS EXPERIMENTALES Y CÁLCULOS .................................................................... 53

3.1. Oro en solución cianurada ................................................................................................... 53


3.1.1.1. 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


3.2.1.1. 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


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,


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


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


Tabla 24. Costos, método de agua regia B– Sulfato ferroso, para


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


Tabla 33. Cantidad necesaria de cada precipitante para el método de agua regia,


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


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


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


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



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 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 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


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.


Zinc Zn (s)

Aluminio Al (s)


Ácido Sulfúrico H2SO4

Agua Destilada H2O

Sello rojo NaOH (S)

Hidróxido de Sodio NaOH (S)



Gasolina

Sulfuro de Sodio Na2S

Muestra de solución cianurada

2.1.2.4. Equipos




Soplete a gasolina

Campana de Extracción

48

2.1.2.5. Materiales


V=1 ml Ap.:±0.1 ml


Embudo


Papel Filtro


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 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.


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.



Ácido Clorhídrico HCl (37%)

Ácido Muriático HCl (27%)

Bisulfito de Sodio NaHSO3

Sulfato Ferroso heptahidratado 𝐹𝑒𝑆𝑂4.7𝐻2𝑂

Urea 𝐶𝑂(𝑁𝐻2)2

Agua Destilada H2O



Alcohol Industrial C2H4OH

Cloruro estañoso SnCl2

Muestra de residuos solidos

51

2.2.1.4. Equipos



Medidor de pH


Soplete a gasolina

Campana de Extracción.

2.2.1.5. Materiales


V=1 ml Ap.:±0.1 ml


V=1000 ml Ap.:±100 ml

Balones de Aforo V=100 ml

Embudos


Tubos de Ensayo

Gradilla

Papel Filtro


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


Figura 7. Diagrama del método artesanal


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.




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


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


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


0,039 g NaHSO3


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


0,021 g FeSO4. 7H2O


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


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


0,0082 g Zn


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


0,0023 g Al


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



Ácido Nítrico 67%, L 0,02 $ 2,51 $ 0,050


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



Ácido Nítrico 67%, L 0,028 $ 2,51 $ 0,070

Ácido Muriático, 27%, L 0,112 $ 3,25 $ 0,364


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



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


Tabla 25. Costos, método de precipitación NaOH-Al

Reactivo Cantidad Precio por


Hidróxido de sodio, g 60 $ 0,002 $ 0,132

Aluminio, g 1,5 $ 0,448 $ 0,6720

Otros $ 1 $ 1,0000


66

Tabla 26. Costos, método de precipitación NaOH-Zn



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


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


Tabla 28. Costos, método de precipitación Lejía-Zn


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


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


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


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


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


0,27ml A. R


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


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


0,068 g NaHSO3


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


0,365 g FeSO4. 7H2O


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

%


Sodio 48,73 24 48,73 56,45


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



Ácido Nítrico 67%, L 1,8 $ 2,510 $ 4,518



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



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



Ácido nítrico 67%, L 1,8 $ 2,510 $ 4,518

Ácido muriático, 27%, L 3,2 $ 3,250 $ 10,40


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



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


Tabla 40. Costos, método artesanal


Bórax, g 2000 $ 0,0075 $ 15,02

Nitrato de sodio, g 2000 $ 0,0061 $ 12,26

Otros $ 2,00 $ 2,0


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


agua regia B


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


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


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


3 agua regia B


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.


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


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.


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.


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.


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


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.


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.


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

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[7] Ibíd., pp 26-28.

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[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

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[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.

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86

[21] BARRIENTOS, Op. Cit., pp 12-13.

[22] URGILES, Op. Cit., pp 145-147.







[29] Ibíd., pp 161-162.

[30] Ibíd., pp 205-207.

[31] Ibíd., p.163.


[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.

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[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.


[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.


[45] ALVAREZ, Op. Cit., p.36.

[46] PONCE, Op. Cit., pp 71-73.


[48] SÁNCHEZ, Op. Cit., p.48.


[50] MESA, Luis. Cianuro, Sociedad y Medio Ambiente. Medellín. 2014. pp 37-40.

[51] ALVAREZ, Op. Cit., p.35.


[53] PONCE, Op. Cit., p.163.

[54] InfoLEG. Soluciones de Reactivos (SR). [Fecha de consulta: 8 Mayo 2015]. Disponible en:

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88

[55] Recuperación de oro y plata [en línea]. Quito. 2015 [Fecha de consulta: 8 abril 2015].

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[57] Ibíd., p.72.

89

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91

ANEXOS

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

99

Figura F.5. Adición de sol de FeSO4 0.35M Figura F.6. Precipitado 1

Figura F.7. Precipitado 2

100

ANEXO G. Método artesanal

Figura G.1. Mezcla muestra-mezcla fundente

Figura G.2. Fundición

101

ANEXO H. Proceso de fundición del oro

Figura H.1. Fundición del oro

Figura H.2. Aumento de la llama del soplete

102

ANEXO J. Oro recuperado de las soluciones cianuradas

103

ANEXO K. Oro recuperado de muestra sólida

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.

105

ANEXO M. Informe de resultados de análisis de oro en la solución cianurada

106

ANEXO N. Informe de resultados de análisis de oro en los residuos sólidos

107

ANEXO P. Informe de resultados del análisis de cianuro total de la solución cianurada

residual

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