Labyrinth Resources Limited ha anunciado los excelentes resultados metalúrgicos de sus exhaustivos trabajos de prueba, que demuestran una vía de procesamiento clara y eficaz para su proyecto de oro Labyrinth de 500.000 oz en Quebec, Canadá. Los resultados ayudarán a apuntalar los estudios de optimización en todo el proyecto Labyrinth, los cálculos de costes del diseño inicial de la planta y la evaluación de cualquier venta de mineral a terceros, tratamiento de peaje o venta de concentrados. El proyecto comenzó en agosto de 2022 con la presentación de compuestos de residuos triturados con núcleo de diamante a Base Metallurgical Laboratories Ltd. (BaseLabs) en la Columbia Británica. (BaseLabs) en la Columbia Británica, Canadá.

El programa metalúrgico fue derivado y gestionado por JT Metallurgical Services (JTs) en Perth. Los objetivos del programa eran definir las características mineralógicas clave de la probable alimentación del molino a una futura planta, emprender pruebas sistemáticas que reflejaran los probables diagramas de flujo, siendo éstos gravedad/cianuración y gravedad/flotación/cianuración, y llevar a cabo ensayos exhaustivos y análisis mineralógicos en el concentrado de flotación y en los flujos de proceso con fines de optimización del diagrama de flujo y de comercialización. A BaseLabs se le presentó un total de 35 compuestos de residuos triturados de pozos de diamante que sumaban 17,55 m @ 6,32 g/t de Au.

Estos compuestos se originaron a partir de un total de cinco pozos de diamante que representaban al menos el 80% de la mineralización de oro conocida del proyecto Labyrinth con el objetivo de reflejar la ley de alimentación del recurso de 7g/t Au. Se generaron inicialmente cinco subcompuestos para su ensayo antes de producir un único compuesto maestro que devolvió 5,60g/t de Au y 1,7g/t de Ag mediante el ensayo BLEG (grado extraíble por lixiviación a granel). Analitos clave de los cinco subcompuestos y un compuesto maestro.

El trabajo de prueba BLEG inicial en el compuesto maestro arrojó una recuperación de cianuro de 97,1% de Au y 99,7% de Ag, lo que sugiere que el mineral es de libre molienda. La búsqueda de minerales traza (TMS) en el Master Composite después de la separación por líquidos pesados (HLS) identificó que el 33,7% del oro estaba liberado con el 52,7% asociado a la pirita y el 10,2% como multifase (dos o más minerales). El 98,6% del oro liberado por ocurrencia tenía un tamaño inferior a 38 micras.

Resulta alentador que sólo el 0,5% del oro estuviera asociado a la ganga no sulfurada, que el 100% del oro observado estuviera presente como oro nativo y que las partículas de pirita objetivo estuvieran en general bien liberadas. Una división homogénea de 20 kg del compuesto maestro se molió a P80 de 300 micras y luego se hizo pasar por un concentrador Knelson de 3", lo que dio como resultado un concentrado de arrastre de masa del 0,5% con una ley de 170 g/t de Au y una recuperación del 15,6%. La ley de alimentación recalculada de 5,73g/t se alineó bien con la ley BLEG de 5,60g/t.

A continuación, el concentrado Knelson se lixivió en condiciones intensivas replicando un ILR o Acacia devolviendo una recuperación de oro del 92,2% o un 14,4% de recuperación global a doré. Esta recuperación por gravedad relativamente baja a doré se debe probablemente a la naturaleza del grano de oro ultrafino del mineral observado en el TMS. Divisiones representativas de 1 kg de las colas de gravedad que contenían el 85,6% del oro se volvieron a moler a P80 75, 106 y 125µm para el trabajo de prueba de cianuración (Tabla 2). Las condiciones de lixiviación se consideran reflejo de las típicas plantas CIP/CIL de la zona.

La disolución completa del oro se logró en 24 horas, siendo la recuperación global más alta el 87,2% a P80 75µm. Esta recuperación fue inferior a los resultados iniciales de BLEG, lo que indica que se requería una liberación adicional. Los bajos consumos de cianuro y cal reflejan la ausencia de elementos deletéreos comunes e indican que el sulfuro dominante, la pirita, es relativamente inerte. No hubo evidencias de pregolpeo o pregolpeo en las curvas de disolución.

Se realizaron pruebas de flotación rougher de sensibilidad a la molienda en fracciones de cola de gravedad de 2 kg en condiciones propicias para la recuperación de sulfuro y oro libre con el objetivo de generar un concentrado de baja masa y alta ley para el análisis posterior. Se dosificó PAX (100g/t), CuSO4 (100g/t) y MIBC Frother (28g/t) a pH natural generando cinco concentrados y una cola para observar la cinética de flotación del oro, la plata y el azufre a lo largo de 7,5 minutos de flotación. El arrastre de masa disminuyó con el tamaño de la molienda, con la correspondiente mejora de la ley del concentrado debido a la mejora de la liberación.

Las recuperaciones de oro y azufre se consideran altas para las tres pruebas, lo que sugiere que el régimen de flotación elegido es adecuado para esta mineralización. Se llevó a cabo una prueba de limpiador en circuito abierto de 1 kg para reducir el arrastre de masa y aumentar la ley del concentrado, como se ilustra. Se eligió un tamaño de molienda rougher de P80 106µm aunque es probable que el tamaño de molienda pueda ser más grueso en futuros estudios para reducir la huella de capital y el coste de explotación.

Se aplicaron las mismas condiciones de rougher, seguidas de una remolienda de concentrado rougher de P80 15µm y luego un limpiador escalonado de 6,5 minutos en el que se añadió 5g/t de PAX y 14g/t de MIBC. Se generaron cuatro concentrados que dieron como resultado un tiro de masa combinado de 7,3%, una ley de concentrado de 61,3g/t de Au con una recuperación por etapas en circuito abierto de 94,4%. Basándose en estos alentadores resultados, se realizó una prueba de limpiador a granel de 12,5 kg con el objetivo de producir un único concentrado limpiador combinado.

Como se presenta en la Tabla 4, tanto la ley del concentrado limpiador como la recuperación en circuito abierto mejoraron significativamente con el empleo de una celda de flotación más grande y con cambios en la adición de reactivos, los tiempos de extracción y las velocidades del agitador. Las muestras combinadas de concentrado más limpio, cola más limpia y cola más rugosa se ensayaron y se sometieron a un análisis mineralógico QEMScan (Tabla 5). El concentrado más limpio, que contenía 89,4 g/t de Au y 27 g/t de Ag, estaba dominado por la pirita (62,4%) y ésta representaba el 98,7% de todo el azufre.

La presencia de 6,83% de cuarzo y 7,82% de clorita sugiere que es probable que se produzcan más mejoras de ley mediante la optimización, es decir, reduciendo el arrastre de ganga no sulfurada. Las fotomicrografías presentadas en la figura 6 confirman el predominio de la pirita bien liberada y las trazas de calcopirita. No se registró oro visible en el concentrado, lo que reduce el posible sesgo del muestreo si el concentrado va a ser tratado fuera del emplazamiento o vendido.

Dos sub-secciones representativas del concentrado más limpio se sometieron a pruebas de lixiviación por cianuración con y sin remolienda adicional para determinar la recuperación global a doré mediante el empleo de un circuito de lixiviación por gravedad/flotación/con. La extracción de oro por etapas aumentó del 93,0% al 97,5% mediante la remolienda del concentrado limpiador de P80 36µm a P80 13µm. Cuando se volvió a moler, el consumo de cianuro y cal fue de 5,1 kg/t y 2,7 kg/t respectivamente, lo que equivale a unos muy bajos 0,25 kg/t y 0,13 kg/t de mineral entero respectivamente. Es probable que se produzcan más mejoras en las tasas de disolución y en los consumos de reactivos mediante la preoxigenación de los lodos antes de la lixiviación.

Debido al escaso arrastre de masa de la flotación, la huella de capital del circuito UFG/Leach será relativamente pequeña. La gravedad seguida de la flotación permitió una alta recuperación de oro del 97,3%, con el concentrado vendido o procesado fuera del emplazamiento por un tercero. Alternativamente, mediante la instalación de un circuito de molienda ultrafina (UFG) y lixiviación, se podría recuperar el 95,2% del oro y realizarlo como lingotes in situ.