Planta de gravedad + CIP para el tratamiento de mineral de oro-cobre (1)

Resumen ejecutivo

1.1 Antecedentes

En 2008, se llevó a cabo un importante programa metalúrgico preliminar con mineral del yacimiento de cobre-oro de Kalkaroo, en Australia Meridional. Se probaron cuatro tipos de mineral, entre ellos la capa de oro de óxido saprolita y el cobre nativo, así como el mineral de sulfuro de calcosina secundaria y calcopirita primaria.
Tras la finalización de los trabajos de 2017-2018, se identificaron varias oportunidades metalúrgicas en las que el valor del proyecto Kalkaroo podría mejorar materialmente si se obtuvieran resultados positivos de nuevos trabajos de prueba.

El objetivo principal de las pruebas de separación de oro de Saprolite era establecer un proceso de recuperación de oro para mejorar las recuperaciones de aproximadamente 50% logradas mediante la concentración por flotación gravimétrica. Basándose en las pruebas previas, había indicios de que se podía conseguir una mejor recuperación mediante la lixiviación con cianuro, en la que se demostró una extracción de oro superior a 90% en la solución de lixiviación. Sin embargo, también se extrajo una cantidad notable de cobre de la mena a la solución de lixiviación en concentraciones que, según se preveía, complicarían los procesos posteriores, como la elución y la electrodeposición.

1.2 Objetivos

Los objetivos específicos del programa metalúrgico 2018-2019 eran:
1. Mejorar las recuperaciones de oro del mineral Saprolite Gold principalmente mediante la evaluación de la lixiviación con cianuro (CIL/CIP).
procesos.
2. Evaluar la oportunidad de mejorar la recuperación de oro del mineral Native Copper mediante el uso de un cianuro.
lixiviación tras la recuperación del cobre.
3. Determinar las características de trituración y molienda del mineral de óxido de composición saprolítica variada.
4. Evaluar la recuperación de cobre-oro a partir de mineral de calcosina de baja ley para mejorar los resultados extrapolados anteriormente.
5. Confirmar un diagrama de flujo para recuperar un concentrado de pirita a partir de relaves de cobre de minerales de calcopirita y calcosina y determinar las especificaciones de comercialización del concentrado.
6.Determinar el potencial de tratamiento de los concentrados de pirita para extraer el cobre, el cobalto y el oro contenidos.

1.3 Pruebas y resultados

Se prepararon un total de 18 compuestos descritos en la Tabla 1.1 para lograr los objetivos deseados. Los compuestos utilizaron una cantidad sustancial de núcleos de perforación de medio y cuarto de diamante PQ recuperados de tres pozos perforados durante septiembre de 2018 específicamente para este fin. También se utilizó muestra adicional adecuada de programas de perforación anteriores cuando no había suficiente muestra fresca disponible para el trabajo de prueba. Los detalles de los intervalos seleccionados para cada compuesto se proporcionan en el Apéndice A.

1.3.1 Oro saprolítico

Los trabajos previos sobre el mineral de oro saprolita indicaron que la gravedad y la flotación o la lixiviación con cianuro eran potencialmente viables para generar productos vendibles, aunque cada una tenía sus limitaciones. El programa más reciente se centró en evaluar el impacto del cobre en la lixiviación con cianuro y en confirmar la recuperación de oro asociada. Debido al alto valor de la relación oro/cobre en el tipo de mineral, la atención se centró únicamente en la recuperación de oro.
En primer lugar, se llevó a cabo una pequeña investigación de caracterización de los compuestos preparados, incluido un análisis de tamaño. A continuación, antes de la cianuración del mineral, se probaron métodos de pretratamiento para optimizar la alimentación. El trabajo de prueba final consistió en una prueba de lixiviación de carbono con cianuro seguida de una elución cáustica en frío del carbono cargado final.

Los principales resultados de las pruebas son los siguientes:
1. En consonancia con este resultado, el deslimado por ciclón con D50 de entre 5 y 10um podía eliminar 20%-30% de la masa a tratar y retener aproximadamente 95% de oro. También se rechazarían aproximadamente 25% - 35% de cobre.
2. La prelixiviación ácida del mineral sólo logró una extracción de cobre inferior a 15%.
o La separación por gravedad con un concentrador Knelson y un superpanner sólo consiguió una recuperación de oro de 25% con un concentrado de ley relativamente baja de 130g/t Au.
3. En consonancia con las pruebas previas de lixiviación con cianuro, se recuperó más de 90% de oro en carbón utilizando condiciones convencionales de lixiviación con cianuro.
4. A través de las pruebas CllL se demostró que al aumentar la carga de oro en el carbón, la carga de cobre no aumentaba significativamente, por lo que era probable que se pudieran alcanzar ratios aceptables de carga de cobre:oro.
5. Además, se demostró que la elución cáustica en frío sobre carbón final podía eliminar entre 83% y 97% de cobre con una pérdida mínima de oro (<1,2%).

Teniendo en cuenta los resultados anteriores, es probable que el tratamiento ClL con cianuro sea un método viable de recuperación de oro. Por lo tanto, puede estar justificada una mayor investigación para establecer con mayor certeza los parámetros de diseño de ingeniería. Esto puede incluir pruebas ClL con una mayor carga de oro en el carbón y pruebas ClP optimizadas de triple contacto. A continuación, las pruebas piloto, que incluyen el proceso de elución y electrodeposición, pueden proporcionar una mayor indicación del rendimiento esperado de la planta.
Para el pretratamiento del mineral antes de la lixiviación, es poco probable que se considere una pre-lixiviación ácida o una concentración por gravedad para eliminar el cobre y/o producir un concentrado de cobre adicional. Sin embargo, la deslimación para eliminar la masa excesiva puede ser beneficiosa con la ventaja adicional de eliminar el cobre potencialmente molesto. Si se demuestra que es factible mediante estudios de compensación económica, la deslimación debe utilizarse antes de cualquier lixiviación con cianuro para garantizar que las pruebas reflejen el diagrama de flujo del proceso previsto.

1.3.2 Cobre autóctono

Las anteriores estrategias de tratamiento del mineral de cobre nativo se centraban en la recuperación de cobre nativo grueso mediante métodos de clasificación y gravedad, a lo que seguía la recuperación de un concentrado de cobre por flotación. Anteriormente no se había explorado la posibilidad de recuperar un producto adicional de oro mediante lixiviación con cianuro, que fue el objetivo del reciente programa, en el que el diagrama de flujo deseado consistía en una concentración inicial por gravedad/flotación para producir un concentrado de cobre, seguida de una lixiviación con cianuro de los residuos.
Al comenzar el programa, se hicieron 3 composiciones, una composición promedio de la vida de la mina, una composición con leyes moderadas de cobre y oro y una composición de baja relación cobre-oro, cada una con un contenido de arcilla saprolítica de aproximadamente 25%. Tras una investigación más profunda, se descubrió que se espera un contenido aproximado de 661TP1 de arcilla saprolítica en el mineral de cobre nativo durante la vida útil de la mina, momento en el que se realizó una composición adicional para reflejar esta litología, aunque sólo se consiguió un contenido de saprolita de aproximadamente 50%. Otros trabajos de prueba podrían beneficiarse de muestras con un contenido de saprolita más representativo.
Las pruebas realizadas en los compuestos de mineral de cobre nativo se centraron inicialmente en la investigación de la caracterización del mineral, incluidos los análisis de ensayo de tamaño, los análisis de disolución secuencial y la separación de líquidos pesados para establecer las limitaciones del proceso. A continuación se realizaron pruebas limitadas de lixiviación de cianuro.
Entre las principales conclusiones de las pruebas figuran las siguientes:
1. Las pruebas de deslimación por ciclón demostraron que se podía rechazar entre 16-18% de masa de los compuestos probados, manteniendo 92-93% de cobre y oro, lo que concordaba con las indicaciones de los análisis por ensayo de tamaño.
2. La recuperación limitada de cobre de un máximo aproximado de 73% podría lograrse con los nuevos com-posites cuando se utilizan diagramas de flujo de clasificación, gravedad y flotación desarrollados previamente que produjeron una recuperación de83%.Se espera que esta reducción esté asociada principalmente con la representatividad de los nuevoscomposites realizados.
3. El proceso de recuperación de oro mediante lixiviación con cianuro se probó con éxito en un único ensayo de lixiviación convencional con cianuro en relaves de gravedad NC1, en el que se recuperaron aproximadamente 90% de oro. Aunque también se lixivió un exceso de cobre que se adsorbió al carbón, se demostró que se podía controlar mediante un proceso de elución cáustica en frío que permitió eliminar 98% de cobre con una pérdida de oro insignificante.

Además del trabajo realizado como parte de este programa de pruebas, para demostrar un diagrama de flujo revisado con mejores recuperaciones de cobre y oro (en comparación con el trabajo de RPMGlobal) se requiere más investigación y trabajo de pruebas para establecer la confianza a un nivel de estudio de prefactibilidad. En primer lugar, es necesario confirmar el proceso de recuperación de cobre original, lo que puede incluir la optimización de algunas pruebas de proveedores y, potencialmente, pruebas adicionales en circuito abierto a granel o pruebas de ciclo bloqueado en banco. Una vez confirmada la recuperación de cobre con una cantidad limitada de cobre molesto en los relaves, es necesario llevar a cabo una lixiviación con cianuro (CIL) similar a la realizada en los compuestos de oro de saprolita para establecer las características de carga de carbono y los consumos de reactivos.

1.3.3 Desgaste de Saprolite Gold

Como parte del diagrama de flujo del PFS 2017-2018 de RPMGlobal, el circuito de preparación del mineral de óxido incluía procesos de desbroce y atrición en los que solo el material de gran tamaño se enviaba al molino. En el estudio, se desconocía la cantidad relativa y la dureza del material de gran tamaño debido a la escasez de pruebas previas, por lo que se utilizaron estimaciones basadas en el contenido de arcilla saprolítica.
Para lograr una mayor certeza en cuanto a los requisitos de molienda de los minerales de óxido, se fabricaron 2 compuestos, uno con aproximadamente 75% de arcilla saprolítica y el otro con 25%. Éstos se compusieron a partir de testigos de perforación diamantina de 1/2 PQ de litología apropiada triturados a -12,7 mm. Cada compuesto se sometió a un cribado inicial en seco a 600pum para determinar el tamaño inicial del mineral, seguido de un cribado en húmedo con un cribado final a 75jum que se esperaba que simulara un proceso de desgaste. En el compuesto de alto contenido en saprolita, se utilizó un lavador a escala de laboratorio y un equipo de desgaste para determinar si el mineral era apto para el proceso propuesto.
1. Las pruebas de cribado en húmedo indicaron que para el mineral de alto contenido en saprolita (75%),57% de material no requerirían molienda, mientras que en el mineral de bajo contenido (25%),21,3% no requerirían molienda.
2. Utilizando el atricionador a escala de laboratorio en el compuesto de alto contenido en saprolita, no sería necesario moler aproximadamente 10% más de material (es decir, aproximadamente 67%).
3. Las determinaciones del índice relativo de trabajo en molino de bolas (BBMWi) en las fracciones +75um del mineral demostraron que el componente del mineral que requería molienda tenía un BBMWi de entre 6,3KWh/t en el mineral de saprolita alta y 8,7KWh/t en el mineral de saprolita baja, lo que clasifica el componente grueso entre "muy blando" y "blando".
Es posible que se recomiende la realización de más pruebas (por parte del proveedor) para demostrar la cantidad y la dureza del material que requiere trituración. Esto puede incluir el uso de materiales compuestos con una mayor variedad de contenidos de saprolita.

1.3.4 Separación de calcosina (grado bajo)

Anteriormente, las pruebas realizadas en el mineral de calcosina de Kalkaroo se llevaron a cabo en mineral con leyes de cabeza de hasta 0,57% Cuy 0,43g/t Au. En el PFS de RPMGlobal para el mineral de calcosina con leyes de cabeza inferiores a estas, se extrapolaron las recuperaciones de cobre y oro a los concentrados. En el caso del oro, a veces era inferior a 40%. Por lo tanto, utilizando condiciones de flotación por gravedad previamente establecidas, se probaron dos compuestos (CC4 y CC5) que contenían 0,25%Cu, 0,21g/t Au y 0,53%Cu, 0,25g/t Au respectivamente. Los resultados de las pruebas iniciales indicaron que se podían realizar algunas mejoras, ya que se observaron recuperaciones de cobre y oro relativamente bajas, por lo que se investigó el tamaño de la molienda primaria para obtener mejores resultados.
Entre las principales conclusiones de las pruebas figuran las siguientes:
1. Un tamaño de molienda primario de P80=75yum comparado con el establecido anteriormente de P8O=106um podría mejorar notablemente las recuperaciones de cobre y oro en el concentrado final (hasta 9,6% de cobre y 14,6% deoro).
2. Aproximadamente 20% de oro reportado a un concentrado de prita que se generó a partir de relaves de cobre.
3. Aproximadamente,10% de oro en el concentrado final de cobre-oro se asoció con la etapa preliminar de separación por gravedad, antes de la flotación del cobre.
4. Los resultados finales de las pruebas de ciclo cerrado dieron como resultado recuperaciones de oro para los compuestos CC4 y CC5 a partir de un proceso de flotación entre 50% y 56%, una mejora respecto a la extrapolación anterior.
Para mejorar aún más la curva de grado de recuperación y aumentar la certidumbre, las pruebas adicionales pueden evaluar una gama más amplia de muestras, asegurando que se comprenda la litología adecuada y el material de transición. Para garantizar que las pruebas finales reflejen los procesos de prueba anteriores, no se realizaron pruebas de ciclo cerrado en la alimentación de relaves por gravedad preferida y fue necesario realizar correcciones para establecer los resultados finales de recuperación. Puede ser preferible que las pruebas posteriores se realicen directamente sobre los relaves de gravedad.

1.3.5 Producción de concentrado de pirita de mineral de calcopirita y calcosina

Las pruebas realizadas anteriormente en los minerales de calcosina y calcopirita de Kalkaroo demostraron el potencial de producción de concentrados de pirita a partir de cada tipo de mineral. Sin embargo, la investigación llevada a cabo para optimizar la producción del concentrado o establecer las especificaciones de comercialización fue limitada. Como parte del programa actual, se llevaron a cabo pruebas de flotación por gravedad por separado para cada tipo de mineral de calcosina y calcopirita, con el fin de producir un concentrado de cobre según los mejores diagramas de flujo desarrollados en los programas de pruebas anteriores.
Entre las principales conclusiones de la investigación sobre el diagrama de flujo figuran las siguientes:
1. Se requieren 2 etapas de limpieza de pirita tanto para el mineral de calcosina como para el de calcopirita para producir un concentrado limpio de aproximadamente 90% de hierro más azufre.
2. Los concentrados de pirita producidos a partir de estériles de cobre de calcopirita y estériles más limpios presentan una mejora significativa de la recuperación con respecto a la flotación a partir de estériles de cobre más limpios únicamente. Mientras que los concentrados de pirita procedentes de mineral de calcopirita tuvieron una mejora limitada de la flotación a partir de ambas corrientes de relaves con respecto a los relaves más limpios de cobre solamente.
3. Se produjo una mejora significativa en la separación de cobre y pirita, así como en la recuperación global de metal en el mineral de calcosina con una molienda más fina de P80=75[um en comparación con la molienda anterior de 106pm.
oLa sulfidización potencial controlada (SPC) debía realizarse en el mineral de calcosina para recuperar hasta 50% del concentrado de pirita que, de otro modo, sería irrecuperable.
Las pruebas finales utilizaron el mejor diagrama de flujo y las mejores condiciones de los resultados anteriores en una serie de pruebas de flotación de ciclo cerrado. Estas pruebas se realizaron con relaves de flotación de cobre a granel de cada mineral de calcosina y calcopirita. La producción de concentrados de pirita limpios de cada uno de ellos se confirmó en aproximadamente 90% de hierro más azufre. En las pruebas finales de ciclo cerrado también se demostraron niveles apreciables de cobre (0,61%-2,0%), cobalto (2900-3400g/t) y oro (2,43g/t-3,59g/t). Además, mediante un análisis detallado de los concentrados, se observaron niveles bajos de elementos penalizadores, como el arsénico, que se mantuvo en 0,10% o menos.
Sigue existiendo la posibilidad de seguir investigando las oportunidades de mejorar la separación de los concentrados de cobre y prita mediante diagnósticos mineralógicos para establecer las limitaciones y, a continuación, seguir investigando el efecto de la variación de las condiciones del proceso, por ejemplo, reactivos alternativos y tamaño de la molienda.

1.3.6 Tratamiento del concentrado de pirita de mineral de calcopirita y calcosina

Tras el establecimiento del diagrama de flujo de producción de concentrado de pirita en el apartado 1.3.5, en el que se recuperó una cantidad apreciable de cobalto, cobre y oro, existía la posibilidad de extraer estos metales en productos refinados. Para establecerlo, se realizaron pruebas con concentrados de pirita generados tanto a partir de mineral de calcopirita como de mineral de calcosina. Se consideraron dos diagramas de flujo primarios: la lixiviación ácida directa del concentrado para extraer el cobre, seguida de la lixiviación con cianuro para recuperar el oro, y el uso de una etapa de tostado previa a la lixiviación para permitir la lixiviación de una mayor fracción de cobalto y oro.
A partir del trabajo de prueba se estableció:
1. La lixiviación directa de los concentrados de prita permitió extraer entre 83 y 89% de cobre y un nivel insignificante de cobalto. Mientras que la siguiente lixiviación con cianuro pudo recuperar entre 59% y 68% de oro al carbono.
2. La tostación sulfatada, seguida de la lixiviación con agua y ácido para extraer el cobalto y el cobre, y después la lixiviación con cianuro para recuperar el oro, se mostró como el mejor proceso de recuperación. Se observó un aumento aproximado de 70% en la recuperación de cobalto y de 20% en la recuperación de oro en comparación con la lixiviación directa (véase el cuadro 8.7).
3. Se demostró que el tostado muerto (realizado a una temperatura elevada) y el tostado sulfatado reducen notablemente la lixiviabilidad y, por lo tanto, es poco probable que sea una opción de procesado viable.
Las pruebas realizadas para determinar el potencial de recuperación de cobre, cobalto y oro se limitaron a un estudio de alcance para evaluar la viabilidad potencial de los procesos. Una vez seleccionada la mejor opción de procesamiento, será necesario realizar más pruebas para obtener un nivel de certeza de estudio de prefactibilidad.

1.4 Conclusiones y recomendaciones

Se lograron la mayoría de los objetivos fijados al inicio del programa de pruebas y se evaluaron con éxito las oportunidades de mejorar los resultados metalúrgicos utilizados en el actual PFS de Kalkaroo. Se lograron recuperaciones mejoradas de oro a través de los tipos de mineral y se confirmó la recuperación de concentrado de pirita junto con las oportunidades de recuperación de cobre, cobalto y oro contenidos. Específicamente, con respecto al área:
1. Se demostró que el mineral Saprolite Gold era apto para la lixiviación con cianuro, ya que se recuperaron más de 90% de oro en carbono (frente a 50% mediante flotación), sin que se observara un consumo excesivo de cianuro ni una carga excesiva de cobre. Se demostró que el exceso de cobre podía controlarse mediante el uso de un proceso de elución cáustica en frío y, además, el deslimado por ciclón podía rechazar la masa de mineral a tratar y reducir aún más los niveles de cobre.
2. El mineral de cobre nativo analizado no funcionó como se esperaba con respecto a la recuperación de cobre nativo grueso mediante clasificación, gravedad y flotación que se había establecido en programas anteriores. Sin embargo, las pruebas de lixiviación con cianuro realizadas en los relaves de gravedad demostraron que los minerales eran aptos para la lixiviación con cianuro. Al igual que en el caso del mineral Saprolite Gold, se lograron recuperaciones de oro de aproximadamente 90% con cobre potencialmente eliminado del carbón mediante elución cáustica en frío.
3. Saprolita Las pruebas de desgaste mostraron con éxito que para los compuestos de prueba de saprolita alta (75%)
Además, el mineral que se molería se clasifica entre "muy blando" y "blando", con un BBMWi que oscila entre 6,3 kWh/t y 8,7 kWh/t.
4. Pruebas de calcosina (grado bajo) de mineral con grados de cabeza extrapolados previamente logrados con éxito.
recuperaciones de oro mejoradas de entre 50% y 56%. Esto se logró mediante la investigación del efecto del tamaño de la molienda primaria, donde se identificó como mejor una molienda fina de P80 de 75yum. Cabe señalar que las recuperaciones extrapoladas en la gama de grados de cabeza probados fueron anteriores por debajo de 40%.
5. Los diagramas de flujo de producción de concentrados de pirita se confirmaron tanto para minerales de calcosina como de calcopirita mediante la investigación de esquemas de reactivos, tamaño de molienda, número de etapas de limpieza y uso de relaves de cobre más limpios y/o más ásperos como alimentación. Finalmente, mediante pruebas de flotación en ciclo cerrado, se demostró que se producían concentrados de pirita limpios (901TP3Hierro + azufre) con niveles apreciables de cobre (0,61%-2,0%), cobalto (2900-3400g/t) y oro (2,43g/t-3,59g/t) y bajos niveles de elementos deletéreos como el aresénico (<0,10%).
6. Se demostró que era posible tratar el concentrado de pirita mediante un método de lixiviación directa con lixiviación ácida, recuperando aproximadamente 83-89% de cobre y 59-67,5% de oro con lixiviación con cianuro. Para mejorar la recuperación, un asado sulfatado como proceso preliminar podría mejorar las recuperaciones de oro en aproximadamente 20% y también permitir la lixiviación de cobalto con tasas de extracción alcanzadas de aproximadamente 70%.

Aunque en general las pruebas realizadas han permitido alcanzar la mayoría de los objetivos, aún existen oportunidades para mejorar los resultados y obtener una mayor certidumbre en cuanto a la recuperación de metales y las condiciones de tratamiento. Se espera que esto incluya
1. Saprolita Mineral de oro, para seguir investigando la lixiviación con cianuro y establecer con mayor certeza los parámetros de diseño. Esto puede incluir pruebas ClL con una mayor carga de oro en el carbón y pruebas CIP optimizadas de triple contacto. A continuación, las pruebas piloto, que incluyen el proceso de elución y la electrodeposición, pueden proporcionar una mayor indicación del rendimiento esperado de la planta.
2. Mineral de cobre nativo, confirmando el proceso de recuperación de cobre que puede incluir algunas pruebas de proveedores.
Una vez que se confirme la recuperación de cobre con un exceso limitado de cobre en los estériles, será necesario llevar a cabo una lixiviación con cianuro (CIL) similar a la realizada en el mineral Saprolite Gold para establecer las características de la carga de carbono y el consumo de reactivos.
3. Saprolita Atrición, se realizarán más pruebas (proveedor) para demostrar la cantidad y la dureza
de material que requiere trituración. Esto puede incluir el uso de materiales compuestos con una mayor gama de contenidos de saprolito.
4. 4. Recuperación de calcosina (de baja calidad) para probar una gama más amplia de muestras que garantice que se comprenden la litología adecuada y el material de transición.
5. Producción de concentrado de pirita para investigar más a fondo las oportunidades de mejorar el cobre y la
separación de concentrados de pirita mediante diagnósticos mineralógicos para establecer las limitaciones. A continuación, se investigará el efecto de la variación de las condiciones del proceso, por ejemplo, reactivos alternativos y tamaño de la molienda.
6. Tratamiento de concentrados de pirita para investigar el uso de procesos alternativos no probados en este programa, en particular alternativas al tostado para oxidar los concentrados de pirita antes de la lixiviación, o condiciones de lixiviación más agresivas.