UNIVERSIDAD TÉCNICA PARTICULAR DE LOJA La Universidad Católica de Loja ÁREA TÉCNICA TÍTULO DE INGENIERO EN GEOLOGÍA Y MINAS Evaluación de los Procesos en la Planta JD, sector La Herradura, distrito Minero Chinapintza, provincia de Zamora Chinchipe. TRABAJO DE TITULACIÓN AUTOR: Aguirre González, Edgar Andrés DIRECTOR: Sanmartín Gutiérrez, Víctor Aurelio, Mgs. CODIRECTOR: Quintuña Espín, Juan Carlos, Ing. LOJA – ECUADOR 2016
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UNIVERSIDAD TÉCNICA PARTICULAR DE LOJA La Universidad Católica de Loja
ÁREA TÉCNICA
TÍTULO DE INGENIERO EN GEOLOGÍA Y MINAS
Evaluación de los Procesos en la Planta JD, sector La Herradura, distrito
Minero Chinapintza, provincia de Zamora Chinchipe.
Esta versión digital, ha sido acreditada bajo la licencia Creative Commons 4.0, CC BY-NY-SA: Reconocimiento-No comercial-Compartir igual; la cual permite copiar, distribuir y comunicar públicamente la obra, mientras se reconozca la autoría original, no se utilice con fines comerciales y se permiten obras derivadas, siempre que mantenga la misma licencia al ser divulgada. http://creativecommons.org/licenses/by-nc-sa/4.0/deed.es
DEDICATORIA Este trabajo se lo dedico primeramente a Dios por ser siempre mi fortaleza y quien me ha dado
la oportunidad de culminar una nueva etapa de mi vida y quien me ha permitido que los tenga a
mis padres quienes forman parte incondicional en mi vida, este trabajo va dedicado para
ustedes, a mi madre quien con su amor y valores diarios me ha enseñado lo grande que puede
ser un ser humano, mi padre quien me ha enseñado para mí el valor más grande de la
responsabilidad y dedicación a la familia, son ustedes mi inspiración y mi fortaleza diaria de ser
cada día mejor.
A mis hermanos quienes han estado durante todas las etapas de mi vida y quienes hacen de mi
vida una aventura incansable llena de aprendizajes y felicidad.
A mi princesita Sofía quien es el regalo perfecto que llego a nuestra familia.
A mi papito Ricardo mi gran motivación y mi angelito que jamás me fallará, aunque no esté
conmigo físicamente siempre estará en mi corazón y en mis pensamientos toda la vida.
A mi familia: mis abuelitas, mis tíos, mis primas y mis primos quienes han estado ahí siempre
toda mi vida dándome ánimos y felicidad.
A mi enamorada María Belén quien me da ánimos, fuerza y su amor incondicional siempre.
Finalmente dedicarles a todas esas personas que para extraer un gramo de oro trabajan de
manera explotada atentando con su salud y la de su familia creyendo que algún día la minería
será la salida incansable de su pobreza.
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AGRADECIMIENTO Primeramente agradecer a Dios por siempre bendecirme y acompañarme en todo momento de
mi vida, de igual manera agradecerles a mis padres quienes sin su ayuda económica jamás
hubiera sido posible empezar y concluir esta nueva etapa de mi vida, agradecerles también por
ser los mejores padres que pueden existir ya que con su enseñanza he llegado a estar donde
estoy gracias.
En segundo lugar agradecerle a los docentes de la titulación de Geología, en especial al
ingeniero Juan Carlos Quintuña y Víctor Sanmartín por brindarme siempre sus acertadas
enseñanzas y por saberme dar su tiempo para guiarme en el trabajo de campo y en el
laboratorio, gracias por confiar en mí.
Agradecerle a la Universidad Técnica Particular de Loja quien me acogió durante toda mi
formación profesional; en especial a la carrera de Geología y Minas quien durante estos cinco
años por medio de sus docentes me ha brindado sus conocimientos.
Agradecerles a mis compañeros quienes formaron y forman parte de todas mis aventuras y
aprendizajes durante toda mi formación profesional.
Finalmente agradecer a mi gran amigo John Díaz quien me abrió las puertas de su planta para
poder llegar a realizar mi estudio de campo y brindarme sus conocimientos para culminar este
trabajo.
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ÍNDICE DE CONTENIDOS
APROBACIÓN DEL DIRECTOR DEL TRABAJO DE TITULACIÓN ______________________ ii DECLARACIÓN DE AUTORÍA Y CESIÓN DE DERECHOS ___________________________ iii DEDICATORIA ______________________________________________________________ iv AGRADECIMIENTO __________________________________________________________ v RESUMEN __________________________________________________________________ 1 ABSTRACT _________________________________________________________________ 2 INTRODUCCIÓN _____________________________________________________________ 3
CAPÍTULO I _________________________________________________________________ 4 GENERALIDADES ___________________________________________________________ 4
1.1 Antecedentes y Justificación ___________________________________________ 5 1.2 OBJETIVOS ________________________________________________________ 7
Objetivo General ________________________________________________________ 7 Objetivos Específicos ____________________________________________________ 7
CAPÍTULO II ________________________________________________________________ 8 DESCRIPCIÓN DE LA ZONA DE ESTUDIO _______________________________________ 8
CAPÍTULO III _______________________________________________________________ 11 GEOLOGÍA DE LA ZONA DE ESTUDIO _________________________________________ 11
3.1 Evolución geológica __________________________________________________ 12 3.2 Geología Regional ___________________________________________________ 12 3.3 Litología regional del campo minero Chinapintza ____________________________ 13
3.3.1 Batolito de Zamora (Jurásico temprano- Cretácico Inferior) ________________ 13 3.3.2 Formación Santiago (Jurásico temprano) ______________________________ 13 3.3.3 Arco volcánico Misahuallí (Jurásico Medio- Cretácico Inferior) ______________ 14 3.3.4 Formación Hollín (Aptiano Inferior- Albiano Inferior) ______________________ 14 3.3.5 Pórfido de Chinapintza _____________________________________________ 15
3.4 Geología local _______________________________________________________ 15 3.4.1 Estructura y geometría _____________________________________________ 17 3.4.2 Características de la mineralización. __________________________________ 19 3.4.3 Paragénesis. ____________________________________________________ 21
CAPÍTULO IV ______________________________________________________________ 22 PROCESOS DE METALURGIA EXTRACTIVA DE LA PLANTA “PINTA BRAVA”, CHINAPINTZA ______________________________________________________________ 22
4.1 Proceso de metalurgia extractiva ________________________________________ 23 4.1.1 Molino chileno. ___________________________________________________ 23 4.1.2 Canaletas. _______________________________________________________ 24 4.1.3 Chanchas. _______________________________________________________ 26 4.1.4 Amalgamación. ___________________________________________________ 27 4.1.5 Proceso de cianuración. ____________________________________________ 28
5.1.1.1 Ingreso del material. ___________________________________________ 34 5.1.1.2 Artesa. ______________________________________________________ 34 5.1.1.3 Salida del tubo. _______________________________________________ 34 5.1.1.4 Bayetas. ____________________________________________________ 36
5.2 Proceso de cianuración. _____________________________________________ 36 5.2.1 Muestreo. _______________________________________________________ 37
5.2.1.1 Densidad. ___________________________________________________ 38 5.2.1.2 Porcentaje de sólidos. __________________________________________ 38 5.2.1.3 Tonelaje. ____________________________________________________ 38 5.2.1.4 Cantidad de líquido. ___________________________________________ 38
5.3 Ensayos experimentales de laboratorio __________________________________ 38 5.3.1 Preparación de la muestra. __________________________________________ 38
5.3.1.1 Secado de las muestras. ________________________________________ 39 5.3.1.2 Trituración. ___________________________________________________ 39 5.3.1.3 Homogenización y cuarteo. ______________________________________ 40 5.3.1.4 Pulverización. _________________________________________________ 40
5.3.2 Caracterización de las muestras. _____________________________________ 41 5.3.2.1 Peso específico. _______________________________________________ 41 5.3.2.2 Análisis mineralógico. ___________________________________________ 42 5.3.2.3 Análisis granulométrico. _________________________________________ 43 5.3.2.4 Análisis de malla valorada. _______________________________________ 44
CAPÍTULO VI ______________________________________________________________ 52 RESULTADOS Y ANÁLISIS ___________________________________________________ 52
6.1 Peso específico ____________________________________________________ 53 6.2 Análisis mineralógico ________________________________________________ 53 6.3 Tonelaje métrico solido día (TMSD) ____________________________________ 55 6.4 Masa procesada ___________________________________________________ 55 6.5 Proceso de concentración gravimétrica y relaves __________________________ 56
6.5.1 Punto 1 (Ingreso de Material). _______________________________________ 56 6.5.1.1 Análisis granulométrico. ________________________________________ 56 6.5.1.2 Análisis malla valorada _________________________________________ 57
6.6 Balance metalúrgico global ___________________________________________ 67 6.7 Proceso de cianuración ______________________________________________ 68
6.7.1 Tonelaje de cada batch. ____________________________________________ 68 6.7.2 Cantidad de solución. ______________________________________________ 69 6.7.3 Análisis malla valorada Batch 2. ______________________________________ 69 6.7.4 Cantidad de oro físico en la entrada de los batchs. _______________________ 71 6.7.5 Cantidad de oro en el material de relave. _______________________________ 72 6.7.6 Cantidad de oro en las soluciones. ____________________________________ 72 6.7.7 Solución barren. __________________________________________________ 73 6.7.8 Balance del proceso de cianuración. __________________________________ 73
ANEXO 1. DIAGRAMA DEL PROCESO DE MOLIENDA Y DE CIANURACIÓN. __________ 82 ANEXO 2. DIMENSIONES DEL TANQUE DE CIANURACIÓN. ________________________ 83 ANEXO 3. HOJA ESTADÍSTICA DE LA TOMA DE DATOS Y DETERMINACIÓN DE PARÁMETROS. _____________________________________________________________ 84 ANEXO 4. ENSAYOS DEL PICNÓMETRO. ______________________________________ 85 ANEXO 5. TONELADAS MÉTRICAS SOLIDAS ___________________________________ 85 ANEXO 6. VOLUMEN Y MASA DE LOS TANQUES. ________________________________ 87 ANEXO 7. TABLAS GRANULOMÉTRICAS Y CURVAS. _____________________________ 88 ANEXO 8. MALLAS VALORADAS Y LEYES DE ORO Y PLATA. ______________________ 93 ANEXO 9. TABLA DE LAS MALLAS VALORADAS EN LOS DISTINTOS BACHS. _________ 97 ANEXO 10. TABLA DE VOLÚMENES DEL TANQUE EN LOS DISTINTOS BACHS. _______ 99 ANEXO 11. TABLA DE LEYES EN EL PROCESO DE CIANURACIÓN. _________________ 99
ÍNDICE DE TABLAS
Tabla 1. Numero de agujeros en una pulgada de malla fina y gruesa. ___________________ 23 Tabla 2. Reactivos para carga fundente. __________________________________________ 46 Tabla 3. Ensayos para la obtención del peso específico promedio. _____________________ 53 Tabla 4. Elementos obtenidos por florescencia de rayos X (punto1). ____________________ 53 Tabla 5. Tonelaje métrico solido día _____________________________________________ 55 Tabla 6. Cantidad de masa en los distintos puntos analizados. ________________________ 55 Tabla 7. Tabla de la granulometría del punto 1. ____________________________________ 56
ix
Tabla 8. Malla valorada del punto 1. _____________________________________________ 57 Tabla 9. Leyes de oro y plata del punto 1. _________________________________________ 58 Tabla 10. Granulometría del punto 2. ____________________________________________ 59 Tabla 11. Malla valorada del punto 2. ____________________________________________ 59 Tabla 12. Leyes de oro y plata en el punto 2. ______________________________________ 60 Tabla 13. Granulometría del punto 3. ____________________________________________ 61 Tabla 14. Malla valorada del punto 3. ____________________________________________ 62 Tabla 15. Leyes de oro y plata en el punto 3. ______________________________________ 62 Tabla 16. Granulometría del punto 4. ____________________________________________ 63 Tabla 17. Malla valorada del punto 4. ____________________________________________ 64 Tabla 18. Leyes de oro y plata en el punto 4. ______________________________________ 64 Tabla 19. Granulometría del punto 5. ____________________________________________ 65 Tabla 20. Malla valorada del punto 5. ____________________________________________ 66 Tabla 21. Leyes de oro y plata en el punto 5. ______________________________________ 66 Tabla 22. Contenido metálico y eficiencia del proceso de molienda. ____________________ 67 Tabla 23. Tonelaje en los distintos batchs del proceso de cianuración. __________________ 68 Tabla 24. Cantidad de solución total en cada batch. _________________________________ 69 Tabla 25. Malla valorada del Batch 2. ____________________________________________ 70 Tabla 26. Malla valorada del Batch 2 cianurado. ____________________________________ 70 Tabla 27. Cantidad de oro físico ingresado en cada batch. ___________________________ 71 Tabla 28. Cantidad de oro físico en los relaves de cada batch. ________________________ 72 Tabla 29. Cantidad de oro en solución de cada batch. _______________________________ 72 Tabla 30. Ley promedio de la solución barren. _____________________________________ 73 Tabla 31. Cantidad de oro en el contenido de la solución barren. ______________________ 73 Tabla 32. Cantidad de oro físico encontrado en el proceso de cianuración. _______________ 73 Tabla 33. Cantidad de oro en solución encontrado en el proceso de cianuración. __________ 74 Tabla 34. Eficiencia de la planta JD en el proceso de cianuración. _____________________ 74 Tabla 35. Consumo hídrico en el proceso de molienda de la planta JD. _________________ 74 Tabla 36. Consumo hídrico en el proceso de cianuración en la planta JD. ________________ 75 Tabla 37. Consumo energético en el proceso de molienda y cianuración en la planta JD. ___ 75
ÍNDICE DE IMÁGENES
Imagen 1. Ruta de acceso Loja- Chinapintza. _______________________________________ 9 Imagen 2. Geología del campo minero Chinapintza- La Herradura. _____________________ 17 Imagen 3. Mapa del sistema de vetas de Chinapintza. _______________________________ 19 Imagen 4. Malla gruesa (Izquierda), malla fina (Derecha). ____________________________ 24 Imagen 5. Tendido de las bayetas (Izquierda), salida de la pulpa (Derecha). _____________ 25 Imagen 6. Lavado de las bayetas. _______________________________________________ 25 Imagen 7. Lavado de la arena. _________________________________________________ 26 Imagen 8. Colocación del mercurio. _____________________________________________ 27 Imagen 9. Separación de la amalgama. __________________________________________ 27 Imagen 10. Dore. ____________________________________________________________ 28 Imagen 11. Preparación de reactivos. ____________________________________________ 29 Imagen 12. Caída de la pulpa cianurada a la piscina de percolación. ___________________ 29 Imagen 13. Salida de la solución rica a los tanques de viruta de zinc. ___________________ 30
x
Imagen 14. Fundición de las virutas de zinc con bórax. ______________________________ 31 Imagen 15. Colocado del fundente en la lingotera (izq.), separación de la plata y oro por ácido nítrico (der). _____________________________________________________________ 31 Imagen 16. Puntos de muestreo. ________________________________________________ 33 Imagen 17. Salida del tubo. ____________________________________________________ 35 Imagen 18. Salida del tubo. ____________________________________________________ 37 Imagen 19. Preparación de las muestras. _________________________________________ 39 Imagen 20. Cuarteador Jones. _________________________________________________ 40 Imagen 21. Pulverizador RS-1. _________________________________________________ 41 Imagen 22. Determinación del peso específico. ____________________________________ 41 Imagen 23. Cuarteo del Punto 1. ________________________________________________ 44 Imagen 24. Granulometría seca punto 1. _________________________________________ 44 Imagen 25. Dores sobre las copelas. ____________________________________________ 47 Imagen 26. Equipo utilizado en la digestión. _______________________________________ 48 Imagen 27. Refogado del oro en los crisoles. ______________________________________ 49 Imagen 28. Equipo de lectura de absorción atómica. ________________________________ 50 Imagen 29. Determinación de la intensidad con el multímetro. _________________________ 51 Imagen 30. Distribución de los porcentajes obtenidos en la fluorescencia de rayos X. ______ 54 Imagen 31. Difractograma del material de cabeza de la planta JD. _____________________ 54 Imagen 32. Grafica del D80- ingreso de material. ___________________________________ 57 Imagen 33. Distribución del porcentaje de oro y plata en la malla valorada del ingreso (punto 1). __________________________________________________________________________ 58 Imagen 34. Grafica del D80- Artesa. _____________________________________________ 59 Imagen 35. Distribución del porcentaje de oro y plata en la malla valorada de la artesa (punto 2). __________________________________________________________________________ 60 Imagen 36. Grafica del D80- Salida del tubo. ______________________________________ 61 Imagen 37. Distribución del porcentaje de oro y plata en la malla valorada de la salida del tubo (punto 3). __________________________________________________________________ 62 Imagen 38. Grafica del D80- Bayetas. ____________________________________________ 63 Imagen 39. Distribución del porcentaje de oro y plata en la malla valorada de las bayetas (punto 4).________________________________________________________________________ 64 Imagen 40. Grafica del D80- Relave. ____________________________________________ 65 Imagen 41. Distribución del porcentaje de oro y plata en la malla valorada del relave (punto 5). __________________________________________________________________________ 66 Imagen 42. Distribución del porcentaje de contenido metálico en la artesa, bayetas y relave. 68 Imagen 43. Distribución del porcentaje de oro y plata en la malla valorada del batch 2. _____ 70 Imagen 44. Distribución del porcentaje de oro y plata en la malla valorada del batch 2 cianurado. __________________________________________________________________________ 71
1
RESUMEN
La presente investigación fue realizada en la zona minera “La Herradura” localizada en el
campo minero Chinapintza, parroquia Nuevo Quito del Cantón Paquisha; en la provincia de
Zamora Chinchipe, con la finalidad de determinar la eficiencia de dos proceso artesanales como
son concentración gravimétrica y cianuración, para el desarrollo se llevó a cabo un muestreo
sistemático del material, obteniéndose variables de rendimiento como son: peso específico,
mineralogía, granulometría, malla valorada y tenores de oro y plata. Logrando 2,87 gr/cm3 en
peso específico; esfalerita, pirita, cuarzo, rodocrosita, microclina, cerusita y biotita en el análisis
mineralógico; los D80 en la granulometrías la mayor parte se ubicaron entre las mallas #60 y
#120, en las mallas valoradas el mayor porcentaje de oro en las mallas #200 y #400, en
concentración gravimétrica se obtuvo 7,73 gr/ton de oro y 100,40 gr/ton de plata. En cianuración
se obtuvo un ingreso de 89,84 gr de oro y oro recuperado en solución cianurada 53,60 gr. En
concentración gravimétrica se obtuvo una eficiencia de 54%, mientras que la eficiencia en el
El mecanismo de concentración gravimétrico utilizado en nuestra planta es con bayetas, este es
utilizado para retener el oro fino que sale del molino, este se queda atrapado en bayetas
tendidas a lo largo de canaletas estáticas de cemento que tienen una inclinación de 40. (Imagen
5).
Imagen 5. Tendido de las bayetas (Izquierda), salida de la pulpa (Derecha).
Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
Como observamos en la imagen 8 el tubo es colocado de manera vertical para cortar la
alimentación a la canaleta de la izquierda y se inclina el otro tubo hacia abajo para que la pulpa
salga a la canaleta de la derecha, se procede a retirar las bayetas de la canaleta de la
izquierda, este proceso se lo realiza de manera sistemática aproximadamente cada 30 o 40
minutos, este mecanismo tiene como objetivo el lavado de las bayetas, el cual se basa en
colocar las bayetas encima de una batea con agua y con movimientos rápidos se sacude las
bayetas para retirar el concentrado que se queda atrapado en estas (Imagen 6).
Imagen 6. Lavado de las bayetas.
Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
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El material recolectado por las bayetas y la artesa se lo une y se lo coloca en una batea para
proceder al lavado de la arena, este proceso se lo realiza para retirar el lodo que se encuentre
en este material, un operador coloca agua dentro de las bateas con la ayuda de una manguera
y con movimientos circulares va lavando toda la arena, se vacía esta agua con lodo y este
proceso se repite 3 veces (Imagen 7).
Imagen 7. Lavado de la arena.
Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
Las chanchas son tanques que tienen forma octaédrica, miden 1,10 m de largo y 0,55 m de
diámetro tiene una capacidad de unos 500 kg de material aproximadamente, están equipadas
por un motor de 7 HP de potencia este va conectado a una polea de 0,80 m de diámetro para
disminuir las revoluciones del motor a 25 rev/min, las chanchas funcionan con
aproximadamente 15 barras de acero de distintos tamaños, sirven para moler el material y
liberar el oro y la plata de los sulfuros que se encuentren encapsulándolos.
Las barras de acero y el material son colocadas dentro de la chancha, se coloca 0,07 litros (2
libras) de mercurio, 3 a 5 panelas y detergente de lavar vajilla (tensoactivos), se cierra la tapa
de las chanchas y se enciende el motor por alrededor de 3 horas con la finalidad que el
mercurio atrape el oro y la plata en ese tiempo (Imagen 8).
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Imagen 8. Colocación del mercurio.
Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
El material que se encuentra en las chanchas es extraído y se lo coloca en una batea, se realiza
un nuevo lavado de esta arena para retirar el lodo que haya quedado todavía, con la ayuda de
un platón se separa la arena de la amalgama, se va liquidando poco a poco todo el material, la
amalgama va a un recipiente y la arena a los relaves (Imagen 9).
Imagen 9. Separación de la amalgama.
Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
Las amalgamas se las lava con panela y agua para que quede libre de arena o lodos, se coloca
en una tela, se separa el mercurio por filtración, luego se sopletea el amalgama sólido para que
el mercurio se evapore y lo único que se obtiene es el dore, se lo pesa y posteriormente es
comercializado (Imagen 10).
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Imagen 10. Dore.
Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
El proceso de cianuración en la planta “Pinta Brava” se lo emplea para recuperar el oro fino que
no es atrapado por la concentración gravimétrica y la amalgamación, la arena utilizada en este
proceso es aquella que se recolecta de los tanques de relaves de la planta, se divide en varias
etapas: cianuración por agitación en donde el oro es disuelto y atrapado por el cianuro, la
percolación la que tiene la finalidad de filtrar la solución rica del sólido y la fundición la cual se
encarga de recuperar el oro y la plata.
4.1.5.1 Agitación.
La capacidad de almacenamiento del tanque de cianuración en esta planta es de 100 bultos por
batch, cada bulto pesa aproximadamente 20 kg. Antes de la agitación se realiza un lavado de la
arena dentro del tanque, esta tiene la finalidad de quitar el lodo que se encuentre en la arena y
que sea más efectiva la cianuración, el lavado se lo realiza unas tres veces. Ya lavado el
material se procede a colocar 200 gr de litargirio y 100 gr de acetato de plomo para eliminar un
pequeño porcentaje de los sulfuros que se encuentren en la arena (Imagen 11).
La agitación del tanque se lo realiza con hélices que van conectadas a un motor de 10 HP de
potencia, con 1730 rev/min, debido a que estas revoluciones que tiene el motor es demasiada
para el proceso de cianuración y agitación, el motor está conectado a dos poleas de 32
pulgadas y otra pequeña de 4 pulgadas que disminuyen las revoluciones del motor a 216
rev/min. El motor se enciende y se agita durante 3 horas controlando continuamente con un
peachimetro el pH, se lo estabiliza de 9 a 10, este es el valor óptimo para cianurar.
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Imagen 11. Preparación de reactivos.
Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
4.1.5.2 Cianuración.
La cianuración se la realiza de la misma manera por agitación, con la diferencia que para este
proceso se coloca 18 kg de cianuro y se espera de 10 a 15 horas, las condiciones en la que se
realiza la cianuración de la arena en esta planta son las siguientes:
El pH debe obligadamente encontrarse de 9 a 10.
Cianuro de Sodio libre 13,85 gr/lt.
Oxígeno (Reactivo consumidor).
Con esas condiciones el material se agita y se espera el tiempo que se describió anteriormente,
el tanque en la parte inferior tiene un grifo el cual después de haber cianurada la arena se
procede a abrirla y la pulpa cae sobre la piscina de percolación (Imagen 12).
Imagen 12. Caída de la pulpa cianurada a la piscina de percolación.
Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
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4.1.5.3 Percolación.
La piscina de percolación está construida de concreto tiene 4 metros de largo, 2 m de ancho y 1
m de altura aproximadamente, tiene capacidad de almacenar 3 batchs, está dividido por un
doble fondo, este sirve para que la arena cianurada no pase y solo la solución logre pasar por
un filtro construido por hojas de palma, carbón activado y costales de arena silícea, la solución
pasante se va directamente al fondo.
La solución pasante es extraída por medio de un grifo pequeño que se ubica en un cuarto
contiguo a la piscina (Imagen 13), el grifo es abierto y la solución pasante es recolectada por
tanques que se encuentran con virutas de zinc, se les coloca nitrato de plomo o acetato de
plomo para limpiar de impurezas a la solución que cae directamente de la percolación. La
solución que circula por los tanques de viruta de zinc se la coloca en un tanque más grande de
concreto, esta solución es recirculada con una bomba de 1,5 HP a la piscina, este proceso se
realiza durante 15 días aproximadamente.
Imagen 13. Salida de la solución rica a los tanques de viruta de zinc.
Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
4.1.5.4 Fundición.
La viruta de zinc después de los días en los que se recircula la solución rica queda de un color
marrón bastante oscuro, esto nos indica que la viruta está atrapando correctamente el oro y la
plata, después de 15 días la viruta es extraída de los tanques y colocada en una paila para ser
sometida al fuego, luego de unos minutos la viruta queda en forma de polvo lo que nos indica
que esta lista para fundirse, este polvo de zinc se espera que se enfrié y se pesa en una
balanza, el peso que arroje es el peso del bórax que se debe adicionar para la fundición.
31
Colocado el bórax junto con el polvo de zinc se procede a fundir por alrededor de 2 horas a una
temperatura de unos 7000C, la fundición se la realiza con la ayuda de un recipiente de acero,
una pinza grande, guantes resistentes al fuego y un cilindro de gas doméstico (Imagen 14).
Imagen 14. Fundición de las virutas de zinc con bórax.
Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
El material fundido es colocado en una lingotera, ya enfriado este lingote se lo golpea con un
martillo para separar la escoria del dore, se separa el dore se lo coloca en una paila de bronce y
se ataca con ácido nítrico durante unas 2 a 3 horas, se espera hasta que el oro se separa de la
plata (Imagen 15).
Imagen 15. Colocado del fundente en la lingotera (izq.), separación de la plata y oro por ácido nítrico (der).
Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
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CAPÍTULO V
PROCESOS METODOLÓGICOS EN CAMPO Y LABORATORIO
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Procesos Metodológicos:
Para el desarrollo de este trabajo se ha dividido el proceso metodológico en cinco etapas:
concentración gravimétrica, proceso de cianuración y ensayos experimentales en el laboratorio,
esto con la finalidad de facilitar la recolección de muestras y de la caracterización y
determinación de la eficiencia, finalmente se determinó el consumo hídrico y energético.
5.1 Concentración gravimétrica.
Los datos tomados dentro del proceso de concentración gravimétrica se los realizo debido a
que este proceso utilizado en la planta “Pinta Brava” se encarga de recuperar oro en la artesa y
bayetas por lo tanto se ha recolectado muestras en distintos puntos relevantes para obtener la
eficiencia de este proceso.
La toma de muestras se realizó en el periodo comprendido entre el 29 de Agosto y el 3 de
Septiembre del 2015, dentro de una jornada en la cual la planta procesó material para la
concentración gravimétrica, El muestreo se lo llevo a cabo de una manera sistemática en la cual
fueron tomadas muestras a cada hora en los siguientes puntos: ingreso del material, artesa,
salida de tubo, bayetas y en los tanques de relaves (Imagen 16).
Imagen 16. Puntos de muestreo.
Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
34
5.1.1.1 Ingreso del material.
Primeramente se tomó muestras del ingreso del material este se lo realizo tomando ¼ de pala
de material de entrada y metiendo en un costal a cada hora, la finalidad de muestrear en este
punto es de obtener el material de entrada que nos sirvió para realizar los cálculos de
laboratorio como son: peso específico, mineralogía, granulometría, malla valorada y leyes de
oro y plata.
5.1.1.2 Artesa.
El muestreo en este punto se lo efectuó al finalizar la jornada de molienda en la cual los
operadores lavan el molino y meten en bateas el material, la muestra se la recolecto con un
tubo muestreador sumergiéndolo en cada batea, este punto se lo tomo en cuenta con la
finalidad de conocer la granulometría, malla valorada y leyes de oro y plata que se encuentren
en el molino.
5.1.1.3 Salida del tubo.
Posterior al ingreso del material se muestreo la salida del tubo el cual se lo efectuó de una
manera sistemática a cada hora con ayuda de un recipiente y pasándolo de una manera
inclinada debajo del tubo para que el sólido se quede dentro del recipiente y receptar está en un
balde, el material recolectado en este punto tiene la finalidad de dar a conocer la granulometría,
malla valorada y leyes de oro y plata de la arena que salga del molino.
En este punto se desarrolló de una manera sistemática el cálculo de la densidad, caudal,
porcentaje de sólidos y tonelaje del material que es procesado a cada hora con la finalidad de
que los datos receptados de todas estas variables nos sirvan para cuantificar el sólido que se
procesa en el molino, para el cálculo del balance metalúrgico y determinar la eficiencia del
proceso (Imagen 17).
35
Imagen 17. Salida del tubo.
Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
Las variables se las determinó de una manera sistemática a cada hora, de la siguiente manera:
Densidad.
Para calcular la densidad se necesita una probeta, una balanza electrónica y un recipiente,
primeramente con la ayuda de un recipiente recolectamos pulpa pasándolo de manera rápida
debajo de la salida del tubo, llenamos la probeta hasta los 1000 ml que necesitamos, colocamos
la probeta en la balanza electrónica y pesamos.
Caudal.
El caudal se lo determinó colocando un recipiente debajo de la caída del tubo al que se
le calculó el volumen y mediante un cronómetro se tomó el tiempo en el que tardó en
llenarse ese recipiente, el recipiente se lo retira al mismo tiempo en el que se paraliza el
cronómetro y se realiza los cálculos pertinentes.
Porcentaje de sólidos.
Para la determinación del porcentaje de solidos utilizamos la densidad obtenida anteriormente y
el peso específico del material.
Tonelaje.
El Tonelaje se lo obtuvo utilizando las anteriores variables ya calculadas como son el porcentaje
de sólidos y el caudal.
36
5.1.1.4 Canalones - Bayetas.
Las muestras en este punto se las recepto al final de la jornada de molienda en la cual los
operadores terminaron de moler y de bayetear, el material bayeteado lo colocan en bateas, la
recolección se la efectuó mediante un tubo muestreador sumergiéndolo en cada batea y
recogiendo la muestra para posteriormente ponerla en una funda, el muestreo en este punto
tiene la finalidad de conocer la granulometría, malla valorada y leyes de oro y plata del material
que se concentra de manera gravimétrica en las bayetas.
5.1.1.5 Relaves.
El muestreo en los relaves se lo realizó al término del día cuando la relavera se llena, este
material es extraído por los operadores y colocado fuera de la relavera, ya extraído todo el
material se procedió a muestrear con ayuda del tubo muestreador en distintos puntos del
montículo de material, la finalidad de este muestreo en los relaves es la de conocer la
granulometría, malla valorada y leyes de oro y plata de la arena que se encuentre en estos
relaves.
5.2 Proceso de cianuración. El proceso de cianuración en la planta “Pinta Brava” se lo efectúa debido a que el oro
encontrado en el material de este sector la mayoría es fino y no se queda atrapado en la artesa
y en las bayetas, por lo tanto se ha visto importante muestrear y evaluar este proceso
dividiéndolo en 3 batchs, en donde cada batch tendrá su respectivo análisis, los datos
recolectados en estos batchs tienen la finalidad de cuantificar el sólido y líquido que se obtiene
en el proceso, estos datos serán usados para determinar el balance metalúrgico y determinar la
eficiencia de la cianuración en esta planta.
37
Imagen 18. Salida del tubo.
Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
El muestreo en el proceso de cianuración se lo llevo a cabo en el periodo comprendido entre 21
de Septiembre y 25 de Septiembre del 2015, que es en la cual la planta realizo la cianuración
del material almacenado durante varias jornadas de molienda que se ha desarrollado en
aproximadamente 1 mes, las muestras fueron tomadas del tanque de cianuración, de la salida
del mismo y de la salida de solución rica de la piscina de percolación, el muestreo se lo llevo a
cabo durante toda la jornada en la cual se desarrolló la cianuración de los bultos de arena.
La toma de muestras se la dividió en 3 Batchs, cada batch contiene 3 muestras diarias la
primera se la recolectó en el tanque de cianuración, la segunda se la recolectó del solido que
salió del grifo del tanque de cianuración, la tercera se la recolecto del líquido que arrojo el grifo,
lo mismo recolectamos del segundo y tercer día de la jornada de cianuración.
En cada batch se va a realizar la determinación de las siguientes variables: densidad,
porcentaje de sólidos, tonelaje y cantidad de líquido, esto con el objetivo de cuantificar la
cantidad de sólido y líquido que se procesa en la planta y así poder determinar el total de oro
38
que ingresa a cada batch y la recuperación de oro que se obtiene de la cianuración, esta
determinación la realizamos en los 3 batchs, de la siguiente manera:
5.2.1.1 Densidad.
Para el cálculo de la densidad se necesita una probeta, una balanza electrónica y un recipiente,
con la ayuda de un recipiente recolectamos pulpa del tanque cuando este en agitación,
llenamos la probeta hasta los 1000 ml que necesitamos, colocamos en la balanza electrónica y
pesamos. Este proceso lo hacemos para los tres batchs.
5.2.1.2 Porcentaje de sólidos.
Para la determinación del porcentaje de solidos utilizamos la densidad obtenida anteriormente y
el peso específico del material.
5.2.1.3 Tonelaje.
El Tonelaje se lo obtuvo utilizando las anteriores variables ya calculadas como son el porcentaje
de sólidos y el caudal.
5.2.1.4 Cantidad de líquido.
Para la determinación de la cantidad de líquido se resta el volumen total al cual se llenó de agua
y arena (pulpa) el tanque y el tonelaje anteriormente obtenido.
5.3 Ensayos experimentales de laboratorio. Los ensayos experimentales en el laboratorio se los realizo en el laboratorio de Minería y
Metalurgia de la Universidad Técnica Particular de Loja en donde se procedió a realizar los
siguientes procedimientos: preparación de la muestra, caracterización de la muestra y análisis
químico, esto con el objetivo de determinar el peso específico del material recolectado, la
mineralogía, granulometría, mallas valoradas y leyes de oro y plata.
Las muestras recolectadas fueron sometidas a una previa preparación en la cual intervienen el
secado, la trituración del material de ingreso, homogenización y cuarteo y pulverización de las
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muestras, todo esta preparación de la muestra se la realiza con el objetivo que el material a
analizar quede lo más fino posible (400 mallas) para su posterior análisis (Imagen 19).
Imagen 19. Preparación de las muestras.
Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
5.3.1.1 Secado de las muestras.
El secado de las muestras se lo realizo en bandejas de vidrio Pírex las cuales son altamente
resistentes al calor y las mismas que sirvieron para secar las muestras húmedas,
posteriormente a las bandejas se las etiquetó conforme sea su punto recolectado y se ingresó a
la estufa a una temperatura aproximada de 75oC.
5.3.1.2 Trituración.
La muestra recolectada de la ingreso del material (Punto 1) debido a que es un material que se
lo extrae directamente de la mina el tamaño de sus clastos fueron demasiado grandes por lo
que fue necesario la trituración del material con la ayuda de la trituradora de mandíbula.
Primeramente se procedió a limpiar la trituradora con la ayuda de una sopleteadora de aire, se
procede a regular la apertura de las mandíbulas a 20 mm, ya pasado todo el material a esa
apertura se procedió a bajar la apertura a 10 mm, 5 mm y 0,1 mm respectivamente hasta tener
un material que pase la malla #10, la finalidad de este proceso es disminuir el tamaño de
clastos que tiene el material de ingreso para facilitar el cuarteo y pulverización.
40
5.3.1.3 Homogenización y cuarteo. Procedemos a realizar una despelitización la cual consiste en tomar un tamiz número 35 y
pasar toda la muestra por este y con la ayuda de un rodillo aplastar estos grumos hasta que
queden disgregados, luego procedemos a colocar la muestra en el centro de un plástico y
levantando una a una las esquinas del plástico homogenizamos la muestra.
El cuarteo del material se lo realiza en el cuarteador jones (Imagen 20), primeramente lo
limpiamos, colocamos los recipientes que van a captar la muestra, luego colocamos la muestra
en el cuarteador y bajamos la palanca para que caiga el material en los recipientes, este
proceso lo realizamos hasta tener aproximadamente 1 kg de muestra.
Imagen 20. Cuarteador Jones.
Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
5.3.1.4 Pulverización. Para pulverizar se procedió a cuartear las muestras hasta tener 100 gr, luego con la ayuda de
un pulverizador de anillos colocamos la muestra dentro de la artesa y lo colocamos dentro del
pulverizador (Imagen 21), nos aseguramos que los agujeros que se encuentran en la base
artesa encajen con los de la máquina y bajamos la palanca para asegurarlo dentro, finalmente
cerramos la tapa y procedemos a programar la maquina a 700 rpm durante 3 minuto.
Si en caso todavía observamos que el material esta grueso se procede a pulverizar de nuevo la
muestra a 700 rpm y 1,5 minutos aproximadamente.
41
Imagen 21. Pulverizador RS-1.
Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
La preparación de las muestras tiene la finalidad de darnos a conocer información importante
acerca del material que estamos analizándolo, como son: el peso específico, análisis
mineralógico, análisis granulométrico y análisis de malla valorada.
5.3.2.1 Peso específico.
Para determinar el peso específico del material recopilado se ha empleado el método del
picnómetro, para el desarrollo de este método vamos a utilizar: picnómetro, muestra de cabeza
(Punto 1), piseta y balanza electrónica (Imagen 22).
Imagen 22. Determinación del peso específico.
Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
Para calcular el peso específico primeramente se procede a pesar el picnómetro vacío (P1), a
este se le añade un volumen de muestra y se vuelve a pesar (P2), luego aforamos con agua y
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se pesa (P4) y finalmente se lava el picnómetro, se llena de agua y se pesa (P3).
Posteriormente con los datos tomados se procede a realizar los cálculos con la siguiente
fórmula:
𝜸𝒆 = (𝑃2 − 𝑃1)
(𝑃3 − 𝑃1) − (𝑃4 − 𝑃2); 𝒈𝒓/𝒄𝒎𝟑
Dónde: γe= Peso Específico. P1= Peso del picnómetro vacío y seco. P2= P1+peso de la muestra. P4= P2+ agua. P3= P1+ agua.
5.3.2.2 Análisis mineralógico. El análisis mineralógico se lo determino con la ayuda de Fluorescencia de Rayos X debido a
que los resultados de este análisis se los sometió a un programa EVA el cual utiliza los
porcentajes arrojados por la fluorescencia y mediante un difractograma se determinó la
mineralogía.
Procedimiento:
Para determinar la mineralogía se realizó primeramente una trituración y
homogenización de la muestra de ingreso de material, de esta se extrajo
aproximadamente unos 150 gr de muestra, luego procedimos a pulverizarla y a cuartear
hasta obtener aproximadamente unos 15 gr.
Ya obtenido esta muestra se procedió a colocarlos en pocillos para su posterior análisis.
Ya colocados en los pocillos se siguió el protocolo de uso del equipo para obtener con
éxitos los resultados que nos arroje el equipo.
Para obtener la mineralogía del material procesado en la planta JD se procedió a utilizar un
Difractómetro de rayos X, en el cual se colocó una muestra de cabeza y la maquina nos arrojó
un difractograma el cual fue analizado por el programa llamado EVA.
El análisis mineralógico se lo realiza mediante los datos obtenidos en la florescencia los cuales
mediante la gráfica obtenida del difractómetro se va refinando la mineralogía según los
elementos químicos obtenidos en la fluorescencia.
43
5.3.2.3 Análisis granulométrico. La ejecución del análisis granulométrico se lo desarrollo con las muestras recolectadas de todos
los puntos las cuales previamente deben estar secadas y homogenizadas, el desarrollo de este
proceso se lo ejecuto de la siguiente manera:
Procedimiento:
a) Para el desarrollo de la granulometría de los puntos recolectados se realizó un proceso
inicial en el cual el material de cabeza punto 1, se cuarteo y se recolecto alrededor de
4950 gr de material seco (Imagen 23), luego procedimos a realizar una granulometría
seca en el vibrotamiz con las mallas 3/4, 1/2, 3/8, #4 y fondo durante 25 minutos el
material retenido de estos tamices se los peso y registro, el que paso al fondo se lo
recolecto y se lo guardo para una segunda granulometría seca con las mallas #10, #20,
#40, #50, #100, #200 y -#200 de igual manera se lo tamizo durante 25 minutos, las
muestras retenidas de cada tamiz fueron pesadas, registradas y guardadas en distintas
fundas etiquetadas según sea la malla en la que se retuvo, para su posterior análisis de
malla valorada (Imagen 24).
b) Debido a que los demás puntos el material recopilado es más fino se la realizo con la
ayuda de las mallas #35, #60, #120, #200, #230, #325, #400 y -400, el análisis
granulométrico en húmedo con la ayuda del vibrotamiz, limpiador ultrasónico, balanza
electrónica, piseta, agua, fuente pírex, vasos de precipitación y los tamices
anteriormente mencionados.
c) Se limpiaron todas las series de tamices con la ayuda del vibrotamiz y agua.
d) Se pesó en una balanza electrónica 250 gr de muestra, se coloca los tamices en orden
ascendente comenzando desde la malla #400 hasta terminar con la #35, en este tamiz
se coloca la muestra, se los sitúa en la base del vibrotamiz para asegurarla, abrimos la
llave de agua y se lo enciende.
e) De manera pausada se va colocando el agua y se observa hasta que salga clara.
f) En orden desde el tamiz #35 extraemos los tamices, los colocamos encima de la fuente
de pírex y los lavamos con la piseta hasta que queden limpios, vaciamos el material
retenido en un vaso de precipitación etiquetado según su malla.
g) Al balde en el cual se recolecta los finos o lamas -#400 se le coloca cal y se espera que
se sedimente para posteriormente colocarlo en una fuente de pírex y meterlo a la estufa
que se seque.
44
h) Esperamos que se sedimente el material en los vasos de precipitación y quitamos el
exceso de agua de cada vaso, luego colocamos en la estufa a 100oC y esperamos que
se sequen, se pesa y se registra los pesos para su posterior análisis del d80.
Imagen 23. Cuarteo del Punto 1.
Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
Imagen 24. Granulometría seca punto 1.
Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
5.3.2.4 Análisis de malla valorada.
El análisis de malla valorada es la encargada de darnos a conocer el balance o distribución de
oro y plata en las diferentes mallas granulométricas, el desarrollo de la malla valorada se lo
realizó en húmedo a las muestras con el fin de conocer los parámetros de molienda y conocer
en que malla se encontró la mayor liberación de oro y plata. Para el desarrollo de la malla
valorada se utilizó una serie de tamices comenzando desde la malla #120, #200, #400 y -400 a
excepción del punto 1 en el cual para la malla valorada de este punto se utilizaron las muestras
retenidas de cada tamiz como son 3/4, 1/2, 3/8, #4,#10, #20, #40, #50, #100, #200 y -200, para
el desarrollo de este proceso fue necesario los siguientes materiales: vibrotamiz, limpiador
45
ultrasónico, balanza electrónica, una piseta, agua, vasos de precipitación, bandeja pírex, balde,
cal y una estufa.
Procedimiento:
a) Primeramente se los limpia a los tamices en el limpiador ultrasónico durante 3 minutos
para quitar cualquier muestra que altere los resultados.
b) Luego se procede a colocar los tamices en orden comenzando desde el fondo, tamiz
#400, #200 y #120, ponemos encima del vibrotamiz asegurando que los tamices encajen
con la base.
c) Colocamos 400gr de muestra en el tamiz inicial #120 y cerramos la tapa asegurando
que quede herméticamente, luego abrimos la llave de agua de manera que solo moje la
muestra y encendemos el vibrotamiz y lo programamos para que vibre durante 5
minutos.
d) Durante el tiempo en el que se haga la granulometría hay que controlar el agua es decir
que no rebote el agua por los tamices ni tampoco que se quede sin agua los tamices, el
proceso culmina cuando el agua que salga del fondo sea transparente.
e) Luego de apagar el vibrotamiz procedemos con cuidado a sacar en orden el tamiz #120
y con la ayuda de una piseta con agua hacemos caer toda la muestra retenida en un
recipiente pirex, luego de lavarlo todo el tamiz, procedemos a colocar el material
retenido en un vaso de precipitación etiquetado según la malla.
f) Al balde en el cual se recolecta el -400 se le coloca cal y se espera que se sedimente
para posteriormente colocarlo en una fuente de pírex y meterlo a la estufa que se seque.
g) Así de manera ordenada se lavó cada tamiz con la piseta y se los colocó en un vaso de
precipitación etiquetado para su posterior secado en la estufa a 100oC, ya secado las
muestras retenidas se procedió a pesarlas en la balanza electrónica para su posterior
análisis químico y la obtención de la malla valorada.
Para el desarrollo del análisis químico de las muestras recolectadas se empleó el método de
ensayo al fuego (fire assay), en el cual las muestras son sometidas a los siguientes procesos:
tostación, fusión, copelación y la lectura por absorción atómica, estos procesos son los
encargados de darnos los resultados cuantitativos de las mallas valoradas y leyes de cabeza de
oro y plata de las muestras.
46
5.3.3.1 Tostación. El material que se vaya a tostar debe previamente estar homogenizado y pulverizado, luego con
la ayuda de una balanza electrónica pesamos 25 gramos exactos de muestra y la colocamos
dentro de un crisol etiquetándolo según sea su código, lo ingresamos dentro del horno a 700oC
durante una hora, este proceso tiene la finalidad de convertir los sulfuros en óxidos para así
poder llevar al proceso siguiente de la fusión.
5.3.3.2 Fusión- Copelación.
Para la fusión-copelación de las muestras se empleó dos muflas eléctricas de 220 V, la primera
es la mufla de serie LN/3 35/90 para la fusión y la otra mufla de serie LN/3 34/90 para la
copelación. Para la fusión la primera mufla se la programo a 1000oC y la otra para la copelación
se la programo a 900oC, en la fusión el tiempo estimado en el cual se los deja los crisoles
dentro del horno es de 1 hora contando desde el momento en el que la mufla llega a 1000oC y
para la copelación la mufla debe llegar a 900oC y desde ahí el tiempo puede variar desde 2 a 3
horas dependiendo de qué tamaño se encuentre el regulo que se va copelar.
Para la fusión la carga fundente está constituida de:
Tabla 2. Reactivos para carga fundente.
Reactivo Peso
Muestra 25 gr
FLUX 90 gr Harina 2,5 gr
Bórax 5 gr Fuente: Análisis Experimental
Procedimiento:
Ya tostada y pesada la muestra anteriormente (25 gr), procedemos a colocar el crisol
con muestra en la balanza electrónica y enceramos, pesamos 90 gr de FLUX y 2,5 gr de
harina.
Se lleva los crisoles a la mufla eléctrica de 1000oC, se espera aproximadamente 1 hora,
se saca los crisoles para verter el material fundido en la lingotera de acero para que se
enfríen.
47
Ya enfriado y cristalizado este material vertido, con la ayuda de un martillo se separa la
escoria que está en la parte superior y solo queda el regulo de plomo en la parte inferior
que es lo que nos interesa.
Obtenido este regulo con la ayuda de un combo procedemos a darle forma de dado y lo
colocamos en una copela que anteriormente debe estar etiquetada según sea su código
de muestra.
Ya puestas los régulos dentro de las copelas etiquetadas procedemos a colocarlas
dentro del horno de 900oC, esperamos que alcance la temperatura antes mencionada,
después de 2 a 3 horas observamos que todo el plomo se haya evaporado, sacamos las
copelas del horno dándonos como resultado un botón pequeño en forma de perla
llamado dore (Imagen 25).
Esperamos que se enfrié la copela, extraemos la perla que se encuentra pegada y con
la ayuda de un combo procedemos a laminar este dore teniendo mucho cuidado que no
se caiga ya que debido a su tamaño es difícil encontrarlo de nuevo, laminado el dore
procedemos a colocarlo dentro de un sobre de papel etiquetado según el código de
muestra, para determinar sus pesos.
Imagen 25. Dores sobre las copelas.
Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
5.3.3.3 Digestión.
Para el proceso de digestión de los dores se utiliza una plancha calentadora IKAMAG-RET-GS,
crisoles de porcelana, ácido nítrico NO3H diluido a: 1-7, 1-3 y 1-1, piseta, agua destilada y una
campana de extracción (Imagen 26).
48
Imagen 26. Equipo utilizado en la digestión.
Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
Procedimiento:
Para la digestión del dore previamente laminado lo primero que procedimos a realizar es
colocar el dore en los crisoles de porcelana etiquetando estos según sea su código de
muestra, luego encendemos la plancha calentadora y la colocamos a una temperatura
de 70oC, ya programada esta temperatura procedemos a colocar el ácido nítrico diluido
al 1:7 (esto quiere decir que si colocamos 100 ml de ácido debemos diluirlo con 700 ml
de agua), ya añadido el ácido diluido hasta la cuarta parte del crisol procedemos a
colocarlo en la plancha calentadora por 20 minutos.
Luego de ese tiempo extraemos el ácido diluido teniendo mucho cuidado de que el dore
no se caiga, y le añadimos ácido nítrico diluido al 1:3, lo colocamos nuevamente en la
plancha calentadora y esperamos 20 minutos, pasado este tiempo extraemos el ácido
diluido y le añadimos ácido nítrico diluido al 1:1, colocamos el crisol en la plancha
aumentamos la temperatura a 90oC y esperamos 20 minutos nuevamente.
Por último extraemos el ácido diluido anterior y procedemos a colocarle ácido nítrico
concentrado por 20 minutos, luego de ese tiempo sacamos el ácido concentrado y
lavamos con una piseta el doré y el crisol teniendo mucho cuidado de que el agua no le
caiga directo al doré para que no se rompa.
5.3.3.4 Refogado. Por ultimo ya atacado el dore procedemos a refogar, este proceso se encarga de evaporizar el
plomo que pueda quedar aun en el oro haciendo que adquiera el color amarillo característico
del oro, para el refogado primeramente se procede a colocar el crisol que contiene el oro dentro
49
de la mufla a una temperatura aproximada de 500oC por un tiempo de 10 minutos (Imagen 27),
luego se extrae el crisol de la mufla, se espera que se enfrié y se procede a realizar la lectura
del peso del oro en la balanza electrónica de 5 dígitos para su posterior análisis de ley.
Imagen 27. Refogado del oro en los crisoles.
Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
5.3.3.5 Lectura por Absorción atómica.
La lectura por absorción atómica se la realizo a las muestras de oro que después de ser
refogadas no dieron ninguna lectura de su peso en la balanza electrónica de 5 dígitos, para lo
cual se procedió a etiquetar los crisoles que contienen las muestras de oro que no pesaron y se
les coloca agua regia (HNO3+3HCl) hasta un poco más de la mitad del crisol, luego se enciende
la plancha calentadora a una temperatura de 100oC y se coloca los crisoles, se espera que el
oro colocado en los crisoles se disuelva completamente y se apaga la plancha calentadora.
Ya disuelto el oro por el agua regia se procedió a colocar con la ayuda de un embudo de vidrio
pequeño esta solución dentro de un balón de aforo de 25 ml, con la ayuda de una piseta se
añadió agua destilada dentro del balón y se aforo los 25 ml, la solución aforada se la coloca en
un envase de plástico y se la etiqueta según sea su código.
La lectura por absorción atómica se la realiza utilizando el Espectrómetro de Absorción Atómica
por llama, se encuentra ubicado en el laboratorio de Química. (Imagen 28).
50
Imagen 28. Equipo de lectura de absorción atómica.
Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
5.4 Consumo hídrico. Para el cálculo del consumo hídrico de la planta JD en el proceso de molienda se lo obtuvo
utilizando el caudal promedio de los caudales obtenidos en los cinco días que duró la jornada,
este caudal promedio diario se lo multiplico con las horas de operación diarias, otra variable que
se necesitó es la del promedio de los porcentajes de sólido y el del agua, las fórmulas para
obtener cada una de estas variables son:
𝑪𝑷𝑯𝒐 = 𝐶𝑃 ∗ 𝐻𝑜
Donde: CPHo= Caudal promedio diario por horas de operación CP= Caudal promedio. Ho= Horas de operación.
% 𝒑𝑨 = 100 − % 𝑝𝑆 Donde: %pA= Porcentaje promedio de agua. %pS= Porcentaje promedio de sólidos.
𝑪𝑨𝒅 =𝐶𝑃𝐻𝑜 ∗ % 𝑝𝐴
100
Donde: CAd= Consumo de Agua diario. CPHo= Caudal promedio diario por horas de operación. %pA= Porcentaje promedio de agua. El cálculo de consumo de agua diario durante toda la jornada de molienda (5 días) se suman y
se obtiene todo el consumo de agua que se utilizó durante toda la jornada de molienda.
51
Para la determinación del gasto energético fue necesario conocer que potencia tuvo el molino
chileno, cuantas horas funcionan las maquinas utilizadas en el proceso de molienda y
cianuración y el precio de KWH, para conocer la potencia del molino se necesitó conocer la
intensidad y el voltaje los cuales se los obtuvo mediante un multímetro de marca TRUPER, la
intensidad se la tomo de cada cable que conecta los motores (Imagen 29), luego de saber estos
dos datos se multiplican y se obtiene la potencia en KW, posteriormente se calcula el consumo
que tiene el motor, el cual lo vamos a calcular multiplicando las horas de operación que
trabajaron las maquinas con la potencia obteniendo la energía consumida en KWH de cada
motor, luego multiplicamos el costo que tiene el KWH con la energía consumida obteniendo el
costo que produce tener encendidos los motores, finalmente se suman todos estos costos y se
obtiene el costo total durante las jornadas de molienda y cianuración.
Imagen 29. Determinación de la intensidad con el multímetro.
Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
Se realizó un análisis estadístico descriptivo de cada una de las variables de estudio,
determinando promedios, medias, desviación estándar, porcentajes, valores máximos y
mínimos y coeficientes de variación de cada una de las variables de estudio.
52
CAPÍTULO VI
RESULTADOS Y ANÁLISIS
53
6.1 Peso específico. En la tabla 3 observamos los distintos valores de los pesos específicos obtenidos en diferentes
ensayos por el método del picnómetro, de esta manera se obtuvo un valor promedio de todos
los valores obtenidos de los ensayos.
Tabla 3. Ensayos para la obtención del peso específico promedio.
Ensayos ƴ (gr/cm3)
Ensayo 1 2,62
Ensayo 2 2,81
Ensayo 3 3,17
Promedio 2,87
Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
El peso específico obtenido en nuestro trabajo es de 2,87 gr/cm3, este tiene una ligera
aproximación al valor de 3,1 gr/cm3 del trabajo realizado en relaves por Castillo A. (2015) y el
valor de 3,48 gr/cm3 en veta por Romero W. (2015).
6.2 Análisis mineralógico. La fluorescencia es la técnica utilizada para determinar las concentraciones de elementos
químicos presentes en una muestra.
El análisis de fluorescencia realizado para el material de ingreso (punto 1), nos arrojó los
siguientes datos:
Tabla 4. Elementos obtenidos por florescencia de rayos X (punto1).
Elementos % Porcentaje
SiO2 52,90
Al2O3 18
Fe2O3 8,21
S 6,74
K2O 4,98
ZnO 3,37
MnO 3,30
CaO 0,95
PbO 0,60
Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
54
Imagen 30. Distribución de los porcentajes obtenidos en la fluorescencia de rayos X.
Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
Imagen 31. Difractograma del material de cabeza de la planta JD.
Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
Utilizando los resultados obtenidos en la fluorescencia de rayos x se procedió a refinar el
difractograma colocando según los elementos químicos los minerales que mejor encajaron con
0
10
20
30
40
50
60
SiO2 Al2O3 Fe2O3 S K2O ZnO MnO CaO PbO
% P
OR
CEN
TAJE
ELEMENTOS
Fluorecencia de rayos X
Elementos
55
los distintos picos obtenidos, los minerales encontrados en base al difractograma son: pirita,
cuarzo, esfalerita, rodocrosita, microclina, cerusita y biotita.
La mineralogía determinada en el trabajo realizado por Castillo A. (2015) en relaves son: pirita,
cuarzo, esfalerita, pirrotina, calcopirita y bornita, por lo tanto nuestra mineralogía tiene una
ligera igualdad a la mencionada.
6.3 Tonelaje métrico solido día (TMSD). Tabla 5. Tonelaje métrico solido día
Días Tonelada Horas Operación
Ton/hora % Ton/hora
TMSD
1 1,38 3 0,46 5,48 13,49
2 3,98 7 0,57 15,77
3 3,25 5,5 0,59 12,89
4 5,39 9,5 0,57 21,36
5 11,23 18 0,62 44,50
Total 25,22 43 0,56 100
Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
El tonelaje métrico solido por día es el encargado de darnos a conocer la cantidad de toneladas
que procesa la planta JD al día durante las jornadas diarias de molienda que realiza el molino,
la cantidad de TMSD que observamos en la tabla se la obtuvo como resultado de la
multiplicación entre el promedio de ton/hora con las 24 horas que tiene un día, el resultado
obtenido es de 13,49 TMSD la cual se encuentra según la ley minera dentro del rango de
minería artesanal que es de 10-15 TMSD.
El tonelaje total que se procesó durante toda la jornada de molienda es de 25,22 ton, el cual es
la sumatoria de todas las toneladas diarias que proceso el molino.
6.4 Masa procesada. Tabla 6. Cantidad de masa en los distintos puntos analizados.
Puntos Volumen (m3) Densidad (ton/m3) Masa (ton)
Ingreso 25,32
Artesa 0,27 2,87 0,77
Bayetas 0,53 2,87 1,51
Salida de tubo 24,55
Relave 23,05
Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
56
El cálculo de la masa en las bateas utilizadas en el punto 2 (artesa) se lo realizo mediante la
multiplicación del volumen de las bateas con la densidad del material, realizando este producto
se obtuvo que la masa del material en este punto es de 0,77 ton.
La masa de las bayetas se la calculó de la misma manera que la de la artesa es decir se realizó
la multiplicación entre el volumen al cual se llenó las bateas de material, con la densidad del
mismo, realizando este producto se obtuvo que la masa en este punto es de 1,51 ton.
El cálculo de la masa de la salida de tubo se la realiza restando la masa que ingreso al molino
con la que se quedó en la artesa, realizando esta resta se obtuvo una masa de 24,55 ton.
El relave se lo obtuvo restando la masa que ingreso al molino con la que se quedó en la artesa
y las bayetas, realizando esta operación se obtuvo que la masa que llego al relave es de 23,05
ton.
6.5 Proceso de concentración gravimétrica y relaves.
6.5.1.1 Análisis granulométrico.
Tabla 7. Tabla de la granulometría del punto 1.
Ingreso de material
Tamiz # Abertura % Pasante
¾ 19000 91,61
½ 12000 82,52
3/8 9500 74,98
№ 4 4750 58,32
№ 10 2000 42,95
№ 20 850 28,47
№ 40 425 18,22
№ 50 300 13,50
№ 100 150 7,69
№ 200 75 2,09
Pasa 200 0
D80 (mm) 11560
Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
57
Imagen 32. Grafica del D80- ingreso de material.
Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
El análisis de la curva granulométrica realizada para determinar el D80 del punto 1 (ingreso del
material) según la imagen 32 nos arrojó un D80= 11560 mm.
6.5.1.2 Análisis malla valorada.
Tabla 8. Malla valorada del punto 1.
Muestra Tamiz # % Oro en Malla % Plata en Malla
¾ 6,95 6,31
½ 3,23 5,08
3/8 4,66 6,09
№ 4 11,61 18,14
№ 10 3,64 12,79
№ 20 22,28 11,81
№ 40 15,23 11,95
№ 50 4,77 6,00
№ 100 12,31 8,44
№ 200 12,88 9,53
Pasa 200 2,45 3,87
Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
0.00
10.00
20.00
30.00
40.00
50.00
60.00
70.00
80.00
90.00
100.00
0 5000 10000 15000 20000
% P
asan
te
Tamaño de particulas
Granulometria Ingreso
58
Imagen 33. Distribución del porcentaje de oro y plata en la malla valorada del ingreso (punto 1).
Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
El análisis de malla valorada tiene la finalidad de dar a conocer la distribución del porcentaje de
oro y plata en las distintas mallas utilizadas. En la imagen anterior (Imagen 33) se observa el
resultado del análisis realizado, el cual nos da que el mayor porcentaje de oro se encuentra en
la malla #20 con 22,28 %, mientras que el mayor porcentaje de plata se ubica en la malla #4
con 18,14 %.
Tabla 9. Leyes de oro y plata del punto 1.
Cabeza (ppm) Malla Valorada (ppm)
Ley oro 7,73 7,61
Ley plata 100,40 93,69
Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
La verificación de los resultados se la corroboró comparando las leyes de cabeza 7,73 ppm de
oro y 100,40 ppm de plata, con las mallas valoradas 7,61 ppm de oro y 93,69 ppm de plata, por
lo tanto se tiene que los datos analizados tienen una aproximación y tendencia.
ANEXO 1. DIAGRAMA DEL PROCESO DE MOLIENDA Y DE CIANURACIÓN.
LEYENDA: 1: Ingreso del material. 2: Artesa 3: Salida del tubo. 4: Bayetas. 5: Relave. 6: Tanque de cianuración. 7: Piscina de percolación. 8: Virutas de zinc. 9: Tanque de almacenamiento. 10: Recirculación de solución.
6
7
8
9
10
83
ANEXO 2. DIMENSIONES DEL TANQUE DE CIANURACIÓN.
84
ANEXO 3. HOJA ESTADÍSTICA DE LA TOMA DE DATOS Y DETERMINACIÓN DE PARÁMETROS.