Reconocimiento-NoComercial-CompartirIgual 4.0 
Internacional 

Esta licencia permite a otras combinar, retocar, y crear a partir de su obra de forma no comercial, 

siempre y cuando den crédito y licencia a nuevas creaciones bajo los mismos términos. 

 

http://creativecommons.org/licenses/by-nc-sa/4.0 

http://creativecommons.org/licenses/by-nc-sa/4.0/
http://creativecommons.org/licenses/by-nc-sa/4.0/




UNIVERSIDAD NACIONAL SAN LUIS GONZAGA 

FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA Y PETROQUÍMICA 

 

 

 

 

 

 

“Evaluación de la operación de desaereación de soluciones auríferas en 

el proceso de Merrill-Crowe para mejorar la recuperación de oro” 

 

 

LÍNEA DE INVESTIGACIÓN 

CIENCIAS NATURALES, INGENIERÍA Y TECNOLOGÍAS SOSTENIBLES 

 

TESIS PARA OPTAR EL TÍTULO PROFESIONAL  

DE INGENIERO QUÍMICO 

 

 

AUTOR: Bach. QUISPE GUTIERREZ ERLYN ZARELLA 

 

ASESOR: Dr. FERNANDO EDUARDO CANO LEGUA 

 

 

 

ICA - PERÚ 

 

2024   

 



ii 
 

 

 

DEDICATORIA 

 

A mis padres, hermanos, y familia por la paciencia, el apoyo incondicional que siempre me han 

estado brindando, por sus enseñanzas y siempre motivarme a seguir, al igual que acompañarme 

en cada paso de mi carrera profesional. 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 



iii 
 

 

 

AGRADECIMIENTOS 

 

Principalmente a Dios, por inspirarme y guiarme a lo largo de mi formación profesional.  

A mi familia por el impulso que me dieron para no rendirme y hoy llegar a este punto de mi vida. 

Al Dr. Fernando Eduardo Cano Legua por su asesoría en el desarrollo y culminación de la presente 

Tesis para optar el Título de Ingeniero Químico. 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 



iv 
 

ÍNDICE DE CONTENIDOS 

                   Pág. 

Dedicatoria          ii 

Agradecimientos         iii 

Índice de Contenidos         iv 

Índice de Tablas         vi 

Índice de Figuras         vii 

Resumen          viii 

Abstract          ix 

I. INTRODUCCIÓN         01 

II. ESTRATEGIA METODOLÓGICA      03 

2.1. Oro y metales preciosos        03 

2.1.1. Química y propiedades físicas del oro      03 

2.1.2. Producción anual y aplicaciones       04 

2.2. Industria minera del oro        05 

2.2.1. Minerales y menas de oro        05 

2.2.2. Minerales de oro         05 

2.2.3. Minerales no refractarios        06 

2.2.4. Lixiviación de oro         12 

2.2.5. Purificación y concentración de soluciones     22 

2.2.6. Refinación de oro         31 

III. RESULTADOS         35 

3.1. Ensayos         36 

3.2. Diseño factorial de experimento      37 

3.3. Cálculo de efectos        38 

3.4. Establecimiento del modelo      38 

3.5. Operación de datos del modelo obtenido     40 

3.6. Evaluación del Modelo       40 

3.7. Análisis de la suma de cuadrados      41 

3.8. Análisis de Varianza       42 

3.9. Método de la pendiente (Merrill Crowe)     43 

IV. DISCUSIÓN         44 



v 
 

4.1. Cementación de plomo       44 

4.1.1. Efecto de la desaireación        44 

4.1.2. Mecanismo         45 

4.2. Adsorción de carbono        46 

4.2.1. Efecto de la desaireación       46  

4.2.2. Mecanismo         47 

V. CONCLUSIONES        49 

VI. RECOMENDACIONES        50 

VII. REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS      51 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 



vi 
 

ÍNDICE DE TABLAS 

Tabla 1 Ensayos diarios 36 

Tabla 2 Combinaciones estocásticas de las variables 38 

Tabla 3 Método de la pendiente ascendente-descendente. Recuperación de oro 43 

Tabla 4 Efecto de la desaireación en la recuperación de oro con adsorción de carbón y 

cementación de plomo 47 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 



vii 
 

ÍNDICE DE FIGURAS 

Fig. 1 a) Producción anual de oro en las industrias mineras y de reciclaje desde 2010 a 2015 y b) 

aplicaciones del oro (Barnes & Edwards, 1982). 4 

Fig. 2 Efecto de la temperatura sobre la velocidad de disolución del oro (solución de KCN al 

0,25%). 14 

Fig. 3 La estructura de algunos cationes comunes unidos a resinas utilizadas para la extracción de 

oro de soluciones de cianuro. 24 

Fig. 4 La estructura de extractantes conocidos para la extracción selectiva de oro tanto de medios 

ácidos como básicos. 26 

Fig. 5 Control de Operaciones Proceso Merrill Crowe 35 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 



viii 
 

RESUMEN  

El proceso Merrill-Crowe o Cementación se utiliza para la concentración y purificación de oro y 

plata a partir de soluciones de cianuro. Entre otras opciones disponibles para la recuperación de 

metales preciosos a partir de soluciones de cianuro, la Electrocoagulación (EC) es una técnica 

electroquímica muy prometedora para la recuperación de estos metales preciosos.  

En este trabajo, primero se presenta una introducción a los fundamentos del proceso Merrill 

Crowe y EC, luego se presentan los aspectos cinéticos, las condiciones y los resultados de ambos 

procesos para la remoción de oro y plata a partir de soluciones de cianuro, y finalmente se muestra 

la caracterización de los productos sólidos formados durante el proceso EC.  

Los resultados sugieren que la cementación de oro y plata por partículas de zinc suspendidas se 

ajusta a una cinética de primer orden bien comportada y para el proceso EC los resultados 

muestran que es una excelente opción para eliminar Au y Ag de la solución de cianuro utilizando 

electrodos de hierro. Finalmente, se eliminó el 99,5% del oro y la plata en el reactor EC 

experimental, y se logró en 5 minutos o menos.  

Se encontró que las recuperaciones de oro de las soluciones de lixiviación de tiourea de mineral 

usando cementación de plomo y adsorción de carbón eran de alrededor del 50%. Se estableció 

una serie de experimentos de cementación de plomo y adsorción de carbón a escala de laboratorio 

para mejorar la recuperación de oro.  

Se investigó el efecto de la desaireación en las recuperaciones de oro en el sistema de tiourea. El 

estudio reveló que se observa el efecto inverso del oxígeno disuelto en la recuperación de oro en 

el sistema de tiourea, en comparación con el sistema de cianuro.  

Si bien la recuperación de oro de la solución de complejo de aurocianuro por cementación mejora 

en condiciones desaireadas, la recuperación de oro disminuye cuando se aplica desaireación al 

sistema de tiourea. Mientras tanto, la recuperación de oro de la solución de complejo de tiourea 

aumenta a medida que se realiza la desaireación durante la adsorción de carbón, que se practica a 

presión atmosférica en el sistema de cianuro.  

En condiciones desaireadas, se logran recuperaciones de oro del 73% y 29% usando adsorción de 

carbón y cementación de plomo, respectivamente. Se obtiene una recuperación de oro del 81% 

cuando se aplica un tiempo de retención más largo (=4 horas) al proceso de adsorción con carbón. 

Se describen los mecanismos propuestos para ambos procesos. 

Palabras clave: Cianuración; Merrill Crowe; Electrocoagulación; Cinética. 

 

 



ix 
 

ABSTRACT 

The Merrill-Crowe or Cementation process is used to concentrate and purify gold and silver from 

cyanide solutions. Among other options available for the recovery of precious metals from 

cyanide solutions, electrocoagulation (EC) is a promising electrochemical technique for precious 

metal recovery.  

In this paper first an introduction to the fundamentals of the Merrill-Crowe and EC processes is 

presented, then the kinetic aspects, conditions and results of the two processes for the removal of 

gold and silver from cyanide solutions are presented, and finally it is illustrated how the solid 

product formed in the EC process is displayed. The results show that the cementation of gold and 

silver by suspended zinc particles is consistent with well-behaved first-order kinetics and for the 

EC process it shows that the results are a good option for removing Au and Ag from cyanide 

solution using iron electrodes.  

Finally, 99.5% of the gold and silver were removed in the experimental EC reactor, and this was 

completed in 5 minutes or less. Gold recovery from thiourea leaching solutions of ore by lead 

cementation and carbon adsorption was found to be 50%. A series of laboratory-scale lead 

cementation and carbon adsorption experiments were set up to enhance gold recovery. The effect 

of deaeration on gold recoveries in the thiourea system was investigated. The study showed that 

the reverse effect of dissolved oxygen on gold recovery was observed in the thiourea system, 

compared to the cyanide system.  

While gold recovery from an aurocyanide complex solution by cementation is improved under 

deaeration conditions, gold recovery is reduced when deaeration is implemented in a thiourea 

system. Meanwhile, gold recovery from the thiourea complex solution is increased as deaeration 

is performed by carbon adsorption, which is carried out under atmospheric pressure in the cyanide 

system.  

Under deaerated conditions, gold yields of 73% and 29% were recovered by carbon adsorption 

and lead cementation, respectively. Gold recovery of 81% is obtained when a longer retention 

time (=4 hours) is adopted in the carbon adsorption process. The proposed mechanisms for both 

processes are described.  

Keywords: Cyanidation; Merrill Crowe; Electrocoagulation; Kinetics. 

 

 

 



 

1 
 

I. INTRODUCCIÓN 

Los procesos de lixiviación con cianuro han sido utilizados por la industria minera durante más 

de 150 años en la extracción de metales nobles, la popularidad de la cianuración se basa 

principalmente en la simplicidad del proceso. Elsner en Alemania en 1846 estudió la disolución 

de oro en solución acuosa de cianuro y notó que el oxígeno atmosférico desempeñaba un papel 

importante durante la disolución del oro [1].  

Además, el cianuro de sodio en una solución alcalina es un solvente fuerte para el oro y la plata, 

la mayoría de los operadores de molinos lo utilizan para disolver partículas finas de oro con un 

tamaño máximo práctico que no es mayor a 50 micrones.  

En la mayoría de las operaciones de cianuración, las partículas de oro requieren de 24 a 72 horas 

para su disolución completa en lodo o pulpa de aproximadamente 50 por ciento de sólidos. Se 

diseñaron reactores de lixiviación extremadamente grandes conocidos como tanque Pachuca en 

los que el mineral finamente molido se agitaba con el agente de lixiviación de cianuro alcalino y 

se equipaba con inyección de aire comprimido en la pulpa para disolver el oro y la plata.  

Se acepta ampliamente que el proceso de cianuración del oro puede representarse mediante la 

clásica ecuación de Elsner. El mecanismo y la cinética se han analizado en varios artículos y 

revisiones. 

La producción mundial de oro proviene principalmente de una ruta hidrometalúrgica que utiliza 

cianuro como lixiviante. La cianuración se practica desde hace un siglo. Había dos alternativas 

para la recuperación de oro de la solución de lixiviación de cianuro: la cementación con cinc y la 

adsorción con carbón.  

Parecía que la cementación con cinc modificada o el llamado proceso Merrill-Crowe se conocía 

desde hacía tiempo como el método estándar para recuperar oro de la solución de cianuro. Sin 

embargo, hubo un renovado interés en la aplicación de la adsorción con carbón. Y desde 1980, el 

proceso de adsorción con carbón modificado, conocido como carbón en pulpa (GIP) o carbón en 

lixiviación (GIL), ha ganado popularidad, reemplazando al proceso Merrill-Crowe. 

Debido a las desventajas de la cianuración, como la baja tasa de lixiviación, la interferencia de 

otros iones metálicos y, en particular, los problemas medioambientales (Chen et al., 1980; Pyper 

y Hendrix, 1981), se han investigado intensamente los lixiviantes alternativos. La tiourea parece 

ser un posible sustituto del cianuro, especialmente en las zonas de mayor preocupación 

medioambiental (Wen, 1982). Se ha intentado aplicar la lixiviación con tiourea en solución ácida 

o acidotioureación a los minerales de oro de Indonesia, en particular los de la mina experimental 

de Jampang, en Java occidental (Wakamatsu et al., 1986; Ardiwilaga, 1989).  



 

2 
 

También se han estudiado las recuperaciones de oro a partir de soluciones de lixiviación con 

tiourea mediante adsorción con carbón (Ardiwilaga, 1991) y cementación (Ardiwilaga et al., 

1994). Se reportaron los efectos de varios parámetros, y el proceso combinado, ya sea 

acidotioureación-adsorción con carbón o acidotioureación-cementación, fue a favor de las 

condiciones de lixiviación de bajas concentraciones de tiourea (10 g/1), ácido sulfúrico (4,9 g/1), 

ion férrico (1 g/1), y en ausencia de dióxido de azufre.  

Sin embargo, tanto la adsorción con carbón como la cementación exhibieron bajas recuperaciones 

de oro, alrededor del 50%, siempre que se usaran carbones activados de cáscara de coco de malla 

-32+60 y cementante de plomo (en polvo). Para obtener una recuperación total mínima de oro 

(proceso combinado) del 90%, se debe obtener una recuperación de oro de al menos el 80% en la 

etapa de adsorción con carbón o cementación. 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 



 

3 
 

II. ESTRATEGIA METODOLÓGICA 

2.1. Oro y metales preciosos  

El oro pertenece a la familia de los metales preciosos junto con la plata y los metales del 

grupo del platino (platino, paladio, osmio, rodio, rutenio e iridio). Los metales preciosos 

son elementos raros que se encuentran en la naturaleza en formas metálicas, como 

aleaciones o en combinación con sulfuros, arseniuros y otros minerales [2].  

El oro y la plata se conocen y se utilizan desde hace milenios, mientras que la mayoría de 

los metales del grupo del platino se han descubierto más recientemente (hace 500 años). El 

oro pertenece al mismo grupo de la plata y el cobre en la tabla periódica con una 

concentración media de 0,005 ppm en la corteza terrestre, mucho menor que la plata y el 

cobre con concentraciones de 0,07 y 50 ppm respectivamente [3].  

Además de su amplio uso en las industrias de la joyería y la decoración, los metales 

preciosos han encontrado algunas nuevas aplicaciones en las últimas décadas debido a sus 

propiedades químicas y físicas específicas. Por ejemplo, se utilizan ampliamente en 

electrónica, convertidores catalíticos en automóviles, catálisis en industrias químicas y de 

refinación de petróleo, industrias del vidrio y aeroespacial, y en ciencia médica [4]. 

Por lo tanto, además de sus fuentes naturales, existe una fuente viable de metales preciosos 

reciclables, conocidas como fuentes secundarias. 

2.1.1. Química y propiedades físicas del oro  

Como todos los metales preciosos, el oro tiene una alta densidad (d = 19300 kg/m3). El oro 

tiene una excelente conductividad tanto de la electricidad como del calor sin perder brillo 

cuando se expone al aire o a la humedad. También es el elemento más dúctil y maleable y, 

por lo tanto, se puede transformar fácilmente en láminas o alambres extremadamente finos. 

Todas estas propiedades únicas lo han convertido en un candidato excelente para 

aplicaciones de joyería y electrónica [5].  

El oro tiene el potencial electroquímico más bajo entre todos los metales de la tabla 

periódica, lo que significa que, en cualquier forma catiónica, acepta electrones de casi 

cualquier agente reductor para formar oro metálico. También es el metal más 

electronegativo y tiene una alta estabilidad química y térmica. Por ejemplo, es muy 

resistente a la oxidación y la corrosión y no se ve afectado por la exposición al aire, la 

humedad o la mayoría de los ácidos y bases fuertes. 

2.1.2. Producción anual y aplicaciones  



 

4 
 

La producción anual de oro en la industria minera fue de alrededor de 2500 toneladas en 

2010 en todo el mundo y alcanzó más de 3200 toneladas en 2015 (Fig. 1a.) y se espera que 

sea la misma para 2016. Además, alrededor de 1200 toneladas de oro se han reciclado a 

partir de fuentes secundarias como joyas, desechos electrónicos, odontología y lodo 

anódico en 2015.  

 

Fig. 1 a) Producción anual de oro en las industrias mineras y de reciclaje desde 2010 a 2015 y b) 

aplicaciones del oro [6]. 

El reciclaje de oro de estas fuentes secundarias puede reducir sustancialmente la extracción 

de oro de minerales vírgenes y extender la vida de las fuentes naturales.  

La Fig. 1.b muestra las principales aplicaciones del oro en diferentes áreas [6]. La mayoría 

del oro producido (más del 50%) se utiliza en la industria de la joyería. Las características 

deseables del oro, que incluyen un brillo muy alto, un color amarillo atractivo, resistencia 

al deslustre y su capacidad para moldearse en diferentes formas, lo hacen muy adecuado 

para la fabricación de artículos de joyería. 

Sin embargo, el oro puro es demasiado blando para soportar las tensiones aplicadas a 

muchos artículos de joyería, por lo que se alea con otros metales como cobre, plata, paladio 

y platino para aumentar su durabilidad. Por lo tanto, la mayor parte del oro que se utiliza 

para fabricar productos de joyería es una aleación con uno o más metales. 

Debido a su alto valor, más de un tercio del oro producido anualmente se utiliza como 

inversión y generalmente se guarda o se comercializa en diferentes formas de monedas y 

lingotes. El otro 10% del oro tiene algunas aplicaciones industriales, de las cuales la más 

importante es en la industria electrónica [6]. También tiene algunas aplicaciones en las 

ciencias médicas, la odontología y las industrias aeroespaciales.  

 



 

5 
 

2.2. Industria minera del oro  

La concentración promedio de oro en la corteza terrestre es de 0,005 ppm y los depósitos 

de mineral con una concentración de 0,5 ppm o superior se consideran económicamente 

recuperables en las minas de oro. En otras palabras, se requiere una mejora mínima por un 

factor de 100 durante los procesos de formación de mineral en la naturaleza para alcanzar 

concentraciones comerciales [4].  

La producción anual actual de oro en la industria minera es de alrededor de 3200 toneladas 

en todo el mundo, y Canadá produce 160 toneladas por año, lo que lo convierte en el quinto 

mayor productor de oro del mundo. Por otra parte, más del 75% de las empresas de oro 

tienen su sede en Canadá, lo que ha convertido a la industria minera del oro en uno de los 

principales negocios del país [6]. 

La mineralogía del oro y todo el proceso de recuperación, desde el triturado y la molienda 

hasta la producción del producto final de oro puro, se analizarán en detalle en las siguientes 

secciones.  

2.2.1. Minerales y menas de oro  

Las características de un depósito de mena y los conjuntos de sus minerales determinan los 

requisitos para sus procesos de extracción y recuperación. Por lo tanto, es necesario un 

buen conocimiento de la mineralogía de la mena para diseñar un proceso óptimo de 

recuperación de oro.  

2.2.2. Minerales de oro  

Dado que el oro es un elemento inerte a temperaturas y presiones ambientales, solo hay 

unos pocos minerales del metal en la naturaleza. Por lo general, tiene una tendencia a 

concentrarse con algunos otros metales o minerales de sulfuro, ya que las rocas con un alto 

contenido de arcillas y un bajo contenido de carbonatos son los mejores anfitriones para el 

oro.  

El oro nativo, también conocido como pepitas de oro, es uno de los principales minerales 

de oro que puede contener hasta un 99,8% de Au, pero normalmente su contenido de oro 

está entre el 85% y el 95%, siendo la plata la principal impureza. El oro nativo se puede 

recuperar fácilmente mediante técnicas de concentración por gravedad, ya que tiene una 

densidad de 15000 kg/m3 o superior, mucho más denso que la mayoría de los minerales de 

ganga comunes (por ejemplo, cuarzo y silicatos) con densidades entre 2700 y 3500 kg/m3. 

Cuando el contenido de plata del mineral de oro aumenta hasta el 25-55%, se le denomina 



 

6 
 

electrum. Tiene un color amarillo claro y una densidad menor (es decir, 13000 a 16000 

kg/m3) que el oro nativo.  

Los telururos de oro son otra fuente de minerales de oro con una densidad de 8000 a 10000 

kg/m3. Existen otros minerales de oro que rara vez se encuentran en la naturaleza, como 

los que se encuentran junto con el bismuto y el cobre. El oro en forma de partículas sólidas 

ultrafinas también puede encontrarse en algunos minerales de azufre como la arsenopirita, 

la pirita, la tetraedrita y la calcopirita [1]. 

Los depósitos de minerales de oro se dividen generalmente en dos categorías principales: 

i) minerales no refractarios que pueden tratarse directamente mediante el proceso de 

cianuración, y ii) minerales refractarios que necesitan un tratamiento previo antes de la 

lixiviación con cianuro.  

2.2.3. Minerales no refractarios  

Los minerales no refractarios son aquellos tipos de depósitos de oro que pueden tratarse 

directamente (con o sin trituración y molienda) con el proceso de cianuración, y en la 

mayoría de los casos se logra una recuperación de oro de más del 90%. Los siguientes son 

los tipos más comunes de depósitos de minerales no refractarios [7].  

Placeres  

Los minerales de oro de placer se forman a través de la liberación de oro por algunos 

procesos naturales como la meteorización y el transporte hidráulico de partículas de oro 

lejos de sus depósitos originales. Como el oro antiguo se ha liberado en gran medida, los 

depósitos de placer generalmente no necesitan trituración y molienda antes del paso de 

lixiviación. La concentración de oro en los yacimientos de placer suele ser baja, sin 

embargo, debido a los bajos costos de capital y de operación, a menudo son fuentes 

primarias de oro importantes. La mayoría de los yacimientos de placer de oro ya han sido 

explotados (especialmente en el siglo XIX) y, en la actualidad, se estima que la 

contribución del oro de placer a la producción anual de oro es del 2 al 5 % [8]. 

Minerales de molienda libre  

Los minerales de molienda libre son aquellos tipos de depósitos de oro en los que casi el 

95 % de su contenido de oro se extrae mediante lixiviación por cianuración (sin un aumento 

significativo en el consumo de reactivos) cuando el 80 % de las partículas de mineral se 

muelen a menos de 75 μm.  

Debido a que las partículas de oro no se liberan y están asociadas con otros minerales, se 

requiere trituración y molienda para liberar el oro a un grado que permita una extracción 



 

7 
 

de oro efectiva. Sin embargo, la composición de los minerales de ganga no afecta 

significativamente los requisitos de procesamiento y, por lo general, parte del oro se 

recupera mediante concentración por gravedad antes del proceso de cianuración. El grado 

de oro es relativamente alto (5 a 15 g/t) en este tipo de minerales, y por lo general contienen 

bajas concentraciones de minerales de sulfuro. Este tipo de mineral se considera una fuente 

importante de producción de oro en la industria minera [9]. 

Minerales oxidados  

En un mineral oxidado, el material mineral se ha oxidado en un alto grado, lo que lleva a 

la ruptura de la estructura de la roca y al aumento de la permeabilidad. Esto generalmente 

conduce a una alta eficiencia de extracción por lixiviación en pilas, incluso en el caso de 

partículas de mineral grandes.  

Sin embargo, en algunos casos, debido a la presencia de cantidades considerables de 

algunos minerales de ganga como sílice poco cristalina, minerales arcillosos, sales de 

sulfato y otros compuestos de óxido, el consumo de cianuro aumenta significativamente ya 

que algunos de estos minerales tienen una solubilidad relativamente alta en soluciones de 

lixiviación con cianuro debido a sus áreas superficiales extremadamente grandes.  

El oro se presenta liberado (el grado de liberación de oro aumenta con la oxidación) o 

generalmente asociado con algunos óxidos de hierro, como hematita (Fe2O3), magnetita 

(Fe3O4) y goethita (FeOOH) [10]. 

Otros minerales no refractarios  

Los minerales de oro ricos en plata son otro tipo de depósitos de oro no refractarios que 

contienen un contenido de plata relativamente alto (>10 g/t) y, en algunos casos, es 

necesario modificar el proceso de extracción, especialmente los pasos de lixiviación y 

recuperación.  

Existen otros tipos de minerales de oro que contienen algunos minerales de sulfuro y se 

clasifican como minerales no refractarios si las partículas de oro no quedan capturadas 

dentro de la matriz de sulfuro y la presencia de los minerales de sulfuro no afecta el proceso 

de extracción [10].  

Minerales refractarios  

Este tipo de minerales se caracterizan por bajas recuperaciones de oro y un alto consumo 

de reactivos (tanto cianuro como oxígeno) cuando se exponen a la lixiviación por 

cianuración directa, debido a una de las siguientes razones:  



 

8 
 

a) Las partículas de oro están encapsuladas en algunos minerales de ganga, generalmente 

sulfuros, y no se pueden liberar de manera efectiva, ni siquiera mediante molienda fina. 

b) El oro se encuentra en aquellos minerales que consumen cantidades significativas de 

oxígeno y cianuro. 

c) El oro está asociado con materiales carbonosos que adsorben el oro disuelto durante el 

proceso de lixiviación. 

d) Cualquier combinación de a) a c). 

Los siguientes son algunos de los principales minerales de oro refractarios. 

Minerales de sulfuro Como el oro tiene una alta afinidad por el azufre, generalmente se 

encuentra en la naturaleza con algunos minerales de azufre como sulfuros de hierro, 

sulfuros de arsénico y sulfuros de cobre. En el caso de los sulfuros de hierro, el oro se 

encuentra mayormente sin liberar en una matriz de sulfuro de hierro, o el comportamiento 

del mineral o minerales de hierro afecta el proceso de extracción de oro. Los principales 

minerales de sulfuro de hierro son pirita (FeS2), marcasita (FeS2) y pirrotita (Fe1–xS donde 

x = 0,0 a 0,2).  

La pirita es un mineral muy común en la naturaleza con un color amarillo y brillo metálico, 

y debido a su alto potencial de reducción estándar, permanece sin reaccionar en soluciones 

acuosas de cianuro. Por lo tanto, los minerales de oro capturados en la pirita necesitan una 

molienda mejorada y/o un entorno oxidante más fuerte para liberar las partículas de oro. 

Por otra parte, esta falta de reactividad es una ventaja, ya que el consumo de reactivos no 

aumenta durante la etapa de lixiviación [11].  

La marcasita (FeS2) tiene la misma composición que la pirita, pero en una forma cristalina 

diferente (polimorfos). Es menos común que la pirita, pero se descompone más fácilmente 

en soluciones acuosas. La marcasita suele ser un importante consumidor tanto de cianuro 

como de oxígeno en el proceso de cianuración y debe tratarse antes de la etapa de 

lixiviación.  

La pirrotita es otro compuesto de sulfuro de hierro que puede asociarse con minerales de 

oro en la naturaleza. Al igual que la marcasita, puede oxidarse en soluciones de cianuro y 

puede ser un importante consumidor de cianuro y oxígeno [12]. 

Después de la pirita, la arsenopirita (FeAsS) es otro huésped de sulfuro común para el oro, 

cuyo contenido de oro es significativamente mayor que el de la pirita y también es más 

frágil. Existen otros tipos de sulfuros de arsénico, como el oropimente (As2S3) y el rejalgar 

(As2S2), que tienen una importancia muy menor en la industria minera del oro.  



 

9 
 

Los sulfuros de cobre son otro tipo de minerales de sulfuro que pueden estar asociados con 

el oro; sin embargo, no es común que el oro se encuentre asociado únicamente con 

minerales de cobre y, por lo general, también está presente algo de pirita.  

La calcopirita (CuFeS2) es el mineral de cobre más común en la naturaleza y, debido a que 

el contenido de oro de los minerales de cobre es demasiado bajo, el oro generalmente se 

produce como un subproducto del cobre en las minas de cobre. La calcocita (Cu2S) y la 

covelita (CuS) son otros minerales de cobre importantes que, en algunos casos, pueden 

contener oro [13]. 

Minerales Carbonosos  

Este tipo de mineral contiene componentes carbonosos que adsorben el oro disuelto durante 

la etapa de lixiviación, lo que resulta en una disminución significativa de la extracción de 

oro mediante el proceso de cianuración. Aunque no se comprende bien la naturaleza exacta 

de los compuestos carbonosos, en la mayoría de los casos incluyen hidrocarburos, ácido 

húmico y carbón elemental activado que pueden adsorber oro de la solución de lixiviación 

con cianuro.  

En algunos casos, un contenido de carbono de solo el 0,1 % puede causar propiedades de 

preg-borrowing (una adsorción reversible de oro de la solución de lixiviación) o preg-

robbing (una adsorción irreversible de oro de la solución de lixiviación) [14]. 

Otros minerales refractarios  

Los sulfuros de antimonio pueden estar asociados con el oro y afectar significativamente 

las condiciones de lixiviación. La aurostibina (AuSb3) y la estibina (Sb2S3) son los 

minerales de antimonio más comunes que se pueden encontrar en algunos minerales de oro. 

Los telururos de oro son otra clase de minerales refractarios y, por lo general, contienen 

algo de oro nativo junto con otros telururos metálicos. La calaverita (AuTe2) es un ejemplo 

de telururo de oro que se puede encontrar en algunos depósitos de oro [15]. 

Pretratamiento de minerales refractarios antes de la lixiviación por cianuración  

Los procesos oxidativos son las técnicas más utilizadas como pretratamiento para minerales 

refractarios a fin de mejorar la eficiencia de la extracción de oro mediante el proceso de 

cianuración estándar. El pretratamiento de oxidación es necesario si se logra una 

recuperación de oro inaceptable mediante el tratamiento directo con cianuro o si el proceso 

de lixiviación no es económico.  

En el caso de los minerales de sulfuro, puede ser necesaria la oxidación para disolver 

algunos o todos los componentes de sulfuro con el fin de exponer los minerales de oro y/o 



 

10 
 

formar una capa de pasivación en sus superficies para evitar el consumo excesivo de 

reactivos de lixiviación [16]. 

El pretratamiento de oxidación también se aplica a los minerales carbonosos para pasivar 

la superficie activa de los materiales carbonosos y evitar la adsorción del oro lixiviado o 

para destruirlos por completo. 

Tanto los métodos de oxidación hidrometalúrgica como los pirometalúrgicos se aplican a 

los minerales refractarios en la industria minera. Los métodos más comunes incluyen la 

tostación, la oxidación a presión, la cloración y la biooxidación. 

En ausencia de un reactivo oxidante y en condiciones ambientales, la mayoría de los 

minerales de sulfuro son muy estables y se descomponen muy lentamente en soluciones 

acuosas en un amplio rango de pH. Sin embargo, al agregar un agente oxidante apropiado 

como ácido nítrico, cloro u oxígeno (bajo presión), se pueden descomponer fácilmente.  

La tostación en presencia de aire u oxígeno es el método de pretratamiento más común para 

la oxidación de minerales de sulfuro refractarios y carbonáceos. El objetivo principal es 

convertir los minerales de sulfuro de hierro en óxidos de hierro porosos en los que se libera 

el oro, y también se minimizará el consumo de reactivo. 

Este método se puede lograr utilizando un proceso de una sola etapa (tostación directa del 

material en un entorno oxidante) o de dos etapas (una primera etapa de operación en 

condiciones reductoras, seguida de tostación en una atmósfera oxidante). Por ejemplo, la 

pirita, la marcasita y la pirrotita se oxidan directamente a 600 °C a magnetita y hematita en 

un entorno oxidante de la siguiente manera: 

 

 

Una opción alternativa para la pirita es la tostación en condiciones reductoras (en una 

atmósfera rica en azufre y dióxido de azufre) en la que la pirita se descompone en pirrotita 

y azufre en el primer paso, seguido de una reacción en un entorno oxidante. 

 

Se sabe que el proceso de dos etapas puede producir un producto esponjoso, más poroso y 

con una mayor área de superficie en comparación con el método de calcinación de una sola 



 

11 
 

etapa. En el caso de la arsenopirita, el proceso de dos etapas es más favorable, ya que se 

descompone en pirrotita y arsénico elemental en la primera etapa, y luego se puede 

convertir fácilmente en magnetita y trióxido de arsénico en el segundo paso. 

 

La mayoría de los carbonos orgánicos en los minerales carbonosos se pueden convertir en 

dióxido de carbono durante el proceso de tostado, lo que hace que pierdan sus propiedades 

de adsorción de oro.  

El rango de temperatura ideal durante el proceso de tostado es entre 450 y 700 °C, ya que, 

a temperaturas inferiores a 450 °C, la tasa de descomposición del mineral de sulfuro es muy 

lenta, y a temperaturas superiores a 700 °C, el óxido de hierro poroso puede capturar 

partículas de oro, lo que resulta en una menor recuperación de oro (este fenómeno a menudo 

se denomina "sinterización"). 

En los últimos años, la oxidación a presión ha sido más popular en la industria en lugar de 

los métodos de tostado tradicionales debido a razones ambientales y a una mayor 

recuperación de oro. Los minerales de sulfuro refractarios se tratan en autoclaves, 

generalmente en condiciones ácidas (incluido >0,1 M H2SO4) a altas temperaturas (100–

210 °C) y presiones (700–2200 kPa). La arsenopirita, por ejemplo, se puede descomponer 

como la siguiente reacción durante el pretratamiento de oxidación a presión: 

 

La oxidación a presión también se puede llevar a cabo en medios no ácidos, utilizando 

condiciones similares de temperaturas y presiones al proceso ácido, pero con un pH neutro 

o ligeramente básico. Este proceso es adecuado para el tratamiento de aquellos minerales 

refractarios que contienen grandes cantidades de carbonatos que consumen ácido y 

minerales con bajo contenido de sulfuro y, por lo tanto, son menos apropiados para los 

pretratamientos de oxidación ácida [2]. 

La cloración es otro método de pretratamiento que es más adecuado para los minerales de 

oro carbonosos para desactivar sus propiedades de robo o préstamo de preg. Los minerales 

refractarios con cantidades menores de materiales carbonosos (generalmente menos del 

1%) se pueden tratar de manera efectiva agregando un surfactante adecuado como 

queroseno y gasóleo al mineral antes de la lixiviación por cianuración (este proceso a veces 

se denomina "blanqueo" o "cegamiento" de los minerales carbonosos) [2]. 

Los minerales con un mayor grado de componentes carbonosos deben tratarse con 

cloración (o tostación) para un pretratamiento efectivo antes del paso de lixiviación. 



 

12 
 

Generalmente se aplica una solución acuosa que incluye pequeñas cantidades de gas cloro 

a 50 °C con un pH de entre 3 y 5, y la superficie de los carbonos orgánicos se convierte 

típicamente en grupos carboxilo (COOH) principalmente.  

Los grupos carboxilo formados pueden luego desprotonarse en soluciones alcalinas de 

cianuro, lo que da como resultado la repulsión de los iones Au(CN)2- cargados 

negativamente. Debido a las altas cantidades de consumo de cloro, la cloración no es un 

método de pretratamiento adecuado para minerales refractarios que contienen sulfuro, ya 

que los minerales que incluyen solo un 1% de azufre sulfurado (~ 2% de pirita), por 

ejemplo, consumirán 82 kg/t de Cl2 [2].  

Algunos tipos de microorganismos como Thiobacillus thio-oxidans y Thiobacillus ferro-

oxidans pueden catalizar reacciones de oxidación de minerales durante la oxidación 

biológica. Estas bacterias naturales se pueden utilizar de manera eficaz para el 

pretratamiento de los minerales y concentrados de sulfuro que contienen oro y, por lo 

general, funcionan a temperaturas cercanas a la temperatura ambiente (35 °C - 45 °C) y 

dentro de un rango de pH de 1,0 a 1,8.  

Existen otros tipos de bacterias (por ejemplo, Sulfobacillus acidophilus, Sulfolobus, etc.) 

que pueden sobrevivir a temperaturas incluso más altas y se han aplicado cada vez más 

para alcanzar tasas de oxidación más rápidas en sistemas comerciales. Entre los diferentes 

métodos de pretratamiento, la oxidación bacteriana es el único proceso que se puede utilizar 

para lograr la oxidación parcial controlada de los minerales de sulfuro, lo que conduce a 

una disminución significativa del oxígeno y el calor necesarios y produce menos ácido, 

todo lo cual puede tener beneficios sustanciales.  

Sin embargo, su aplicación práctica se limita a unos pocos tipos especiales de minerales 

que tienen una porosidad aceptable y un contenido óptimo de sulfuro que son capaces de 

sustentar a las bacterias durante el ciclo de oxidación [2]. 

 

2.2.4. Lixiviación de oro  

El oro metálico es muy resistente a la oxidación y la corrosión y, por lo general, se requieren 

condiciones duras para su rápida disolución. En el contexto de la extracción de oro, el 

proceso de disolución del oro (o de cualquier otro metal) y su extracción del mineral se 

denomina etapa de lixiviación en la que el oro metálico se oxida y se convierte en un 

complejo soluble en agua al reaccionar con un ligando apropiado [1]. 



 

13 
 

Solo una cantidad limitada de ligandos puede reaccionar eficazmente con el oro y formar 

complejos solubles estables. En la siguiente sección, se revisan los reactivos de lixiviación 

comunes para el oro y se analiza brevemente su química de disolución.  

Proceso de cianuración  

Durante más de un siglo, la cianuración ha sido el proceso dominante para la lixiviación y 

extracción de oro del mineral, y cada año más del 13% del cianuro total producido se utiliza 

en la industria minera del oro. El cianuro se utiliza ampliamente en las minas de oro, ya 

que es bastante barato, muy eficiente para la lixiviación de oro y relativamente selectivo 

para el oro en comparación con los metales básicos. 

Es el único reactivo de lixiviación que puede extraer oro de manera económica de los 

minerales de oro con un contenido de oro extremadamente bajo, como 0,5 gramos por 

tonelada. Y debido a que se ha utilizado durante mucho tiempo, su química ha sido 

ampliamente estudiada. El oro metálico es muy resistente a la oxidación y, en ausencia de 

un ligando, los potenciales de reducción son extremadamente altos tanto para Au (I) como 

para Au (III) en agua. 

 

Sin embargo, el oro puede oxidarse y disolverse fácilmente en una solución alcalina de 

cianuro de potasio o sodio. 

 

Aunque el oro metálico no se oxida con el oxígeno del aire, en presencia de cianuro se 

oxida fácilmente a Au(I) (E0 = –0,59 V) y forma un complejo altamente estable de 

dicianoaurato, Au(CN)2-, con β2 de 2×1038 (β2 representa la constante de estabilidad para el 

ion complejo Au(CN)2-) porque el ion cianuro libre es un fuerte donador σ y un muy buen 

ligando aceptor π que puede formar complejos altamente estables con el oro. La reacción 

de disolución general en presencia de oxígeno molecular disuelto se ha mostrado en la 

ecuación: 

 

Esta reacción debe llevarse a cabo en condiciones básicas porque más del 99% del cianuro 

se convertirá en gas HCN altamente venenoso en entornos neutros o ácidos, pero al 

aumentar el pH se convierte en ion cianuro libre, de modo que a un pH de 9,3, CN- y HCN 



 

14 
 

están en equilibrio con el 50% de cada uno presente, y a un pH de 11 o superior, más del 

99% del cianuro permanece en solución como CN-. 

Con relaciones estequiométricas, la disolución de oro en solución de cianuro alcalino es 

extremadamente lenta, pero al aumentar la concentración de cianuro, la tasa de lixiviación 

aumentará hasta alcanzar un máximo con 0,1% p/p de NaCN, y después de eso la tasa de 

disolución permanece constante. 

De hecho, a una concentración óptima de cianuro, la cantidad de oxígeno disuelto en 

solución es el factor limitante de la velocidad, y debido a la baja solubilidad del oxígeno 

en solución acuosa (8,2 mg/L), la velocidad de disolución del oro sigue siendo lenta (4,6 

gm-2h-1) con una concentración incluso alta de cianuro. Proporcionar más oxígeno bajo 

presión puede aumentar la velocidad de disolución del oro, ya que la velocidad máxima de 

120 gm-2h-1 se puede lograr aumentando la cantidad de O2 disuelto a 32 mg/L. 

El aumento de la temperatura también puede aumentar la cinética de disolución del oro, y 

la velocidad más alta se puede alcanzar elevando la temperatura de 25 °C a 85 °C (Fig. 

1.2).2, 36 

 

Fig. 2 Efecto de la temperatura sobre la velocidad de disolución del oro (solución de KCN al 

0,25%). 

 

Sin embargo, aumentar la temperatura a más de 85 °C tiene un efecto negativo ya que la 

cantidad de oxígeno disuelto disminuirá significativamente. Antes del tratamiento con 

cianuro, el mineral de oro se tritura y se muele para disminuir el tamaño de las partículas 

del mineral a 75 micrones o menos, para proporcionar una mayor área de superficie de 



 

15 
 

contacto entre el oro y la solución de lixiviación, y/o en algunos casos, las partículas de oro 

necesitan ser liberadas de algunos minerales que han sido encapsulados en sus estructuras 

cristalinas. En el caso de los minerales de oro propiamente dichos, el consumo de cianuro 

varía de aproximadamente 0,25 a 2 kg por tonelada de mineral, y la velocidad de disolución 

del oro en soluciones de cianuro demora entre 16 y 48 horas [9].  

Durante el proceso de cianuración, normalmente se extrae más del 90% del oro en el caso 

de minerales no refractarios. Al aumentar la refractariedad de los minerales de oro, el 

porcentaje de oro extraído disminuye mientras que el consumo de cianuro aumenta. Por 

ejemplo, los minerales de cobre como la calcocita y la cuprita pueden formar una variedad 

de complejos de cianuro como CuCN, Cu(CN)2-, Cu(CN)3
2- y Cu(CN)4

3- y los sulfuros de 

hierro como la pirrotita, la pirita y la arsenopirita forman complejos altamente estables de 

Fe(CN)6
4- y Fe(CN)6

3-. 

Además, la mayoría de los minerales de sulfuro tienen efectos perjudiciales en la lixiviación 

del oro, ya que pasivan la superficie del oro y consumen tanto cianuro como oxígeno. Sin 

embargo, algunos otros minerales como la galena (PbS) pueden mejorar la cinética de 

lixiviación del oro al prevenir la formación de una capa de pasivación en la superficie del 

oro. 

El proceso de cianuración intensiva es otro tipo de lixiviación con cianuro que 

generalmente se aplica a materiales de mayor calidad, como concentrados de flotación y 

gravedad. En este caso, se aplican altas concentraciones de reactivos, tanto de cianuro como 

de oxígeno, a temperaturas y/o presiones a menudo elevadas para alcanzar altas tasas de 

disolución del oro. En la práctica, se aplica una concentración de cianuro de 5 a 25 kg/t 

(0,5% a 2,5% de NaCN) a altas temperaturas y presiones, y normalmente se alcanza una 

extracción de oro de más del 97% en menos de 24 horas [6]. 

Reactivos de lixiviación alternativos al cianuro  

Aunque el cianuro sigue siendo el principal reactivo de lixiviación para la recuperación de 

oro en la industria minera, presenta varios inconvenientes, como una toxicidad 

extremadamente alta, una cinética de lixiviación lenta y una baja extracción de oro para 

minerales refractarios [4].  

Además, debido a algunos accidentes y a las estrictas regulaciones ambientales, el uso de 

cianuro ha sido prohibido en algunos países y existe una búsqueda mundial para encontrar 

alternativas más adecuadas [10]. 

Por estas razones, se han realizado esfuerzos considerables para encontrar reactivos de 

lixiviación alternativos al cianuro. Algunos de los mejores reactivos de lixiviación 



 

16 
 

reportados son el cloro, el tiosulfato, el tiocianito, la tiourea, el cloruro/hipoclorito y los 

reactivos de lixiviación basados en halógenos.  

Cloración  

La lixiviación de oro con cloro en medios acuosos es uno de los métodos conocidos para 

disolver el oro de manera eficaz y, antes del proceso de cianuración, la cloración se aplicó 

ampliamente en el siglo XIX para el tratamiento de minerales de oro en minas de oro.  

Una solución acuosa de gas de cloro con ácido clorhídrico puede proporcionar un medio 

adecuado para la disolución de oro en el que el oro metálico se disolverá y formará un 

complejo estable con cloruro (AuCl4-, β4 = 1×1026) de la siguiente manera: 

 

El cloro es uno de los oxidantes más adecuados para el oro, ya que además de ser un 

reactivo oxidante fuerte, también aporta iones cloruro para la disolución del oro. En 

concentraciones de HCl inferiores a 0,01 M, el cloro se descompone en ácido hipocloroso 

mediante la siguiente reacción: 

 

El HOCl generado sigue siendo un reactivo oxidante fuerte que puede disolver fácilmente 

el oro en presencia de una cantidad apropiada de iones cloruro. 

En la práctica, el paso determinante de la velocidad es el transporte de masa de iones cloruro 

a la superficie del oro, y debido a que la solubilidad del cloro en medios acuosos es mayor 

que la del oxígeno, se puede alcanzar una mayor velocidad de disolución del oro en la 

lixiviación con cloro en comparación con el cianuro (33 gm-2h-1 en HCl 1M con 2mM Cl2  

a 12°C).  

Al aumentar la concentración de iones cloro-cloruro, se pueden obtener velocidades mucho 

más rápidas de disolución del oro, y tanto el HCl como el NaCl pueden proporcionar los 

iones Cl- requeridos en la solución. A excepción de la plata y el plomo, la mayoría de los 

metales básicos (como el hierro, el cobre y el zinc) pueden disolverse en medios de cloruro, 

lo que puede aumentar los consumos de reactivos y disminuir la selectividad del proceso. 

El proceso de cloración ya no se utiliza en la industrialización de la producción de oro 

debido a los consumos relativamente altos de reactivos, los desafíos con la resistencia a la 

corrosión de los materiales de construcción, el problema de manipulación del gas cloro y 

algunas dificultades durante la recuperación de oro de medios de cloruro.  

Lixiviación con tiosulfato  



 

17 
 

El tiosulfato es el reactivo de lixiviación alternativo al cianuro más estudiado. El oro se 

puede oxidar y disolver en soluciones acuosas alcalinas de tiosulfato en presencia de un 

agente oxidante como O2 e iones de cobre (II), formando un complejo estable con β2 de 

5×1028. 

 

La velocidad de disolución del oro se vuelve más lenta en ausencia de iones de cobre(II). 

De hecho, el cobre(II) se puede mantener a una concentración más alta en solución de 

tiosulfato en comparación con el oxígeno disuelto, lo que conduce a una oxidación más 

rápida del oro metálico en este medio.  

El amoníaco también se utiliza para acelerar la velocidad de lixiviación del oro en este 

medio. Tiene un papel eficiente para estabilizar los productos de oxidación intermedia del 

oro, evitando la formación de componentes insolubles como sulfuros en la superficie del 

oro, manteniendo una alta concentración de Cu2+ mediante la formación de Cu(NH3)4
2+ 

durante el proceso de lixiviación y evitando la formación de Cu(OH)2. 

El oxígeno tiene un papel doble mediante la oxidación de Cu+ a Cu2+ para completar el 

ciclo redox y regenerar el oxidante, y/o la oxidación directa de la superficie del oro. La 

ecuación general equilibrada de la disolución del oro en medios de tiosulfato se ha 

demostrado en la siguiente reacción: 

 

La lixiviación con tiosulfato se lleva a cabo típicamente entre pH 9 y 11. Cuando el pH es 

inferior a 9, el complejo triamina Cu(I) (Cu(NH3)
3+) se vuelve predominante, lo que hace 

que las especies de cobre sean menos efectivas como catalizador durante el proceso de 

lixiviación de oro.  

Por otro lado, en soluciones altamente alcalinas, los complejos estables Au(S2O3)2
3- se 

descomponen en especies de hidróxido de oro. Se han aplicado en la práctica 

concentraciones de tiosulfato de 0,05 a 2,0 M para el sistema de lixiviación con tiosulfato, 

y se han utilizado tanto tiosulfato de sodio (Na2S2O3) como tiosulfato de amonio 

((NH4)2S2O3), siendo el tiosulfato de amonio el más favorecido, ya que puede proporcionar 

parte del amoníaco requerido.  

Las concentraciones aplicadas de cobre y amoníaco varían de 0,0001 a 0,02 M y de 0,2 a 4 

M respectivamente. En comparación con el proceso de cianuración, la lixiviación con 

tiosulfato tiene algunas ventajas, como una cinética de lixiviación más rápida (27 gm-2h-1), 



 

18 
 

una toxicidad menor y una mayor recuperación de oro en el caso de algunos minerales de 

oro refractarios. 

Sin embargo, sufre algunos inconvenientes importantes, como una química compleja, 

toxicidad del amoníaco utilizado, ineficacia del carbón activado para la adsorción del oro 

lixiviado, oxidación del tiosulfato a politionatos (por ejemplo, los productos de 

descomposición de los politionatos pueden conducir a la formación de azufre elemental y 

CuS que pueden pasivar la superficie del oro) y un alto consumo de tiosulfato.  

Por ejemplo, en el último caso, el cobre (II) en sí mismo consume tiosulfato, lo que resulta 

en un alto consumo tanto de tiosulfato como de pasivación de cobre y oro durante el proceso 

de lixiviación: 

 

La tiourea es otro reactivo de lixiviación prometedor que puede disolver el oro en medios 

ácidos (pH de 1,4 a 1,8) en un potencial relativamente bajo y β2 de 2×1023 

 

La velocidad de disolución del oro con oxígeno es lenta, sin embargo, al utilizar oxidantes 

más fuertes como peróxido de hidrógeno, peróxido de sodio, ozono e iones férricos, se 

obtendrán velocidades de disolución del oro mucho más altas. Entre los diferentes reactivos 

oxidantes, el ion férrico muestra la mayor eficiencia. 

 

Sin embargo, la tiourea no es estable en presencia de la mayoría de los reactivos oxidantes 

y se oxida muy rápidamente durante el proceso de lixiviación. Incluso en presencia de iones 

férricos en medios ácidos, la tiourea puede descomponerse en disulfuro de formamidina y 

luego en azufre elemental y cianamida. 

Y, en el caso de la lixiviación de oro a partir de minerales de oro, se ha informado que la 

velocidad de descomposición de la tiourea es incluso más rápida, ya que el potencial y el 

pH son más difíciles de controlar durante el proceso de lixiviación. Además, la presencia 

de algunos minerales acelera la velocidad de descomposición de la tiourea. Por ejemplo, el 

cobre tiene un efecto perjudicial sobre el consumo de tiourea y la cinética de lixiviación de 

oro, ya que no solo oxida la tiourea, sino que también puede catalizar la oxidación de la 

tiourea por iones férricos. 

La adición de un agente reductor como SO2, Na2SO3 o Na2S2O5 disminuye el consumo de 

tiourea al evitar su oxidación con iones Fe3+. La cinética de la lixiviación de oro en solución 



 

19 
 

de tiourea es más rápida que el proceso de cianuración (17 gm2-h-1) debido a los oxidantes 

de sulfato férrico no gaseoso que se han utilizado en lugar de oxígeno, que es el principal 

reactivo oxidante en el proceso de cianuración. 

Sin embargo, la recuperación de oro y el consumo de reactivos con cianuro son más 

económicos que con tiourea. De hecho, la mayoría de los otros metales también se pueden 

disolver en solución de tiourea y formar complejos relativamente estables durante el 

proceso de lixiviación de oro. Esta complexación con los otros metales junto con la 

descomposición de la tiourea conduce a un alto consumo de reactivos durante el proceso 

de lixiviación. 

Para condiciones optimizadas, se han esperado en la práctica consumos de tiourea de 1 a 4 

kg/t, sin embargo, también puede ser tan alto como 10 a 50 kg/t dependiendo de los 

diferentes tipos de mineral. Se ha demostrado que la adición de alrededor de 2,5 kg/t de 

sulfito de sodio (Na2SO3) a las soluciones de lixiviación de tiourea puede ser beneficiosa 

al reducir el consumo de tiourea y aumentar la tasa de disolución del oro. 

La aplicación comercial de la tiourea se ha visto obstaculizada debido a su alto consumo y 

la inexistencia de técnicas industriales aplicables para la recuperación de oro de su solución. 

Aunque la tiourea tiene una toxicidad menor en comparación con el cianuro, se sospecha 

que es un agente cancerígeno y debe tratarse con precaución [6].  

Tiocianato  

En medios ácidos, el oro se disuelve en una solución acuosa de tiocianato (SCN–) y, 

dependiendo de los potenciales de la solución, se pueden formar complejos estables de 

Au(I) y Au(III). Entre estos dos complejos, Au(SCN)4– es más estable con β4 de 1×1042 en 

comparación con β2 de 1,3×1017 para Au(SCN)2–. 

 

En presencia de oxígeno del aire, la velocidad de disolución del oro es extremadamente 

lenta, pero al agregar un oxidante adecuado como Fe3+, la cinética de la disolución del oro 

mejora significativamente.  

La siguiente reacción muestra la ecuación completa para la disolución del oro en solución 

de tiocianato: 

 



 

20 
 

El tiocianato se oxida fácilmente en presencia de agentes oxidantes más fuertes como el 

peróxido de hidrógeno. Sin embargo, al agregar Fe(III) a la solución, la estabilidad del ion 

tiocianato aumenta, probablemente debido a la formación de algunos complejos estables 

con Fe3+ como sigue: 

 

Donde n = 1 a 5  

El pH óptimo está entre 1,5 y 2,5, como se indicó anteriormente, aproximadamente a pH 

3, el Fe3+ se precipita por hidrólisis para formar Fe(OH)3, y por debajo de pH 1, el tiocianato 

se protona para formar HSCN. 

La eficiencia de la lixiviación de oro también depende en gran medida del potencial 

aplicado en la solución, ya que las tasas de lixiviación de oro satisfactorias se alcanzan 

típicamente con un potencial de más de 0,64 V, sin embargo, el tiocianato permanece 

estable en la solución cuando el potencial está por debajo de aproximadamente 0,64 V.  

En la práctica, se necesita un compromiso entre estos dos requisitos para alcanzar tasas de 

lixiviación de oro aceptables. Al mismo tiempo, las condiciones aplicadas deben 

controlarse para evitar la oxidación de grandes cantidades de tiocianato a cianato, 

amoníaco, sulfato y carbonato. 

 

 

En la práctica, se han utilizado concentraciones de tiocianato de 0,5 a 5 g/L y 

concentraciones de Fe(III) de 6 a 12 g/L a escala de laboratorio. Los altos consumos de 

reactivos y la falta de procesos adecuados de recuperación de oro a partir de la solución de 

lixiviación son las principales barreras para la industrialización del método de lixiviación 

con tiocianato [2]. 

 

Cloruro/hipoclorito  

Las soluciones de cloruro/hipoclorito han sido reconocidas como otro reactivo de 

lixiviación alternativo al cianuro que puede disolver el oro en un amplio rango de pH. 

Dependiendo del pH de la solución, se pueden formar tres especies oxidantes diferentes en 

las soluciones de hipoclorito.  



 

21 
 

A un pH > 7,5, el ion hipoclorito (OCl−) es la especie dominante, mientras que para un pH 

entre 3,5 y 7,5, el ácido hipocloroso (HOCl) actúa como agente oxidante y cuando el pH 

es inferior a 3,5, el HOCl se convierte en gas de cloro.  

Entre estas tres especies, el HOCl es el agente oxidante más eficaz para lixiviar el oro como 

[AuCl4] 
−. 

 

 

En una solución que contiene 100 g/L de NaCl, este complejo es estable en el rango de pH 

de 0 a 8 y potenciales mayores de 0,9 V.  

La solución de cloruro-hipoclorito es un reactivo de lixiviación eficaz, especialmente para 

minerales de oro refractarios, y debido a su baja acidez, no produce un medio de corrosión; 

sin embargo, el consumo de reactivos sigue siendo alto.  

El principal inconveniente de este lixiviante es que el porcentaje de oro lixiviado suele ser 

inferior al 85%.71  

Otros lixiviantes 

Otros sistemas de haluros, como una mezcla de bromo-bromuro y yodo-yoduro también 

pueden disolver el oro metálico de manera eficiente, y la cinética de disolución suele ser 

muy rápida. 

 

 

Estos sistemas son fuertemente oxidantes, y tanto el bromuro como el yoduro son ligandos 

fuertes que pueden formar complejos estables con el oro, con β4 de 1×1032 y 5×1047 para 

AuBr4– y AuI4– respectivamente. 

Las tasas de disolución del oro con estos dos sistemas de lixiviación son típicamente mucho 

más rápidas que las logradas con el proceso de cianuración. Las tasas de disolución del oro 

en medios de haluro dependen fuertemente de la concentración del ligando de haluro y del 

reactivo oxidante, y aumentan significativamente a temperaturas elevadas.  

Aunque ambos reactivos son sistemas de lixiviación efectivos para el oro y extraen oro a 

altas tasas, sus aplicaciones comerciales se han visto restringidas por el alto consumo de 



 

22 
 

reactivos y sus altos costos. Además, existen algunos problemas de salud asociados con su 

uso a gran escala. 

 

2.2.5. Purificación y concentración de soluciones 

Los procesos de purificación y concentración están relacionados con el enriquecimiento 

selectivo de soluciones de lixiviación diluidas que contienen, por ejemplo, de 1 a 20 ppm 

de oro disuelto para producir una solución más concentrada de la que se puede recuperar 

oro de manera efectiva mediante los métodos descritos anteriormente.  

El oro disuelto se separa primero de las impurezas en las soluciones de lixiviación mediante 

adsorción selectiva sobre carbón activado o una resina de intercambio iónico, o se extrae 

en un solvente orgánico inmiscible con agua que incluye un extractante durante la técnica 

de extracción por solvente. Luego, el extractante preñado se separa de la solución de 

lixiviación y el oro cargado se separa del extractante en un volumen más pequeño de 

solución de extracción, lo que da como resultado la generación de una solución de oro 

concentrada, adecuada para la recuperación de metales.  

El extractante separado se regenera durante el paso de purificación y enriquecimiento y 

luego se reutiliza en el proceso. Además de la adsorción de oro sobre carbón activado como 

el principal método de purificación de oro, las resinas de intercambio iónico y las técnicas 

de extracción por solvente también se han estudiado ampliamente en la literatura.  

Adsorción de carbón  

El carbón activado es un material orgánico altamente poroso con una superficie 

extremadamente grande (1000 m2/g), y ha sido ampliamente utilizado tanto en industrias 

de separación de gases como de líquidos [2].  

Sin embargo, su uso en la industria minera de oro es relativamente nuevo y sólo se ha 

generalizado desde hace unos 35 años. Después de la lixiviación del oro en la solución de 

cianuro, el complejo Au(CN)2- se adsorbe en la superficie del carbón activado en el 

siguiente paso, por lo que el oro se separa de los otros metales e impurezas.  

Por lo general, se aplica de 0,1 a 1 kg de carbón activado por tonelada de mineral en 4 a 8 

pasos para la adsorción completa de iones de complejo Au(CN)2- de soluciones de cianuro. 

Por lo general, el proceso completo de carga de oro demora entre 6 y 8 horas, durante las 

cuales se adsorben finalmente entre 5 y 10 kg de oro en 1 tonelada de carbón activado. 

Además del oro y la plata, también se adsorben en la superficie del carbón activado otros 

complejos de cianuro de metales básicos, como Fe, Cu, Ni, Zn y Hg, pero en menor medida, 



 

23 
 

lo que provoca la contaminación del producto final de oro y la competencia con la adsorción 

de oro.  

Después del paso de adsorción de oro, el carbón activado cargado se lava con una solución 

de HCl diluido (entre el 1 % y el 5 %) para eliminar algunas de las impurezas que se han 

coadsorbido con el oro. En el siguiente paso, el complejo de dicianoaurato (I) se elimina 

del carbón activado en un paso de elución lavando el carbón activado cargado con una 

solución básica fresca de cianuro de sodio a temperaturas elevadas [4].  

Normalmente, existen tres métodos industriales principales para el paso de elución:  el 

proceso Zadra en el que el carbón activado cargado se lava con una solución de NaCN al 

0,1% que incluye un 1% de NaOH a 95 °C, y todo el proceso tarda entre 36 y 76 horas; el 

proceso Zadra a presión en el que se utiliza una solución de NaCN al 0,2% que incluye un 

1% de NaOH para lavar el carbón activado cargado a 135 – 140 °C y 400 - 500 kpa, lo que 

tarda entre 8 y 14 horas; y finalmente el proceso AARL, en el que el carbón activado 

cargado se remoja primero con una solución de NaCN al 2-5 % que contiene NaOH al 1-2 

% y luego se lava con agua a 110-120 °C y 170-200 kPa.  

Todo el proceso puede durar entre 8 y 14 horas. Dependiendo de la calidad del carbón y de 

la técnica de reactivación aplicada, el carbón se puede reutilizar entre 100 y 400 ciclos de 

adsorción-elución. El complejo NaAu(CN)2 desorbido se reduce finalmente al oro 

elemental mediante electroobtención o reducción [2]. 

Además del dicianoaurato, el tetracloroaurato también puede adsorberse eficazmente con 

carbón activado; sin embargo, no se ha observado una adsorción eficaz de los otros 

complejos de oro, y la tendencia general de adsorción con carbón activado para diferentes 

complejos de oro es la siguiente:  

AuCl4
– > Au(CN)2

– > Au(SCN)2
– > Au(CS(NH2)2)2

+ > Au(S2O3)2
3- 

La purificación de oro con carbón activado presenta varios inconvenientes, como baja 

selectividad, procedimientos muy largos, pérdida de parte del producto de oro y requisitos 

de alta temperatura. Las resinas de intercambio iónico y las técnicas de extracción con 

disolventes se han estudiado ampliamente como alternativas potenciales al carbón activado 

para la etapa de purificación y concentración, y se analizan brevemente en las siguientes 

secciones. 

 

 

 



 

24 
 

Resinas de intercambio iónico 

El uso de resinas de intercambio iónico como sistemas potenciales para la concentración y 

purificación de oro a partir de soluciones de cianuro diluido se ha investigado durante más 

de 70 años.  

Las resinas de intercambio iónico son materiales sintéticos, hechos de una matriz inerte 

como poliestireno y polímeros reticulados de divinilbenceno que contienen algunos grupos 

funcionales de superficie, como aminas y ésteres que pueden intercambiar iones con 

algunas otras especies iónicas de carga similar en soluciones, y dependiendo de la 

preferencia de un grupo funcional específico, puede ser completamente selectivo para un 

ion específico. 

Esta selectividad depende de algunos factores en los grupos funcionales, como su tamaño, 

carga y polarizabilidad de los iones en la solución. Los grupos funcionales generalmente 

se clasifican en tres tipos diferentes;  

Los intercambiadores de aniones (básicos), los intercambiadores de cationes (ácidos) y los 

grupos funcionales quelantes son los más interesantes para la extracción de oro. Las resinas 

se producen normalmente en forma de perlas, generalmente con un diámetro de 0,25 a 0,60 

mm [2]. 

La figura 3 muestra las estructuras de algunas resinas estudiadas comúnmente para la 

extracción de oro de soluciones de cianuro. Los grupos funcionales de las resinas de base 

fuerte y de base débil son aminas cuaternarias y aminas primarias-terciarias 

respectivamente, que pueden extraer oro de la solución de cianuro de la siguiente manera: 

 

Fig. 3 La estructura de algunos cationes comunes unidos a resinas utilizadas para la extracción 

de oro de soluciones de cianuro. 

resinas de base fuerte: 

 

resinas de base débil: 

 

Donde: 



 

25 
 

]– = la parte inerte de la resina  

R = grupos alquilo  

X– = un anión como sulfato, bisulfato, etc.  

En ambos casos, la velocidad de adsorción de oro es más rápida que con carbón activado. 

Además, la capacidad de carga de oro es mucho mayor que con carbón activado; por 

ejemplo, en el caso de resinas de base fuerte, se puede alcanzar una capacidad de carga de 

>100 g de Au puro por litro de resina.  

Sin embargo, en presencia de otros metales e impurezas, la capacidad de carga disminuirá 

drásticamente. Sin embargo, su selectividad es mucho menor que la del carbón activado, 

ya que otros complejos metálicos como el zinc, el hierro, el cobre, el níquel, el cobalto y la 

plata pueden ser fácilmente adsorbidos por estas resinas, siendo las resinas de base fuerte 

menos selectivas que las de base débil. 

Después de la adsorción completa del oro de la solución de lixiviación, las resinas cargadas 

se pueden lavar en el paso de elución con una solución que contenga una alta concentración 

de un anión competidor como tiocianato, cloruro, bisulfato o con una solución de tiourea 

para convertir los iones de oro adsorbidos en especies no iónicas. 

Entre las resinas de base fuerte y débil, la primera es más difícil de eliminar debido a la 

mayor fuerza de adsorción de iones. Después del paso de elución, las resinas eliminadas se 

pueden reutilizar para otro ciclo durante el proceso de purificación, y el oro desorbido se 

puede convertir en oro metálico mediante electroobtención o reducción con un agente 

reductor. 

Aunque se puede lograr una mayor capacidad de carga y una cinética de carga más rápida 

con resinas de intercambio iónico, no han podido competir con el carbón activado a escalas 

comerciales debido a su baja selectividad, la descomposición mecánica de las perlas y los 

requisitos para los procesos de elución y regeneración [2]. 

También se ha informado sobre la aplicación de resinas de intercambio iónico para la 

extracción de oro de medios sin cianuro. Por ejemplo, se ha informado sobre la extracción 

eficaz de oro utilizando resinas de base fuerte y débil a partir de soluciones de cloruro, 

bromuro, tiosulfato y tiourea. 

 

 

 



 

26 
 

Extracción con disolventes  

La extracción con disolventes es otra alternativa potencial para el carbón activado que se 

puede utilizar para la purificación y concentración de oro a partir de soluciones de 

lixiviación con cianuro diluido. Las técnicas de extracción con disolventes poseen algunas 

ventajas en comparación con el carbón activado y las resinas de intercambio iónico; como 

una cinética de extracción más rápida, una mayor selectividad y altas cargas de oro. 

En esta técnica de purificación, el oro se extrae selectivamente de una solución de 

lixiviación acuosa en un disolvente orgánico inmiscible en agua que contiene un extractante 

orgánico. Dependiendo de la eficiencia del extractante, normalmente se utiliza una 

concentración del 10 al 20% del extractante durante el paso de extracción.  

La cinética del método de extracción por disolvente es mucho más rápida que los métodos 

de adsorción de carbono y resina de intercambio iónico, y la extracción completa del oro 

normalmente se alcanza en unos pocos minutos. Sin embargo, la etapa de despojo es mucho 

más lenta y normalmente se necesitan de 2 a 4 horas para alcanzar una recuperación 

satisfactoria del metal.  

Se pueden alcanzar cargas de oro de hasta 200 g/L en la fase orgánica, sin embargo, la 

capacidad de carga se mantiene por debajo de 80 g/L (que sigue siendo de 10 a 20 veces 

mayor que las cargas logradas con carbón activado o resina) para evitar posibles 

interferencias durante las separaciones de fases [2]. 

Se pueden utilizar diferentes tipos de extractantes durante el método de extracción por 

solvente, como ligandos quelantes, extractantes solvatantes y ese tipo de extractantes que 

forman pares iónicos con el metal extraído en la fase orgánica [10]. 

Por ejemplo, la trioctilamina es un ejemplo común de un extractante de metales preciosos 

que puede formar un par iónico con el metal extraído, mientras que la metil isobutil cetona 

(MIBK) y el dietilenglicol dibutil éter (DBC) son extractantes solvatantes bien conocidos 

para el oro (Fig. 1.4).  

 

Fig. 4 La estructura de extractantes conocidos para la extracción selectiva de oro tanto de medios 

ácidos como básicos. 

 



 

27 
 

Se ha informado que tanto las aminas cuaternarias como los extractantes basados en 

guanidina (como LIX 7950) son eficaces en la extracción de oro de soluciones de 

lixiviación con cianuro, mostrando un alto grado de selectividad. 

Por ejemplo, el extractante LIX 7950 puede protonarse con agua incluso a un pH superior 

a 10, formando un par iónico con Au(CN)2
- y extrayéndolo en la fase orgánica en menos 

de 5 min. El DBC es otro extractante adecuado para el oro, y se ha utilizado para la 

extracción selectiva de oro de medios ácidos durante mucho tiempo. De hecho, el DBC 

puede extraer selectivamente oro de soluciones de ácido clorhídrico que incluyen incluso 

grandes cantidades de metales básicos y del grupo del platino.  

El oro extraído después de depurarlo con una solución de HCl 1-2 M se puede reducir al 

oro metálico (con una pureza del 99,99 %) con una solución acuosa caliente de ácido 

oxálico. Recientemente, también se ha informado de una extracción eficaz de oro de una 

solución de cianuro con DBC. 

 

Hasta el momento, no se ha aplicado ningún sistema de extracción por solventes a escala 

industrial para la extracción de oro a partir de soluciones de cianuro. Las principales 

desventajas de la extracción por solventes que han restringido sus aplicaciones industriales 

son las siguientes: i) debe aplicarse a una solución de lixiviación clarificada, lo que resulta 

en un aumento en el costo de los pasos de purificación ii) en algunos casos, el costo del 

extractante es relativamente alto, y iii) siempre se pierde algo de solvente (y oro) en la fase 

acuosa. 

Recuperación de oro  

Durante el proceso de recuperación, el oro concentrado obtenido en el paso de elución se 

convierte en oro metálico que luego puede venderse directamente o tratarse más mediante 

técnicas de refinación para alcanzar grados más altos. Antes de la aplicación extensiva del 

carbón activado para la purificación y concentración de soluciones de lixiviación diluidas 

a fines de la década de 1970, la precipitación de zinc era el proceso dominante para la 

recuperación directa de oro a partir de soluciones de lixiviación de cianuro diluido. 

Hoy, después del enriquecimiento y la purificación del oro con carbón activado, tanto la 

electroobtención como la precipitación de zinc se utilizan para tratar el oro concentrado en 

el paso de elución. 

 

 



 

28 
 

Precipitación de zinc  

La precipitación de oro con zinc metálico es uno de los dos métodos principales que se ha 

utilizado ampliamente para la recuperación de oro en la industria minera. El proceso, 

conocido como Merrill-Crowe, es un método de reducción de oro en el que se puede 

recuperar más del 99% del oro de una solución de cianuro diluido (incluidos 0,5 a 10 ppm 

de Au) añadiendo polvo de zinc a la solución. 

En este método, la solución de cianuro diluido debe desairearse a una concentración de 

oxígeno disuelto de menos de 1,0 mg/L, para evitar reacciones secundarias indeseables que 

consumen el exceso de zinc y disminuyen la eficiencia del proceso. La cantidad de zinc 

requerida es entre 5 y 30 veces la cantidad estequiométrica de oro disuelto, dependiendo 

de la composición de la solución y la eficiencia operativa del proceso. 

La pureza del precipitado de oro final será entre 25% y 40%, y las principales impurezas 

incluyen entre 5% y 20% de plomo, entre 10% y 15% de zinc, entre 1% y 15% de 

sílice/silicatos, entre 0% y 8% de azufre y entre 2% y 12% de otros metales (por ejemplo, 

plata, mercurio, hierro y cobre). 

Este producto final impuro se envía para su purificación con uno de los métodos descritos 

anteriormente. El proceso Merrill-Crowe era la principal técnica de recuperación de oro a 

partir de soluciones de cianuro diluido antes de la exploración del proceso de adsorción con 

carbón en 1981.  

Este proceso ya no se aplica a soluciones de cianuro diluido y, en su lugar, se utiliza carbón 

activado para purificar y concentrar la solución de cianuro de oro y, luego, se aplica polvo 

de zinc en los eluidos concentrados calientes para precipitar el oro. La oxidación anódica 

del zinc en soluciones acuosas se da por: 

 

El cianuro de oro se puede reducir al oro metálico al reaccionar con polvo de zinc de la 

siguiente manera: 

 

Por lo general, la temperatura de la solución obtenida a partir del paso de elución con carbón 

activado es de entre 60 °C y 90 °C, y se agrega la cantidad adecuada de zinc a la solución, 

que generalmente contiene de 50 a 200 ppm de oro en promedio.  

La cantidad de cianuro libre también es crítica para una reducción efectiva del oro con 

polvo de zinc, ya que a baja concentración de CN-, se forma hidróxido de zinc (Zn(OH)2), 



 

29 
 

que puede pasivar la superficie del polvo de zinc sin reaccionar, lo que conduce a una 

precipitación de oro ineficaz. Por ejemplo, se ha descubierto que la cantidad de NaCN 

necesaria para el tratamiento de una solución que contiene de 50 a 100 ppm de oro es de 2 

a 5 g/L.  

Durante este proceso se puede obtener una recuperación de oro de más del 99%, y el 

producto final generalmente contiene grados más altos de oro (50% a 75%), 10% a 25% de 

sílice, 5% a 10% de zinc y algunas otras impurezas de metales básicos (5% a 15%) [2]. 

Electroobtención  

La electroobtención es otro proceso de recuperación importante que se utiliza para el 

tratamiento de eluatos de carbono (soluciones de oro de alto grado) para producir oro 

metálico en forma de cátodos cargados y lodos de celdas catódicas que generalmente 

requieren relativamente menos refinación.  

De acuerdo con la siguiente reacción, el oro puede desplazarse electrolíticamente de una 

solución acuosa de cianuro alcalino mediante la adquisición de un electrón: 

 

En la práctica, dependiendo de las condiciones de la solución, se deben aplicar potenciales 

inferiores a –0,7 V (normalmente entre –0,7 y –1,1 V) para una deposición eficaz del oro 

metálico en el cátodo. 

Además del cianuro de oro, también se pueden reducir otros complejos de cianuro metálico 

a sus formas metálicas. Por ejemplo, el mercurio, el plomo y la plata se reducirán fácilmente 

a los potenciales aplicados para la reducción del oro, ya que sus potenciales de reducción 

son mayores que los del oro (–0,33, –0,38 y –0,45 V respectivamente).  

Aunque los potenciales de reducción del cobre, el hierro y el níquel son más negativos que 

los del oro, su reducción es posible a los potenciales aplicados para la reducción del oro y, 

dependiendo de su concentración, pueden reducir significativamente la pureza del producto 

final de oro. 

 

Además de los metales, el oxígeno y el agua también pueden reducirse en el cátodo y liberar 

iones hidróxido y gas hidrógeno. 



 

30 
 

 

La oxidación del agua a oxígeno es la principal reacción anódica en la extracción 

electrolítica de oro en soluciones de cianuro alcalino. El cianuro también puede oxidarse a 

cianato en el ánodo, que posteriormente se hidroliza a amoníaco y dióxido de carbono.  

Esta reacción puede explicar el motivo del fuerte olor a amoníaco que se percibe en muchas 

celdas de extracción electrolítica [2]. 

 

La solución producida por el paso de elución de carbón generalmente contiene una 

concentración adecuada de hidróxido de sodio para proporcionar una conductividad 

adecuada; de lo contrario, la conductividad debe ajustarse agregando más hidróxido de 

sodio como un electrolito adecuado a la solución.  

La electroobtención se implementa en celdas, generalmente construidas con materiales no 

conductores adecuados, como fibra de vidrio o plástico, que contienen una cantidad de 

cátodos de lana de acero inoxidable y ánodos, generalmente hechos de grafito o aceros 

inoxidables. El producto final generalmente contiene entre un 50% y un 75% de oro, 

grandes cantidades de hierro (entre un 10% y un 25%) y entre un 5% y un 20% de otros 

metales básicos. El oro impuro finalmente se envía para refinarlo para alcanzar purezas 

más altas [17]. 

Recuperación de oro a partir de soluciones sin cianuro  

Se ha informado que tanto los métodos de precipitación como los de electroobtención son 

técnicas efectivas para la recuperación de oro a partir de soluciones de lixiviación sin 

cianuro. Por ejemplo, el aluminio se ha utilizado de manera eficiente para reducir el oro en 

soluciones de tiourea con una eficiencia del 99,5 % [18].  

También se ha informado que el aluminio es un agente reductor eficaz para la recuperación 

de oro a partir de soluciones de cloruro, tiocianato y tiosulfato [2]. 

Sin embargo, la pureza del precipitado de oro final suele ser baja y se necesitan pasos de 

purificación adicionales para alcanzar purezas altas. Se ha informado que el borohidruro 

de sodio es otro agente reductor adecuado para precipitar el oro a partir de diferentes medios 

de lixiviación, incluidas las soluciones ácidas de tiourea, tiocianato, cloruro y tiosulfato, lo 

que proporciona una cinética muy rápida [19]. 



 

31 
 

El producto de oro final con una pureza relativamente alta se puede obtener en condiciones 

controladas y utilizando soluciones de borohidruro de sodio estabilizado (12 % de NaBH4 

en solución de NaOH al 40 %). La recuperación electrolítica de oro a partir de soluciones 

de cloruro también se ha aplicado a escala industrial para producir oro de alta pureza en 

algunas operaciones de refinación. 

 

2.2.6. Refinación de oro  

Durante los procesos de refinación, los productos de oro impuro de los pasos anteriores, 

como el proceso de precipitación de zinc, los cátodos cargados, los lodos de 

electroobtención y cualquier otro producto que contenga más del 10 % de oro, se procesan 

mediante algunas técnicas de purificación para alcanzar primero purezas altas, adecuadas 

para hacer lingotes (con una pureza del 90 al 99 %), seguidas de purificaciones adicionales 

para alcanzar purezas más altas, principalmente 99,6 % para aplicaciones de joyería y 

lingotes de oro, y 99,99 % para la producción de monedas.  

En la práctica, se aplican métodos electrolíticos, hidrometalúrgicos y pirometalúrgicos para 

refinar productos de oro impuro en la industria minera.  

Métodos de purificación pirometalúrgica  

Durante el proceso de tostado (que también se denomina proceso de "calcinación"), la 

mayoría de los metales básicos, como el hierro, el plomo, el zinc y el cobre, se convierten 

en sus óxidos correspondientes mediante la aplicación de temperaturas superiores a 600 °C 

bajo el aire.  

En la práctica, los productos de oro impuro se tratan a temperaturas elevadas entre 600 °C 

y 700 °C durante un período de 12 a 18 horas para la conversión efectiva de los metales 

básicos a sus formas de óxido. En algunos casos, también se aplican temperaturas 

superiores a 700 °C para disminuir el tiempo de tostado. Las impurezas de óxido formadas 

se eliminarán fácilmente en una escoria durante los procesos de fundición posteriores. 

Durante el proceso de tostado, también se oxidan pequeñas cantidades de sulfuros, 

presentes en los materiales de alimentación. El color del producto tostado proporciona una 

indicación útil de la calidad del producto, de modo que, un color marrón rojizo muestra una 

oxidación eficiente, sin embargo, un color negro o gris oscuro indica precipitados no 

oxidados o poco oxidados [2]. 

Los productos tostados generalmente se envían al proceso de fundición en el que se 

eliminan la mayoría de las partes de los metales básicos y otras impurezas para finalmente 



 

32 
 

producir un lingote de oro, generalmente con más del 95% de pureza. Durante el proceso 

de fundición, casi todos los metales básicos y las impurezas se separan en una masa fundida 

calentando los materiales en presencia de fundentes formadores de escoria a temperaturas 

de entre 1200 °C y 1400 °C durante aproximadamente 1,5 horas.  

El oro fundido (y otros metales preciosos) forman una aleación que es más pesada que la 

escoria y permanece en el fondo del recipiente de fundición. Una mezcla de sílice, borato 

de sodio y/o bórax es uno de los fundentes más comunes utilizados en el proceso de 

fundición [2]. 

En otros casos, se añaden a la mezcla algunos agentes oxidantes, como nitrato de sodio y 

dióxido de manganeso, que pueden facilitar la oxidación de especies no oxidadas. Una vez 

que se completa la fundición, se vierte la escoria y la aleación de metal precioso restante 

se retira del horno [2]. 

Refinación pirometalúrgica  

El oro producido mediante el proceso descrito en la sección anterior puede ser el material 

de partida para el proceso de refinación de Miller (también llamado cloración de Miller) 

para eliminar y separar la plata y otras impurezas metálicas restantes del oro burbujeando 

gas cloro en el metal fundido a 1150 °C durante 30 a 45 min [20]. 

En estas condiciones, el zinc, el plomo y el hierro restantes se convierten en complejos de 

cloruro gaseosos, mientras que la plata y el cobre forman cloruros líquidos que permanecen 

en la superficie y, posteriormente, se eliminan. El oro fundido se vuelve a fundir varias 

veces en presencia de algunos fundentes para producir el producto final de oro con una 

pureza del 99,6 %.  

El método de cloración de Miller también permite alcanzar purezas más altas, como > 99,9 

%, pero se pierde una mayor cantidad de oro debido a la volatilización, ya que es necesario 

ampliar el tiempo de fundición para eliminar las impurezas restantes [2]. 

Métodos de purificación hidrometalúrgica  

Los productos de oro impuro suelen tratarse con algunos ácidos minerales fuertes para 

disolver la mayoría de las impurezas metálicas que se pueden disolver en soluciones ácidas. 

Por ejemplo, se utilizan altas concentraciones de ácido sulfúrico (10-70 %) para disolver la 

mayor parte del contenido de zinc y hierro en precipitados de oro impuro, ya que ambos 

metales se pueden oxidar fácilmente en soluciones de H2SO4.  

Durante esta reacción, se forma gas hidrógeno y el arsénico y el antimonio existentes en el 

precipitado se convierten en hidruros gaseosos altamente tóxicos (arsina (AsH3) y estibina 



 

33 
 

(SbH3) respectivamente). Tanto el HNO3 como el HCl también se pueden utilizar para 

disolver y eliminar la mayor parte de los metales básicos en precipitados de oro.  

Por ejemplo, la mayor parte del hierro y el zinc se pueden eliminar tratando el precipitado 

de oro impuro con soluciones de ácido clorhídrico del 10% al 20% a 60 °C con un tiempo 

de residencia de 12 a 24 h. 

Refinación hidrometalúrgica  

El oro relativamente puro (normalmente con una pureza >90%) producido en el paso 

anterior se puede tratar con una solución de ácido sulfúrico en ebullición para alcanzar una 

pureza >99,6%. Este método, que se denomina proceso de "separación", se ha utilizado 

para la separación de plata y otras impurezas de los lingotes de oro crudo desde el siglo 

XIX.  

Como el oro no se disuelve en ácido sulfúrico, mientras que la mayoría de los demás 

metales sí lo hacen, las grandes cantidades de impurezas se pueden lavar de los lingotes de 

oro mediante este método. Este proceso ha sido reemplazado en gran medida por otros 

métodos de refinación, como la cloración y los procesos electrolíticos, y actualmente ya no 

se utiliza ampliamente [2]. 

La refinación de lingotes de oro crudo también se puede implementar mediante lixiviación 

por cloración, seguida de la extracción con solvente del oro de la solución de cloruro. Inco 

ha desarrollado un proceso de extracción con solvente industrial desde 1972 en el que se 

utiliza DBC como extractante selectivo para la separación del oro de otros metales e 

impurezas en medios de HCl [21]. 

Se puede lograr oro extremadamente puro con más del 99,99% de pureza mediante dos 

pasos para la extracción con solvente del oro, seguido de dos a tres pasos para el lavado 

con HCl 1 a 2 M y, posteriormente, la reducción directa del oro en la fase orgánica mediante 

la aplicación de una solución acuosa caliente de ácido oxálico.  

Existen algunas dificultades asociadas con DBC que han limitado sus amplias aplicaciones. 

El extractante debe utilizarse en forma pura (sin ningún disolvente), la separación del DBC 

de la fase acuosa solo es posible a temperaturas elevadas y el disolvente tiene una 

solubilidad relativamente alta en la fase acuosa, lo que da como resultado la pérdida de algo 

de extractante (y oro). No se ha implementado ningún otro sistema conocido de extracción 

por disolventes a escala industrial. 

 

 



 

34 
 

Refinación electrolítica 

También se puede adquirir oro de muy alta calidad (99,99 % de pureza) mediante métodos 

de refinación electrolítica. El proceso Wohlwill es un método de refinación bien conocido 

en el que se eliminan pequeñas cantidades de impurezas como cobre, zinc, plata y metales 

del grupo del platino.  

En este proceso, se usa 1 barra de oro con una pureza >99,6 % como ánodo y se utiliza una 

solución de HCl del 8 % al 10 % que contiene de 80 a 100 g/L de Au (en forma AuCl4-) 

como electrolito, y la temperatura de la solución se mantiene aproximadamente a 60 °C. 

Durante este proceso de electrorrefinación, el oro disuelto (retirado del ánodo) se recubre 

finalmente con cátodos de oro laminado de alta pureza (99,99 %). 

Las impurezas como el cobre, el zinc, el platino y el paladio se disuelven en el electrolito 

durante el proceso, contaminando la solución electrolítica. A continuación, el cátodo se 

lava varias veces con una solución caliente de tiosulfato de sodio para eliminar el cloruro 

de plata restante y, finalmente, se vuelve a fundir como producto puro final. 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 



 

35 
 

III. RESULTADOS 

En este estudio se analizaron los licores de decapado e impregnación provenientes de la planta 

Merrill Crowe de la Compañía Mineral Aurifera Retamas S.A. con el objetivo de trabajar en las 

mismas condiciones, pues el objetivo fue realizar pruebas a nivel de laboratorio y piloto. 

Es difícil obtener una descripción de licores de fusión típicos para todas las operaciones mineras, 

debido a la diversidad de minerales, en un proceso con características individuales, naturalmente 

el licor de fusión obtenido será diferente. Todas las soluciones de lixiviación enriquecidas 

contienen oro como Au(CN)-, plata como Ag(CN)-, piedra caliza, cianuro libre, mercurio, cobre 

y zinc. 

Pocas plantas realizan un análisis total de sus soluciones de lixiviación, analizando químicamente 

Au, Ag, CN libre y pH, evidenciando la dificultad de obtener una composición completa de la 

solución. En la Tabla 7 se muestran las composiciones de soluciones acuosas obtenidas para la 

operación de lixiviación en pilas.  

Los niveles de pH se mantienen entre 11 y 11.5, aunque en algunos casos se han reportado niveles 

más bajos. El cianuro está presente en solución como cianuro complejo y libre. 

 

 

Fig. 5 Control de Operaciones Proceso Merrill Crowe 



 

36 
 

3.1. Ensayos 

Las pruebas experimentales estuvieron asociadas a variables operativas que se manejaban 

en el proceso Merrill Crowe, a saber: Temperatura (°C), Turbidez de la solución (ppm), 

concentración de oxígeno (ppm) y recuperación (%). 

Tabla 1 Ensayos diarios 

Ensayos 
(días) 

Temperatura 

(°C) 

Turbidez 
(ppm) 

Concentración O2 
(ppm) 

1 6 2.52 0.92 

2 8 0.80 0.91 

3 5 1.92 1.29 

4 8 0.80 1.43 

5 10 4.10 1.09 

6 9 5.50 1.14 

7 8 0.85 1.23 

8 4 1.91 0.98 

9 6 2.51 0.98 

10 7 1.60 0.82 

11 2 4.16 1.23 

12 5 5.90 0.88 

13 2 2.90 1.20 

14 1 6.90 1.21 

15 8 1.60 1.43 

16 6 2.25 0.92 

17 6 6.20 0.91 

18 9 7.20 1.14 

19 6 1.92 0.91 

20 7 1.66 0.81 

21 6 2.12 0.93 

22 2 3.52 1.21 

23 4 1.82 1.11 

24 2 6.80 1.56 

25 6 7.20 0.94 

26 1 7.10 1.11 

27 7 1.60 0.85 

28 5 6.47 0.94 

29 9 7.90 1.12 

30 10 6.72 1.09 

Promedio 5.833 3.815 1.076 

 

 

 



 

37 
 

 

 

3.2. Diseño factorial de experimento 

Este diseño nos permite explorar un área seleccionada del dominio experimental y 

encontrar una dirección prometedora para una mayor optimización. Se utilizó un diseño 

factorial 23 para determinar cómo el cambio de temperatura o tiempo de reacción afectaba 

los rendimientos de la reacción.  

Este trabajo permite incorporar el concepto de efecto principal y relaciones causales. Ahora 

profundizamos más en el uso de 23 diseños factoriales. Podemos ver cómo hacerlos y cómo 

calcular e interpretar efectos e interacciones cuando estudiamos los tres factores en dos 

niveles.  

Estas herramientas son generales y se pueden utilizar por diversos motivos. Para ilustrar el 

uso de un diseño factorial 23, considere una reacción de síntesis catalizada.  

El objetivo era relacionar el efecto de dos variables (temperatura y turbidez de la solución) 

sobre el rendimiento de la reacción. Se cree que el tiempo de reacción y la temperatura 

pueden influir, y quizás de forma diferente, dependiendo del catalizador utilizado.  

Por ello, se decidió estudiar tres factores. Este ejemplo es una continuación del utilizado 

en, añadiendo el factor catalizador [22]. 

 

 

 

 

 

 

 



 

38 
 

 

Tabla 2 Combinaciones estocásticas de las variables 

N° Combinación A B C X1 X2 X3 Y1 
I 

1 1 -0.9 0.63 0.73 - - - 96.74 

2 A 13 0.63 0.73 + - - 96.74 

3 B -0.9 8.12 0.73 - + - 96.56 

4 AB 13 8.12 0.73 + + - 96.83 

5 C -0.9 0.63 1.58 - - + 96.41 

6 AC 13 0.63 1.58 + - + 96.63 

7 BC -0.9 8.12 1.58 - + + 96.37 

8 ABC 13 8.12 1.58 + + + 96.33 

Fuente: Elaboración Tesista 

 

3.3. Cálculo de efectos 

 

3.4. Establecimiento del modelo 

Interrelación: 

AB = 0.0025 



 

39 
 

AC = -0.0225 

BC = -0.0625 

ABC = -0.1325 

 

Las constantes B0, B1, B2, B3 se calculan como sigue: 

 

Este modelo se puede representar en el dominio de las variables experimentales. 

 

Transportando los valores de X1, X2, X3 al modelo inicial “Y”. 

Y = 96.5763 + 0.0563 X1 - 0.0538 X2 - 0.1413 X3 

Se obtiene:  

𝑌 = 96.5763 + 0.0563 (
𝑇𝑒𝑚𝑝𝑒𝑟𝑎𝑡𝑢𝑟𝑎 − 6.05

6.95
) − 0.0538 (

𝑇𝑢𝑟𝑏𝑖𝑑𝑒𝑧 − 4.375

3.745
)

− 0.1413 (
𝐶𝑜𝑛𝑐. 𝑂2 − 1.155

0.425
) 

El modelo con variables reales es: 

𝑌 = 96.9742 + 0.0081𝑇𝑒𝑚𝑝𝑒𝑟𝑎𝑡𝑢𝑟𝑎 − 0.0144𝑇𝑢𝑟𝑏𝑖𝑑𝑒𝑧 − 0.3325𝐶𝑜𝑛𝑐. 𝑂2 



 

40 
 

3.5. Operación de datos del modelo obtenido 

Ensayos 
Temperatura 

(°C) 
Turbidez 

(ppm) 
Concentración 

O2 (ppm) 
Recuperación 

real (%) "Y" 
Recuperación 

calculada 

Diferencia 
Residual de 

Recuperaciones 
(Y - Y2) / R2 

1 -0.9 0.63 0.73 96.74 96.7151 0.0249 0.0006 

2 13 0.63 0.73 96.74 96.8277 -0.0877 0.0077 

3 -0.9 8.12 0.73 96.56 96.6073 -0.0473 0.0022 

4 13 8.12 0.73 96.83 96.7198 0.1102 0.0121 

5 -0.9 0.63 1.58 96.41 96.4325 -0.0225 0.0005 

6 13 0.63 1.58 96.63 96.5451 0.0849 0.0072 

7 -0.9 8.12 1.58 96.37 96.3246 0.0454 0.0021 

8 13 8.12 1.58 96.33 96.4372 -0.1072 0.0115 

      Σ =  0.0439 

 

 

Donde: 

Y = recuperación Real 

Y = Recuperación Calculada 

N = Número total de experimentos 

TM = Número de términos del modelo matemático 

N - TM = gLR = Grados de libertad residual 

MS(error) = Medida de cuadrados del error 

Para precisar si el modelo obtenido representa suficientemente a la data experimental, se 

recurre al estadístico (F): 

𝑭𝟎 =
𝑺𝑺𝑴𝑩

𝑴𝑺(𝒆𝒓𝒓𝒐𝒓)
=

𝟎. 𝟎𝟏𝟏

𝟎. 𝟎𝟏𝟏
= 𝟏 

 

3.6. Evaluación del Modelo 

El modelo será aceptado si: F0 < F(α, gLR, gLe) 

A = 0,05  Para nivel de confianza de 95%. 



 

41 
 

gLR = 4 

gLe= 4 

F (0,05; 4; 4) = 6,39 (por tablas) 

F0 < F (tablas) 

1 < 6,39 

Por consiguiente, el modelo es aceptado. Entonces los datos se encuentran dentro del rango 

de los datos experimentales. 

 

3.7. Análisis de la suma de cuadrados 

𝑆𝑢𝑚𝑎 𝑑𝑒 𝑐𝑢𝑎𝑑𝑟𝑎𝑑𝑜𝑠 = 𝑆. 𝐶. = [
[2𝑁−1𝑥𝐸𝑓𝑒𝑐𝑡𝑜𝐴𝑖]

2𝑛
] 

A = Temperatura 

B =Turbidez 

C = Concentración de Oxígeno 

 

 



 

42 
 

3.8. Análisis de Varianza 

En el transcurso de esta investigación se obtuvieron una serie de datos experimentales 

relacionados con la temperatura, turbidez y concentración de oxígeno, estos fueron 

procesados estadísticamente para validar la hipótesis presentada.  

La varianza es la media aritmética del cuadrado de las desviaciones de la media de una 

distribución estadística. 

Fuente 

Suma de 
Cuadrados 

S.C. 

Grados de 
Libertad 

Cuadrado 
Medio C.M. 

F 
practico 

Fo 
F tablas 

A: Temperatura 0.0253 1 0.0253 2.3 7.71 

B: turbidez 0.0231 1 0.0231 2.1 7.71 

C: conc. O2 0.1596 1 0.1596 14.51 7.71 

AB: 0.0000125 1 0.0000125     

AC: 0.001 1 0.001     

BC: 0.0078 1 0.0078     

ABC: 0.0351 1 0.0351     

TOTAL 0.2519 7       

 

 

Un factor es significante (95%) => 0,05 

O muy significante (99%) => 0,01 

Si el F práctico > F Tablas 

De la tabla de distribución F 

95%: F (0,05) (1 :4) = 7,71 

99%: F (0,01) (1 :4) = 21,2 



 

43 
 

3.9. Método de la pendiente (Merrill Crowe) 

 

Tabla 3 Método de la pendiente ascendente-descendente. Recuperación de oro 

 

Temperatura (°C) 

X1 

Turbidez (ppm) 

X2 

Conc. O2 (ppm)  

X3 

Recuperación (%)  

Y 

Nivel base 6.05 4.375 1.155   

Unidad (Ui) 6.95 3.745 0.425   

Pendiente (Bi) 0.06563 -0538 -0.1413   

(Ui) * Bi 0.3913 -0.2015 -0.0501   

Xi 1 -0.5150 -0.1536   

          

Punto central 6.05 4.375 1.155 96.5761 

Punto 1 7.05 3.86 1.0014 96.6427 

Punto 2 8.05 3.345 0.8478 96.7093 

Punto 3 9.05 2.83 0.6942 96.7759 

Punto 4 10.05 2.315 0.5406 96.8425 

Punto 5 11.05 1.8 0.3870 96.9091 

Punto 6 12.05 1.285 0.2334 96.9756 

          

Punto 8 14.05 0.255 -0.0738 97.1088 

 

Ecuación que contienes las variables en estudio: 

Y= 96,9742 + 0,00081 Temperatura - 0,0144 Turbidez - 0,3325 Conc. O2 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 



 

44 
 

IV. DISCUSIÓN 

Los trabajos anteriores revelaron que la recuperación de oro más alta, de alrededor del 50 %, se 

logró tanto para los procesos de adsorción de carbón como de cementación. Sin embargo, el 

rendimiento de la cementación de plomo pareció ser bastante mejor.  

Por lo tanto, para mejorar la recuperación de oro de la cementación de plomo, se aplicó en este 

estudio la técnica empleada por el proceso Merrill-Crowe para el sistema de cianuro. La 

desaireación de la solución preñada (lixiviación) resultó en la mejora de la cementación de zinc 

para la recuperación de oro de la solución de complejo de cianuro. Por lo tanto, primero se 

analizará la cementación de plomo. 

4.1. Cementación de plomo 

La reacción de cementación es de naturaleza electroquímica. En la recuperación de oro de 

la solución de complejo de oro y tiourea utilizando polvo de plomo, el oro se precipita o 

cementa mientras que el metal de plomo entra en solución. Las reacciones de semicelda 

involucradas en el proceso de cementación se pueden presentar de la siguiente manera: 

Anódico: 

 

Catódico: 

 

4.1.1. Efecto de la desaireación  

El trabajo anterior de Ardiwilaga, et al. (1994) indicó que la cementación de plomo a 

presión atmosférica resultó en una recuperación de oro del 42%, siempre que el 

experimento se llevara a cabo con una carga de polvo de plomo de 25 g/1, 1 hora de tiempo 

de retención y temperatura ambiente.  

Bajo la misma condición de cementación, pero utilizando una solución madre desaireada, 

la recuperación de oro cae al 29%, como se muestra en la Tabla 1. Se observa una caída 

adicional en la recuperación de oro, cuando el pH natural (tal como se recibe) de la solución 

madre se ajusta a 2,5.  

Según el trabajo de Ardiwilaga (1993), este ajuste de pH podría mejorar la recuperación de 

oro cementado. Se puede ver en la Tabla 1 que la recuperación de oro es solo del 12%.  



 

45 
 

Por lo tanto, la cementación en el sistema de tiourea no mejora en condiciones desaireadas, 

como es el caso en el sistema de cianuro. Incluso se obtiene una recuperación de oro menor 

en el sistema.  

4.1.2. Mecanismo  

En condiciones atmosféricas, la solución madre contiene algo de oxígeno disuelto. La 

concentración de oxígeno disuelto en agua en equilibrio con el aire a 25 °C es de 4,1 ppm 

[23]. 

Según Pletcher & Sotiropolous (1995), utilizando microdiscos de Pt, Ag y Au, el oxígeno 

se reduce, lo que conduce a la producción de iones de hidróxido y a la formación de una 

capa en la superficie del cátodo con un pH más alto que la solución en masa debido a la 

reacción: 

 

O también: 

 

Mientras tanto, Pletcher & Sotiropolous (1995) confirmaron experimentalmente que se 

producen cambios de pH en la superficie del electrodo de oro. Dichos cambios de pH 

pueden describirse de la siguiente manera, utilizando las reacciones sugeridas por Pletcher 

y Sotiropolous (1994): 

 

Dado que la reducción de oxígeno en la reacción se produce en un entorno alcalino [24], la 

reacción catódica de reducción de oxígeno es el caso del sistema de cianuro, en el que la 

cementación se realiza en un entorno alcalino.  

Los iones de hidróxido producidos por la reducción de oxígeno son suficientes para 

producir un entorno alcalino cerca de la superficie que determina el potencial de adsorción 

de H [24].  



 

46 
 

La reducción de oxígeno y la adsorción de hidrógeno parecen retardar el proceso de 

cementación en el sistema de cianuro. 

Por lo tanto, la práctica de cementación de zinc para recuperar oro de soluciones de 

complejos de cianuro se realiza en condiciones desaireadas. Por el contrario, la 

cementación de plomo en el sistema de tiourea se realiza en un entorno ácido. La 

recuperación de oro se reduce cuando se aplica la desaireación. Si se agregan iones de 

hidróxido, al ajustar el pH del pH natural (= 1,67) a pH 2,5, la recuperación de oro también 

se reduce.  

Es probable que las reacciones de oxidación se mantengan al realizar el proceso de 

cementación a presión atmosférica y a pH natural. La recuperación de oro de la solución 

de complejo de tiourea utilizando plomo requiere algunas cantidades de oxígeno disuelto. 

Por lo tanto, no se recomienda la condición desaireada para la cementación de complejos 

de oro y tiourea. 

 

4.2. Adsorción de carbono  

4.2.1. Efecto de la desaireación  

Se puede observar en la Tabla 4 que, en presencia de oxígeno disuelto, la recuperación de 

oro de la solución de lixiviación de tiourea utilizando adsorción de carbono es del 52%, 

siempre que el experimento de adsorción se haya realizado a 25 g/1 de carga de carbono 

(carbonos de -32+60 mesh), 1 hora de tiempo de retención y temperatura ambiente 

(condiciones de lixiviación: 10 g/1 de tiourea, 5 g/1 de ácido sulfúrico, 1 g/1 de ion férrico 

y 20% de sólidos).  

Esto concuerda con el trabajo previo (Ardiwilaga, 1991). La Tabla 4 también muestra que 

se observa una recuperación de oro menor (=42% Au) cuando se experimenta con una 

temperatura elevada (=40°C) y un tiempo de retención más prolongado (=4 horas).  

La recuperación de oro se puede aumentar cuando se desairea el reactor, manteniendo 

constantes las otras variables. Se obtienen mayores aumentos en la recuperación de oro al 

aumentar el tiempo de retención (la Tabla 1 indica una recuperación de oro del 73% Au en 

1 hora y del 81% en 4 horas).  

Además, cuando el pH natural de la solución de lixiviación se ajusta a aproximadamente 

2,5, la recuperación de oro cae al 30% Au en condiciones desaireadas (ver Tabla 4). Los 

datos observados indican que las recuperaciones de oro de las soluciones de lixiviación con