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UNIVERSIDAD TÉCNICA PARTICULAR DE LOJA
La Universidad Católica de Loja
ÁREA TÉCNICA
TÍTULO DE INGENIERO EN GEOLOGÍA Y MINAS
Estudio de las variables que influyen en la concentración gravimétrica en
mesa vibratoria de un mineral aurífero proveniente del sector minero
La Pangui distrito Chinapintza.
TRABAJO DE TITULACIÓN
AUTOR: Córdova Alarcón, Ronald Augusto
DIRECTOR: Sanmartín Gutiérrez, Víctor Aurelio, Mgs.
LOJA-ECUADOR
2015
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
Septiembre, 2015
ii
APROBACIÓN DEL DIRECTOR DEL TRABAJO DE TITULACIÓN
Magister.
Víctor Aurelio Sanmartín Gutiérrez
DIRECTOR DEL TRABAJO DE FIN DE TITULACIÓN
De mi consideración:
El presente trabajo de titulación: “Estudio de las variables que influyen en la
concentración gravimétrica en mesa vibratoria de un mineral aurífero proveniente del
sector minero La Pangui distrito Chinapintza” realizado por Córdova Alarcón Ronald
Augusto, ha sido orientado y revisado durante su ejecución, por lo que se aprueba la
presentación del mismo.
Loja, Octubre 2015
f)………………………………………….
iii
DECLARACIÓN DE AUTORÍA Y CESIÓN DE DERECHOS
“Yo Córdova Alarcón Ronald Augusto declaro ser autor del presente trabajo de titulación:
“Estudio de las variables que influyen en la concentración gravimétrica en mesa
vibratoria de un mineral aurífero proveniente del sector minero La Pangui distrito
Chinapintza”, de la titulación de Ingeniero en Geología y Minas, siendo Víctor Aurelio
Sanmartín Gutiérrez director del presente trabajo; y eximo expresamente a la Universidad
Técnica Particular de Loja y a sus representantes legales de posible reclamos o acciones
legales. Además certifico que las ideas, conceptos, procedimientos y resultados vertidos en
el presente trabajo investigativo, son de exclusiva responsabilidad.
Adicionalmente declaro conocer y aceptar la disposición del Art. 88 del Estatuto Orgánico de
la Universidad Técnica Particular de Loja que en su parte pertinente textualmente dice:
“Forman parte del patrimonio de la Universidad la propiedad intelectual de investigaciones,
trabajos científicos o técnicos y tesis de grado que se realicen a través o con el apoyo
financiero, académico o institucional (operativo) de la Universidad”.
f)……………………………………..
Autor: Ronald Augusto Córdova Alarcón
Cédula 1105151789
iv
DEDICATORIA
Dedico este trabajo a toda mi familia, en especial a mis hermanos por ayudarme y
apoyarme, a mis primos y amigos que fueron una parte fundamental en mis años de estudio.
Pero principalmente quiero dedicar este trabajo a mis padres, que son las personas que más
quiero en mi vida y que gracias a todo su esfuerzo he logrado terminar una meta tan
importante para mí.
v
AGRADECIMIENTO
Agradezco a todos los ingenieros y docentes que me guiaron a lo largo de mi carrera
universitaria, primordialmente al Ing. Sanmartín por guiar mi tesis de titulación y un
agradecimiento muy especial para el Ing. Quintuña por su apoyo desinteresado.
Agradezco a todos mis compañeros, con los que he compartido todos estos años de
estudio.
A todas las personas que de una u otra forma me ayudaron a finalizar esta etapa de mi vida.
A toda mi familia, en especial a mis padres por todo el apoyo y cariño, les agradezco de todo
corazón.
vi
ÍNDICE DE CONTENIDOS
APROBACIÓN DEL DIRECTOR DEL TRABAJO DE TITULACIÓN ....................................... ii
DECLARACIÓN DE AUTORÍA Y CESIÓN DE DERECHOS .................................................. iii
DEDICATORIA ..................................................................................................................... iv
AGRADECIMIENTO .............................................................................................................. v
RESUMEN EJECUTIVO ........................................................................................................ 1
ABSTRACT ........................................................................................................................... 2
CAPÍTULO I .......................................................................................................................... 3
INTRODUCCIÓN ................................................................................................................... 3
1.1. Antecedentes y justificación ..................................................................................... 4
1.2. Objetivos ................................................................................................................. 5
1.2.1. Objetivo general. .............................................................................................. 5
1.1.1. Objetivos específicos. ....................................................................................... 5
CAPÍTULO II ......................................................................................................................... 6
CARACTERÍSTICAS GEOGRÁFICAS Y FÍSICAS DEL SECTOR MINERO LA PANGUI –
CHINAPINTZA ...................................................................................................................... 6
2.1. Ubicación geográfica ............................................................................................... 7
2.2. Acceso ..................................................................................................................... 8
2.3. Clima y vegetación .................................................................................................. 8
2.4. Topografía y geomorfología ..................................................................................... 8
CAPÍTULO III ...................................................................................................................... 10
GEOLOGÍA ......................................................................................................................... 10
3.1. Geología regional .................................................................................................. 11
3.1.1. El batolito de Zamora. ..................................................................................... 11
3.1.2. La unidad Piuntza. .......................................................................................... 11
3.1.3. Unidad Misahuallí ........................................................................................... 12
3.1.4. Unidad Chinapintza ........................................................................................ 12
3.1.5. Formación Napo ............................................................................................. 12
3.1.6. Formación Hollín ............................................................................................ 12
3.2. Estructuras ............................................................................................................ 13
3.3. Geología local ........................................................................................................ 14
3.4. Mineralización ........................................................................................................ 15
CAPÍTULO IV ...................................................................................................................... 16
PRINCIPIOS DE LA CONCENTRACIÓN GRAVIMÉTRICA EN MESA VIBRATORIA ........ 16
4.1. Concentración por gravedad .................................................................................. 17
4.1.1. Principios de la concentración gravimétrica. ................................................... 17
vii
4.2. Concentración en mesa vibratoria ......................................................................... 18
4.2.1. Definición. ....................................................................................................... 18
4.2.2. Principio de funcionamiento. ........................................................................... 18
4.2.3. Capacidad de operación. ................................................................................ 19
CAPÍTULO V ....................................................................................................................... 20
METODOLOGÍA Y EQUIPOS ............................................................................................. 20
5.1. Muestreo del material ............................................................................................ 21
5.2. Preparación, homogenización y cuantificación del material ................................... 21
5.2.1. Trituración del material ................................................................................... 21
5.2.2. Homogenización y cuarteo de las muestras ................................................... 22
5.3. Caracterización del material .................................................................................. 23
5.3.1. Peso específico. ............................................................................................. 23
5.3.2. Análisis mineralógico. ..................................................................................... 24
5.3.3. Fluorescencia de rayos x. ............................................................................... 25
5.3.4. Análisis granulométrico. .................................................................................. 26
5.3.5. Análisis químico .............................................................................................. 27
5.4. Molienda del material ......................................................................................... 30
5.5. Análisis de malla valorada ..................................................................................... 31
5.6. Prueba metalúrgica en mesa vibratoria .................................................................. 32
5.6.1. Metodología. ................................................................................................... 32
5.6.2. Equipo utilizado. ............................................................................................. 34
5.6.3. Procedimiento. ................................................................................................ 36
CAPÍTULO VI ...................................................................................................................... 38
RESULTADOS Y ANÁLISIS ............................................................................................... 38
6.1. Peso Específico ..................................................................................................... 39
6.2. Análisis Mineralógico ............................................................................................. 39
6.3. Fluorescencia de rayos X ...................................................................................... 40
6.4. Análisis granulométrico y molienda del mineral ..................................................... 41
6.5. Análisis Químico de cabeza ................................................................................... 43
6.7. Prueba metalúrgica en mesa vibratoria .................................................................. 44
6.7.1. Primera fase. ...................................................................................................... 44
6.7.2. Segunda fase. .................................................................................................... 46
CONCLUSIONES ................................................................................................................ 48
RECOMENDACIONES ........................................................................................................ 49
BIBLIOGRAFÍA ................................................................................................................... 50
ANEXOS ............................................................................................................................. 52
viii
ANEXO 1. Ensayos de peso específico. ........................................................................... 53
ANEXO 2. Ensayos Granulométricos determinados con el Software Moly-Cop Tools 3.0.54
ANEXO 3. Parámetros de Molienda del material. ............................................................. 57
ANEXO 4. Resultados del análisis de fluorescencia de rayos X (análisis 324). ................ 58
ANEXO 5. Composición de Flux básico. .......................................................................... 58
ANEXO 6. Cálculo de ley de cabeza de oro y plata. ......................................................... 59
ANEXO 7. Balance metalúrgico de mesa vibratoria segunda fase. .................................. 60
ANEXO 8. Cálculo para ensayos de absorción atómica. .................................................. 61
ÍNDICE DE FIGURAS
Figura 1. Ubicación geográfica de la Pangui-Chinapintza. .................................................... 7
Figura 2. Vía de acceso a la Pangui-Chinapintza. ................................................................. 8
Figura 3. Topografía de La Pangui-Chinapintza. ................................................................... 9
Figura 4. Geología Regional de Zamora Chinchipe. ............................................................ 13
Figura 5. Mapa geológico del campo minero Chinapintza, basado en los mapas de Cóndor
Mine S.A. – TVX (1.997). ..................................................................................................... 15
Figura 6. Boca mina (1) y veta mineralizada (2). ................................................................. 21
Figura 7. Trituradora RESTSCH.......................................................................................... 22
Figura 8. Homogenización (izquierda) y cuarteo de la muestra (derecha). .......................... 23
Figura 9. Materiales utilizados para el ensayo del picnómetro ............................................ 24
Figura 10. Elaboración de briquetas: 1 Pulido de briquetas; 2 Secado en cámara de vacío; 3
Materiales utilizados; 4 Briquetas terminadas. ..................................................................... 25
Figura 11. Ensayo de Fluorescencia de rayos x: 1) Material; 2) Equipo de Fluorescencia
BRUKER S1. ....................................................................................................................... 26
Figura 12. Ensayo granulométrico. ...................................................................................... 27
Figura 13. Crisoles (1) y Fusión (2). .................................................................................... 28
Figura 14. Copelas con la perla de oro y plata. ................................................................... 28
Figura 15. Digestión de dore. .............................................................................................. 29
ix
Figura 16. Lectura de muestras en Absorción Atómica. ...................................................... 30
Figura 17. Molino de bolas. ................................................................................................. 31
Figura 18. Diagrama de la primera fase de la prueba metalúrgica ...................................... 33
Figura 19. Diagrama de la segunda fase de la prueba metalúrgica. .................................... 34
Figura 20. Partes de la mesa vibratoria. .............................................................................. 35
Figura 21. Ángulos de Inclinación y movimiento de la mesa. .............................................. 35
Figura 22. Separación del material. ..................................................................................... 36
Figura 23. Secciones pulidas: Galena (Gn) y pirita (Py) (imagen derecha) y cristales de
pirita (Py), pirrotina (Po) y óxidos (Ox) (imagen izquierda). .................................................. 39
Figura 24. Sección pulida: pirrotina (Po) y pirita (Py). .......................................................... 39
Figura 25. Concentraciones de Fluorescencia de rayos x. .................................................. 40
Figura 26. Espectro de Fluorescencia de rayos x (análisis 324). ......................................... 41
Figura 27. Curvas granulométricas a diferentes tiempos de molienda con el programa Moly-
Cop Tools. ........................................................................................................................... 42
Figura 28. Gráfica de distribución de oro de acuerdo a la malla. ......................................... 44
Figura 29. Rendimiento de recuperación de Au acumulado. ............................................... 45
Figura 30. Rendimiento de concentrados en relación al tamaño de grano. ......................... 45
Figura 31. Recuperación de oro de los concentrados en relación a la frecuencia de
sacudidas. ........................................................................................................................... 47
ÍNDICE DE TABLAS
Tabla 1: Ubicación de la muestra de estudio.. ....................................................................... 7
Tabla 2. Metodología de la primera fase de la prueba metalúrgica en mesa vibratoria. ....... 32
Tabla 3. Resultados de los ensayos de peso específico. ..................................................... 39
Tabla 4. Resultados del análisis de fluorescencia de rayos x. ............................................. 40
Tabla 5. Granulometría del mineral. .................................................................................... 42
x
Tabla 6. Ley de cabeza de Au y Ag. .................................................................................... 43
Tabla 7. Análisis de malla valorada inicial de Au y Ag. ........................................................ 44
Tabla 8. Balance Metalúrgico de la primera fase con tres etapas de recuperación. ............. 44
Tabla 9. Balance metalúrgico segunda fase de concentración de la primera etapa. ........... 46
Tabla 10. Balance metalúrgico segunda fase de concentración de la segunda etapa. ........ 46
1
RESUMEN EJECUTIVO
Utilizando material de mina extraído del sector La Pangui, se propone realizar pruebas
metalúrgicas experimentales en mesa vibratoria, con el fin de estudiar la influencia del
tamaño de las partículas y la frecuencia de las sacudidas.
Las pruebas metalúrgicas se ejecutaron en dos fases distintas, en la primera fase se
realizaron tres etapas de concentración con diferentes tamaños de partícula (815 μm;
211 μm y 74 μm), dando como resultado la mejor concentración a un tamaño de grano igual
a 211 μm (recuperación: 25.83 %). Para la segunda fase se ejecutaron dos concentraciones
variando la frecuencia de las sacudidas (190 y 290 sacudidas por minuto) de la mesa
vibratoria, dando como mejor resultado la concentración realizada a 290 sacudidas por
minuto, con una recuperación de 86.65 %.
PALABRAS CLAVES: Pruebas metalúrgicas, mesa vibratoria, tamaño de partícula,
frecuencia de sacudidas, concentración.
2
ABSTRACT
Using material extracted of the Pangui Sector, it intends to conduct metallurgical tests on
experimental shaking table, in order to study the influence of particles size and frequency of
the shocks.
Metallurgical tests were carried out in two different phases, in the first phase were made
three stages of concentration with different particles sizes (815 μm, 211 μm and 74 μm),
giving as result in the best concentration to a grain size equal to 211 μm (recovery: 25.83 %).
For the second phase two concentrations were executed by varying the frequency of the
shocks (190 and 290 strokes per minute) of the vibrating table, leading to better results in the
concentration conducted at 290 strokes per minute, with a recovery of 86.65 %.
KEY WORDS: Metallurgical testing, vibration table, particle size, frequency of tremors,
concentration.
CAPÍTULO I
INTRODUCCIÓN
4
1.1. Antecedentes y justificación
“Antes del 2012, la minería sólo constituyó el 0,3 % del PIB y proporcionó 2.982 empleos
directos y 10.254 indirectos. Sin embargo, según el “Plan nacional de desarrollo minero,” la
extracción a gran escala representará el 5 % del PIB, generará 10.000 nuevos trabajos y
aumentará alrededor de 37.000 millones de dólares en los próximos veinte años” (Schneider
kyle, 2012). Es innegable que los recursos minerales no renovables son muy importantes, y
estos pueden jugar un papel fundamental en la economía Ecuatoriana dentro de los
próximos años.
Dentro de las normativas públicas en Ecuador, está la eliminación del uso del mercurio en la
minería, por lo cual este proyecto está orientado a impulsar la recuperación de oro sin la
utilización de químicos.
“El yacimiento de Chinapintza, ubicado en la frontera con el Perú, inició su explotación en la
década del ochenta y se ha convertido en la actualidad en una de las localidades mineras
más importantes del país. Compañías como Cóndor Mine y Chalupa – Ecuasaxon, que
extraían oro de este yacimiento, lo abandonaron durante el período de conflicto con el Perú,
y sus minas fueron invadidas por mineros artesanales que aún permanecen allí” (Centro
Desarrollo y Autogestión, 2002). La mayoría de las personas que se dedican a la minería
artesanal en este sector, explotan los minerales de forma irracional y utilizan químicos como
el mercurio y el cianuro para extraer el oro. En conclusión este sector necesita implementar
un método para concentrar el oro, sin la utilización de químicos.
Por otra parte “La concentración por gravimetría es la más simple y económica de todos los
métodos de procesamiento de minerales” (Álvarez A., 2006). Se emplean de forma
satisfactoria para separar minerales de forma eficiente y sin la utilización de ningún químico.
Retomar e implementar estos métodos reducirá de manera considerable el impacto
ambiental generado por la minería artesanal.
Dentro del presente trabajo se plantea la concentración de minerales por gravedad en mesa
vibratoria, con material extraído del sector minero La Pangui, con la finalidad de evaluar la
eficiencia de estos procesos y ofrecer alternativas aplicables de concentración de minerales
a los pequeños mineros.
5
1.2. Objetivos
1.2.1. Objetivo general.
Recuperar oro de mineral de mina por concentración gravimétrica en mesa vibratoria
del sector La Pangui-Chinapintza.
1.1.1. Objetivos específicos.
Caracterizar el mineral de mina del sector La Pangui – Chinapintza.
Realizar el análisis de concentración sobre los diferentes tamaños de partícula.
Realizar el análisis de concentración sobre las diferentes sacudidas de la mesa
vibratoria.
CAPÍTULO II
CARACTERÍSTICAS GEOGRÁFICAS Y FÍSICAS DEL SECTOR MINERO LA PANGUI –
CHINAPINTZA
7
2.1. Ubicación geográfica
La Pangui está localizada al Sureste de Nuevo quito, parroquia del cantón Paquisha,
provincia de Zamora Chinchipe, al sur de Ecuador.
La zona minera la Pangui se encuentra ubicada en la zona Subandina, al sureste de la
amazonia ecuatoriana, en los flancos occidentales de la Cordillera del Cóndor, muy cerca de
la frontera entre Ecuador y Perú.
Tabla 1: Ubicación de la muestra de estudio. Referenciada en el datum WGS 84 UTM Zona 17 S.
DETERMINACION DE LA MUESTRA DE ESTUDIO
Puntos Coordenadas UTM
Y X h
1 9551508 769241 1690
Fuente: Córdova, 2015.
Figura 1. Ubicación geográfica de la Pangui-Chinapintza.
Fuente: Mapa geográfico de Ecuador IGM.
Elaborado: Córdova, 2015.
8
2.2. Acceso
La Pangui se encuentra a una distancia de 136 km desde la ciudad de Loja. La vía de
accesibilidad desde Loja hasta Zumbi (90 km) es de primer orden, carretera de pavimento y
asfalto que se encuentra en buen estado la mayor parte del año. La vía desde Zumbi hasta
La Pangui (46 km) es camino lastrado de segundo orden y muy accidentado por la
geomorfología que presenta la zona.
El recorrido dura aproximadamente 2h y 45min y se recomienda la utilización de un vehículo
4x4.
Figura 2. Vía de acceso a la Pangui-Chinapintza.
Fuente: Córdova, 2015.
2.3. Clima y vegetación
El clima presente en el sector es típico de zonas situadas a esta elevación a lo largo de la
parte amazónica de los Andes, con temperaturas diarias que van entre 18ºC y 29ºC, con un
promedio de 22ºC. La precipitación es de 2 a 4 metros por año con rangos de
precipitaciones máximas que ocurren entre febrero y abril y rangos mínimos que ocurren en
el mes de diciembre. Aunque, pueden ocurrir lluvias pesadas en cualquier momento del año
(Chinapintza Gold Project, 2013).
La zona permanece cubierta con nubes y niebla especialmente en temporada de lluvia, con
una humedad promedio de 80 % (Chinapintza Gold Project, 2013).
2.4. Topografía y geomorfología
En el área del proyecto, las elevaciones están en un rango de 1300m sobre el nivel del mar
hasta los 1700 metros y 1500 metros de promedio. La topografía es muy abrupta y existen
9
laderas con caras muy empinadas (pendiente promedio 29º), que puede facilitar el acceso a
la minería subterránea (Chinapintza Gold Project, 2013).
Figura 3. Topografía de La Pangui-Chinapintza.
Fuente: Córdova, 2015.
CAPÍTULO III
GEOLOGÍA
11
3.1. Geología regional
La zona Subandina representa el lado occidental plegado de la cuenca marginal preandina;
el basamento cristalino en la base de esta zona se ha desplazado a una profundidad mayor
a los 8 km. sobre el cual discordantemente descansa un complejo de rocas sedimentarias y
volcanógeno-sedimentarias marinas (Paladines A., 2010).
La zona minera La Pangui-Chinapintza, regionalmente está constituida por formaciones
volcánicas y volcano-sedimentarias; El Batolito de Zamora (Jurásico 195-140Ma), La Unidad
Piuntza (Triásico-Jurásico 220Ma.), la Unidad Misahuallí (Jurásico-Cretácico), formaciones
sedimentarias cretácicas (Hollín, Napo y Tena) y el Pórfido de Chinapintza (Cretácico Medio
– Superior).
3.1.1. El batolito de Zamora.
Un Intrusivo-plutónico tipo I de composición calco-alcalina de edad Jurásica. Comprende
localmente granodiorita hornbléndica de megacristales de pertita y oligoclasa de grano
grueso a muy grueso. El cuarzo muestra un alineamiento direccional. Las zonas de brechas
pueden contener también clastos angulosos de pórfido de cuarzo, andesita y andesita
basáltica (Prodeminca, 2000).
El batolito intruyó la región de intercepción de la zona Subandina con la Zona Transversal
Puna Méndez lo que puede considerarse como señal complementaria de la existencia de
esta zona en el Mesozoico temprano. El conjunto de rocas volcánicas e intrusivas descritas
constituyen el arco volcánico continental de edad jurásica, de enorme importancia, pues en
este arco en la última década se han descubierto los yacimientos de los cinturones
metálicos de cobre-molibdeno y de oro-plata más importantes del país (Paladines A., 2010).
3.1.2. La unidad Piuntza.
Rocas volcano clásticas de buzamiento leve dentro de los Granitoides Zamora. Sobreyacen
inconformemente la Unidad Isimanchi. Fósiles bivalvos en una secuencia de limolitas
calcáreas skarnificadas cerca de las poblaciones de Piuntza y Nambija, en el rio Timbara,
definen la localidad tipo y señalan una edad del Triásico medio a tardío (Litherland et al.,
1994).
12
3.1.3. Unidad Misahuallí
Unidad constituida por brechas volcánicas con intercalaciones de pequeños diques
andesíticos, más o menos basálticos, variando a andesitas porfiríticas. Mineralización de
sulfuros, representados por pirita, calcopirita, molibdenita, trazas de pirrotina, esfalerita,
galena y como ganga hematina y calcita (Chávez, 2008).
3.1.4. Unidad Chinapintza
El pórfido de Chinapintza es el huésped principal del sistema de vetas al Norte de la Falla
Pangui Alto y comprenden varios tipos y facies composicionales diferentes como; Pórfidos
riodacíticos de cuarzo +/- feldespato y diques microporfídicos de cuarzo; y Pórfidos dacíticos
de cuarzo + hornblenda +/- feldespato y diques de dacita hornbléndica. Los contenidos de
fenocristales de hornblenda llegan al 10 % pero normalmente están alrededor del 3 %
(Prodeminca, 2000).
3.1.5. Formación Napo
Paquetes de pizarras bituminosas con lentes e intercalaciones de subgrauvacas y siltitas de
grano fino, ocurren localmente dentro o en la base de la secuencia volcánica y también se
superponen directamente al basamento de granitoides (Prodeminca, 2000).
3.1.6. Formación Hollín
Se deposita durante el cretácico inferior, representada por areniscas cuarcíferas blancas y
sobre esta se dispone una unidad de lutitas marinas y calizas negras fosilíferas de la Napo.
13
Figura 4. Geología Regional de Zamora Chinchipe. Fuente: Tomada y Modificada del Mapa geológico del Ecuador escala 1:1000000.
3.2. Estructuras
La Pangui involucra las formaciones comprendidas desde el Paleozoico al Cretáceo, dentro
de un esquema de distribución controlado por dos estructuras regionales, de orientación N-
S: Falla Nangaritza, al Oeste del área y, falla La Pangui-Reina del Cisne al Este, a los que
es relacionada la conformación de la cordillera del Cóndor (Chávez, 2008).
Falla Nangaritza: pone en contacto un bloque hundido, al Oeste, conformado por las
unidades más jóvenes del sistema – Jurásico al Cretácico – con un ligero levantamiento en
el sector Sur, que es donde aflora la Formación Santiago.
14
Falla La Pangui - Reina del Cisne: es una falla de sobrecorrimiento generada por la acción
del empuje del Cratón sobre la Placa Continental, consecuencia de este empuje es el
levantamiento de la Cordillera del Cóndor y un vuelco estratigráfico (Chávez, 2008).
El sistema de vetas polimetálicas principales tienen un azimut de 295º-360º y son verticales
o fuertemente inclinadas a cada lado de la vertical, pero con una mayor tendencia al NE. El
enjambre de vetas se extiende al menos 5 km, pero está mejor desarrollado dentro del
Pórfido Chinapintza. En profundidad sus espesores son de 0.2 a 2 m pero se ensanchan
pronunciadamente hacia arriba y en las partes más altas se ramifican y presentan
“stockwork” y brechas asociadas (Prodeminca, 2000).
3.3. Geología local
Al este de Nambija en el distrito de CHINAPINTZA-LA PANGUI se han descubierto algunos
depósitos, relacionados a los volcánicos Misahuallí, en la parte norte del batolito de Zamora.
Las volcanitas incluyen riolitas, dacitas, tobas y brechas, brechas intrusivas y esquistos
negros, intruidos por pórfidos cuarzo feldespáticos y plutones de granitos hornblendicos de
edad desconocida. Estas rocas son parte de un centro volcánico de 9 km2 las cuales
localmente han sido silicificadas, cericitizadas y argilitizadas.
El depósito de Chinapintza es un stockwork con vetillas de 0.5 m de potencia de cuarzo
oxidadas que tiene un contenido de 50 g/t de oro, siendo las reservas probables del orden
de 12 toneladas de oro (Paladines A., 2010).
La mineralización aurífera de vetas, brechas y “stockworks” en el campo minero de
Chinapintza es del tipo epitermal de baja sulfuración relacionado con un complejo volcánico-
subvolcánico de edad Cretácico Medio. En el campo minero Chinapintza las vetas están
mejor desarrolladas en los pórfidos dacíticos subvolcánicos y están claramente asociados
con intrusiones más tardías de pórfido riolítico.
El principal control de la distribución de la mineralización en Chinapintza parece ser la
presencia de canales estructurales adecuados y una fuente infrayacente de calor
ocasionado por intrusiones riolíticas de alto nivel (Prodeminca, 2000).
15
Figura 5. Mapa geológico del campo minero Chinapintza, basado en los mapas de Cóndor Mine S.A. – TVX (1.997). Fuente: Evaluación de Distritos Mineros del Ecuador, Depósitos porfídicos y epi-mesotermales relacionados con intrusiones de la cordillera del Cóndor (Vol. 5 PRODEMINCA, junio 2.000).
3.4. Mineralización
La mineralización vetiforme polimetálica aurífera es, principalmente, de rellenos de
cavidades abiertas con texturas bandeadas, coloformes, drusas y localmente cementación
de brechas. En las cotas más altas hay texturas esponjosas, cuarzo “vuggy” poroso
posiblemente después de la disolución de los carbonatos y “boxworks” de óxidos de hierro.
Las vetas son típicamente complejas (poliaxiales) y comprenden sulfuros masivos gruesos
con oro/electrum interbandeado y entrecrecido con una ganga dominada por carbonatos
(Ca, Fe, Mn) y cantidades variables de cuarzo y minerales de arcilla. También han sido
identificadas sericita, pirofilita y smectita en la ganga. Los sulfuros identificados incluyen
principalmente pirita y esfalerita, con cantidades generalmente subordinadas de galena,
arsenopirita y pirrotina y cantidades menores, o trazas, de calcopirita, bornita y tennantita-
tetraedrita. Los minerales secundarios de Pb incluyen piromorfita y anglesita y los de Cu
incluyen covellina, calcosina y malaquita. La fase metálica preciosa es principalmente
electrum; una aleación de oro-plata (c. 35 %Ag). Mayormente se encuentra como
inclusiones dentro de la pirita y la esfalerita. También ha sido identificada plata aurífera con
59 % de Ag y plata nativa en forma de redes filamentosas delicadas (Prodeminca, 2000).
CAPÍTULO IV
PRINCIPIOS DE LA CONCENTRACIÓN GRAVIMÉTRICA EN MESA VIBRATORIA
17
4.1. Concentración por gravedad
Los métodos de separación gravimétrica se usan para tratar una gran variedad de
materiales, que van desde los sulfuros de metales pesados tales como la galena (densidad
7.5) hasta el carbón (densidad 1.3), en algunos casos con tamaño de partícula inferiores a 5
micrones (Wills B., 2006).
Estos métodos disminuyeron su importancia en la primera mitad del siglo veinte debido a la
evolución del proceso de flotación en espuma, que permite el tratamiento selectivo de
minerales complejos y de baja concentración. Sin embargo, la separación por gravedad ha
tenido avances muy significativos en los últimos años incrementándose su aplicación
notoriamente (Wills B., 2006).
4.1.1. Principios de la concentración gravimétrica.
La concentración por gravedad es, esencialmente, un método para separar partículas de
minerales de diferente peso específico debido a sus diferencias de movimiento en respuesta
a las acciones que ejercen sobre ellas, simultáneamente, la gravedad u otras fuerzas
(Pávez, 2005), siendo este último a menudo la resistencia al movimiento ofrecido por un
fluido viscoso, tal como agua o aire (Wills B., 2006).
Para una separación efectiva es esencial que exista una diferente densidad marcada entre
el mineral y la ganga. Una idea del tipo de separación posible se puede obtener a partir del
criterio de concentración (CC):
CC =𝐷ℎ − 𝐷𝑓
𝐷𝑙 − 𝐷𝑓
Donde 𝐷ℎ es la gravedad especifica del mineral pesado, 𝐷𝑙 es la gravedad específica del
mineral ligero, y 𝐷𝑓 es la gravedad específica del medio fluido.
En términos muy generales, cuando el cociente es superior a 2.5, ya sea positivo o negativo,
la separación por gravedad es relativamente fácil, la eficiencia de la separación decrece a
medida que el valor del cociente disminuye (Wills B., 2006).
El movimiento de una partícula en un fluido no solo depende de su gravedad específica, sino
también de su tamaño; las partículas grandes se verán más afectadas que las más
pequeñas (Wills B., 2006).
Cuanto más pequeñas son las partículas, más fuertes son, con relación a la gravedad, las
fuerzas hidráulicas y de viscosidad, por lo cual el rendimiento de la separación por gravedad
decrece bruscamente en los intervalos de tamaño fino (Pávez, 2005).
18
4.2. Concentración en mesa vibratoria
4.2.1. Definición.
La mesa vibratoria se utiliza desde hace varias décadas, siendo un equipamiento
diseminado por todo el mundo para la concentración gravitacional de menas y carbón. Es
considerada de modo general el equipo más eficiente para el tratamiento de materiales con
granulometría fina. Es un equipamiento muy utilizado en la limpieza de concentrado primario
o secundario de menas de oro libre y menas aluviales (Pávez, 2005).
Las mesas vibratorias son equipamientos de concentración que actúan a través de
superficies con movimientos acelerados asimétricos, combinados muchas veces con el
principio de escurrimiento laminar (Pávez, 2005).
En 1985 fue lanzada la mesa de Wilfley que vino a constituirse en el principal modelo de
mesa vibratoria. Efectivamente, solamente después de la constatación de su eficiencia el
uso de la mesa fue propagado y surgieron nuevos modelos (Pávez, 2005).
La mesa de Wilfley tuvo como principal modificación el cubrimiento parcial del tablero con
“riffles” (canales) paralelos al eje longitudinal que posibilitó el tratamiento de la alimentación
gruesa y aumentó su capacidad. Los “riffles” fueron introducidos con las siguientes
finalidades: formar cavidades donde ocurra la formación de lecho y estratificación, ocultar
las partículas pesadas para la transmisión de las vibraciones y exponer las partículas
grandes y livianas al flujo transversal de agua de lavado después de la estratificación
(Pávez, 2005).
4.2.2. Principio de funcionamiento.
La mesa Wilfley dispone de un mecanismo que proporciona un movimiento de vibración
lateral diferenciado en sentido transversal al flujo de pulpa que causa el desplazamiento de
las partículas a lo largo de los “riffles”.
Los “riffles” tienen las siguientes funciones:
- Retener las partículas en el fondo.
- Transmitir efectivamente la acción de estratificación del “deck” (cubierta de la mesa)
a la pulpa.
- Tornar el flujo turbulento para producir la separación entre las partículas.
Los mecanismos de separación que actúan en la mesa vibratoria pueden ser mejor
comprendidos si se consideran separadamente la región de la mesa con “riffles” y la región
lisa. Las partículas minerales alimentadas transversalmente a los “riffles”, sufren el efecto
19
del movimiento asimétrico de la mesa, resultando en un desplazamiento de las partículas
para adelante; las pequeñas y pesadas se desplazan más que las gruesas y livianas. En los
espacios entre los “riffles”, las partículas se estratifican debido a la dilatación causada por el
movimiento asimétrico de la mesa y por la turbulencia de la pulpa a través de los “riffles”,
haciendo que los minerales pesados y pequeños queden más próximos a la superficie que
los grandes y livianos. Las camadas superiores son arrastradas por sobre los “riffles” por la
nueva alimentación y por el flujo de agua de lavado transversal. Los “riffles” van
disminuyendo de altura de modo que, progresivamente, las partículas finas y pesadas son
puestas en contacto con el film de agua de lavado que pasa sobre los “riffles”.
La concentración final tiene lugar en la región lisa de la mesa, donde la capa de material se
presenta más fina. La resultante del movimiento asimétrico en la dirección de los “riffles” y
de la velocidad diferencial en escurrimiento laminar, perpendicularmente, es el
esparcimiento de los minerales (Pávez, 2005).
4.2.3. Capacidad de operación.
La capacidad de la mesa depende de la frecuencia, inclinación, cantidad de agua,
características de la mena, densidades de las partículas útiles y de los estériles, forma de
las partículas, granulometría de la alimentación. La capacidad varía de 5 ton/día (materiales
finos) hasta aproximadamente 50 ton/día (materiales gruesos). Los consumos de agua
serían los siguientes: 38-83 L/min (alimentación) y 11-45 L/min (lavado). El consumo de
potencia medio por mesa es de 0,6 HP (Pávez, 2005).
El límite superior del tamaño de partículas minerales tratadas en las mesas vibratorias es de
aproximadamente 2 a 3 mm (para carbón puede llegar hasta 15 mm), mientras que el
tamaño mínimo de las partículas que se pueden concentrar en estos equipamientos es del
orden de 75 micrones. Es necesario señalar que el tamaño mínimo de los materiales que se
pueden tratar en una mesa es función del volumen de agua y del movimiento de la mesa,
siendo esencial que las partículas sedimenten para que puedan ser recogidas en el
concentrado (Pávez, 2005).
CAPÍTULO V
METODOLOGÍA Y EQUIPOS
21
5.1. Muestreo del material
La recolección de muestras se realizó en una mina ubicada en La Pangui distrito
Chinapintza, en la provincia de Zamora Chinchipe. La boca mina está ubicada en las
coordenadas X = 769241; Y = 9551508, a una altitud de 1690 m.s.n.m. (UTM WGS
84).
La orientación de la boca mina es 120º N, los datos estructurales de la veta mineralizada
son; Azimut = 225º y Buzamiento = 88º. Se utilizó el método de muestreo por canales, el
cual consiste en recolectar muestras representativas de roca encajante y de veta
mineralizada en sentido perpendicular a la veta, la cantidad de material recolectado es de
aproximadamente 60 kg.
Figura 6. Boca mina (1) y veta mineralizada (2). Fuente: Córdova, 2015.
5.2. Preparación, homogenización y cuantificación del material
5.2.1. Trituración del material
Las muestras recolectadas fueron secadas en un horno por 24 horas a una temperatura de
105 ºC con la finalidad de eliminar el agua de todo el mineral. Luego se realizó la trituración
del material en la maquina RESTSCH BB200 WC (Figura 7), utilizando aberturas de 20, 10,
5 y 1 mm con el propósito de que el 100 % del material alcance un tamaño inferior a la
malla -10#.
22
Figura 7. Trituradora RESTSCH. Fuente: Córdova, 2015.
5.2.2. Homogenización y cuarteo de las muestras
La homogenización y cuarteo del material se realiza con el fin de sacar una muestra
representativa de todo el lote de material, no se utilizó el cuarteador de muestras John
debido a que la cantidad de material es 60kg. Del minucioso desarrollo de esta fase
dependen los resultados de los diferentes análisis y pruebas metalúrgicas. El procedimiento
a seguir es el siguiente:
Se coloca todo el material triturado sobre un manto limpio.
Se mezcla sucesivamente y por varias veces todo el material (figura 8), jalando
desde las esquinas del plástico hacia el centro. Este método de homogenización se
denomina Roleo.
Con la ayuda de una espátula se extiende toda la muestra sobre el plástico y se
forma una red de referencia, con el fin de tomar una pequeña porción de cada
espacio.
Finalmente se obtiene una muestra representativa para realizar la caracterización del
mineral y los ensayos metalúrgicos.
23
Figura 8. Homogenización (izquierda) y cuarteo de la muestra (derecha). Fuente: Córdova, 2015.
5.3. Caracterización del material
Para la caracterización del material utilizamos aproximadamente 3 kg. de muestra
previamente homogenizada. Los ensayos que comprenden la caracterización del mineral
son los análisis químicos, mineralógicos, granulométricos y determinación del peso
específico.
5.3.1. Peso específico.
Equipo utilizado
Para realizar el ensayo del peso específico del mineral utilizamos una balanza electrónica y
un picnómetro de 5 ml de capacidad.
Procedimiento
El proceso para determinar el peso específico del mineral por el método del picnómetro es el
siguiente:
Primero se pesa el picnómetro vacío.
Segundo se pesa el picnómetro más la muestra.
Luego se afora con agua y se pesa.
Finalmente se pesa el picnómetro completamente lleno de agua.
Para obtener el peso específico se utiliza la siguiente fórmula (Anexo 1).
𝛾 =(𝑃2 − 𝑃1)
(𝑃3 − 𝑃1) − (𝑃4 − 𝑃2)
24
Donde:
P1 = Peso del picnómetro vacío
P2 = Peso picnómetro + muestra
P3 = Peso picnómetro + muestra + agua
P4 = Peso picnómetro + agua
El ensayo se realizó por triplicado para obtener un promedio de los resultados. La figura 9
muestra los materiales utilizados en el ensayo.
Figura 9. Materiales utilizados para el ensayo del picnómetro Fuente: Córdova, 2015.
5.3.2. Análisis mineralógico.
Equipo utilizado
Para la elaboración de briquetas utilizamos: una cortadora marca Lapro; una cámara de
vacío marca BUEHLER; una pulidora marca PETROPOL BUEHLER y un microscopio
Olympus BH2-HLSH para analizar los minerales.
Procedimiento
La elaboración de briquetas, nos ayuda con la identificación de minerales opacos y
asociaciones mineralógicas importantes. El proceso se describe a continuación:
Deslamar y platonear la muestra, hasta obtener los sedimentos más pesados.
Realiza la separación magnética de la muestra con ayuda de un imán.
Preparar una mezcla de endurecedor y resina en una relación 5:1 respectivamente.
Agregar acetona para mejorar la fluidez y agitar por un minuto.
Limpiar y colocar una capa fina de la mezcla dentro del molde.
25
Colocar 5 gr. de muestra aproximadamente sobre la capa fina de resina.
Luego colocamos resina hasta cubrir la muestra en su totalidad.
Colocamos los moldes dentro de una cámara de vacío marca BUEHLER (figura 10-
2), por un periodo de 48 horas.
Finalmente se procede a pulir en una maquina marca PETROPOL BUEHLER con la
ayuda de dos paños por un periodo de 20 minutos cada uno.
Figura 10. Elaboración de briquetas: 1 Pulido de briquetas; 2 Secado en cámara de vacío; 3 Materiales utilizados; 4 Briquetas terminadas. Fuente: Córdova, 2015.
5.3.3. Fluorescencia de rayos x.
Equipo utilizado
El equipo utilizado para el análisis de fluorescencia de rayos x es BRUKER S1, el método
aplicado fue Mining Light Elements.
Procedimiento
El primer paso es pulverizar y homogenizar el material de cabeza.
Luego procedemos a secar y limpiar los recipientes a utilizar.
Posteriormente se coloca de 2 a 3 gramos de material en cada recipiente.
Finalmente colocar dentro del equipo el recipiente y esperar algunos segundos hasta
que el equipo termine la lectura de la muestra.
26
Figura 11. Ensayo de Fluorescencia de rayos x: 1) Material; 2) Equipo de Fluorescencia BRUKER S1. Fuente: Córdova, 2015.
5.3.4. Análisis granulométrico.
Equipo utilizado
Para el ensayo utilizamos un juego de tamices estandarizados RESTCH, un vibrotamiz de
marca RESTCH AS 200, una balanza electrónica y un desobturador de ultra sonido. El
ensayo de granulometría lo realizamos con el fin de obtener el D80 y D50 del material, de
esta forma conoceremos la distribución del tamaño de las partículas del mineral.
Procedimiento
El procedimiento para realizar el ensayo granulométrico es el siguiente:
Pesar 250 gramos de muestra (malla -10#).
Realizar una granulometría en húmedo, con la utilización de los tamices 35#, 120#,
200#, 230#, 325#, 400#. Los parámetros utilizados en este ensayo fueron: duración
igual a 5 minutos; una amplitud de 1.6 e intervalos de 15 segundos. El caudal es de
21.5 ml/s aproximadamente.
Secar el material retenido en los diferentes tamices en una estufa a 105ºC por un
periodo de 24 horas.
Con el material retenido se realiza una granulometría por vía seca, utilizando los
tamices: 10#, 18#, 35#, 60#, 120#, 200#, 230#, 325#, 400# y – 400# (ver figura 12).
1 2
27
Finalmente pesamos el material retenido en cada tamiz y las lamas para poder
realizar la curva granulométrica. Con el software MOLYCOP TOOLS 3.0 se gráfica y
determina el D80 y D50.
Figura 12. Ensayo granulométrico. Fuente: Córdova, 2015.
5.3.5. Análisis químico
5.3.5.1. Fusión-copelación.
El fire assay es una técnica analítica, empleada para determinar las cantidades de metales
preciosos como: oro y plata por medio de la intervención de altas temperaturas y reactivos
fundentes.
Fusión
Consiste en la separación de los metales preciosos de los otros componentes de la mena,
con la ayuda de un metal colector (plomo), sometiéndolos a 1000°C de temperaturas. El
proceso a seguir es el siguiente:
Pesar 90 gr. de Flux básico (ver composición anexo 5)
Pesar 25 gramos de muestra previamente homogenizada y pulverizada.
Agregar 2 gramos de harina (agente reductor).
Mezclar en un crisol y colocar una capa de flux y bórax al final (ver figura 13).
Fundir en una mufla a 1000°C por un periodo de una hora.
Terminada la fundición se retiran los crisoles y su contenido se lo coloca en las
lingoteras.
Luego separamos el régulo de plomo de la escoria con ayuda de un martillo.
Finalmente se golpea el régulo hasta darle una forma cúbica.
28
Figura 13. Crisoles (1) y Fusión (2). Fuente: Córdova, 2015.
Copelación
La copelación se encarga de separar el colector (plomo) de los metales preciosos a 900°C
(ver figura 14.). El procedimiento es el siguiente:
Colocar el régulo de plomo en una copela.
Introducir la copela en una mufla por un periodo de 2 a 3 horas a una temperatura de
900ºC.
El resultado final es el dore que está compuesta de oro y plata.
Finalmente se procede a laminar el dore con el objetivo de aumentar su superficie,
para facilitar su digestión y pesado.
Figura 14. Copelas con la perla de oro y plata. Fuente: Córdova, 2015.
2
29
5.3.5.2. Digestión y cuantificación del oro.
Equipo utilizado
La digestión química se realiza con el propósito de separar la plata del oro. Durante el
ensayo utilizamos: Una plancha térmica marca IKAMAG-RET-GS, crisoles de porcelana y
una campana de extracción.
Procedimiento
Pesar el dore en una micro balanza.
Realizar un ataque químico con ácido nítrico (NO3 H), en crisoles de porcelana, sobre
una plancha térmica a aproximadamente 100°C.
El ataque se realiza con 3 concentraciones de ácido nítrico diferentes (1:7, 1:3 y 1:1),
que contienen una parte de ácido por siete, tres y una de agua destilada
respectivamente. Cada dore permanece por un periodo de 10 a 15 minutos con cada
una de las concentraciones.
Luego se lava con agua destilada con mucho cuidado para no perder el oro y se
seca a temperatura para luego proceder a pesar.
Figura 15. Digestión de dore. Fuente: Córdova, 2015.
30
5.3.5.3. Lectura en Absorción Atómica.
Equipo Utilizado
Las muestras previamente digestadas, se proceden a leer con la ayuda de equipo Aanalyst
400 modelo PerkinElmer con el programa WinLab 32 AA Flame (ver figura 16).
Procedimiento
Para realizar la digestión de la muestra, se coloca agua regia en un crisol de
porcelana por un periodo de 20 a 30 minutos hasta que la muestra se disuelva por
completo.
Se afora, cada muestra, en un balón de 25 ml con agua destilada.
Se coloca en recipientes plásticos de 30 ml con sus respectivos códigos.
Antes de realizar las lecturas se procede a calibrar el equipo.
En caso de que la muestra sobrepase los rangos de calibración, se diluye la muestra.
Figura 16. Lectura de muestras en Absorción Atómica. Fuente: Córdova, 2015.
5.4. Molienda del material
Equipo utilizado
Empleamos un molino de bolas Batch modelo MIM (9.8” por 7.2”) con carga de bolas de
acero, la fuente que proporciona energía es un motor eléctrico 1/2 Hp. La molienda se
realiza con la finalidad de reducir el tamaño de grano y liberar las partículas del mineral. Los
parámetros utilizados son:
Carga de molienda: 11.448 Kg
Volumen Agua: 1000 ml
Peso del material: 1000 Kg
31
Dilución pulpa: 1/1 (L/S)
Velocidad Critica: 68 RPM
Los cálculos realizados para obtener los parámetros utilizados en este trabajo, se
especifican en el anexo 3.
Procedimiento
La molienda del material se realizó con la finalidad de obtener las diferentes granulometrías
requeridas en la metodología planteada en este proyecto. El proceso a seguir es:
Se colocó la carga molturante (bolas de acero).
Se añadió 1 kg. de material y 1000 ml de agua.
Colocar la tapa y montar el molino sobre los rodillos.
Encender el motor por el tiempo programado.
Figura 17. Molino de bolas. Fuente: Córdova, 2015.
5.5. Análisis de malla valorada
Equipo utilizado
Para este ensayo utilizamos los tamices de marca RESTCH; #60, #200, #400 y - #400, un
vibrotamiz RESTCH AS 200, una balanza electrónica y un desobturador de ultra sonido.
Procedimiento
Este ensayo se realiza con el propósito de conocer la distribución de las partículas de oro
del material en estudio. El procedimiento es el siguiente:
Pesar 250 gr. de muestra de cabeza.
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Realizar una granulometría por vía húmeda con los tamices; #60, #200, #400 y -
#400.
Realizar un análisis químico de oro de cada fracción retenida.
5.6. Prueba metalúrgica en mesa vibratoria
5.6.1. Metodología.
La prueba metalúrgica consiste en dos fases, en la primera se concentra el mineral en tres
etapas variando el tamaño de grano y la segunda fase consiste en variar la frecuencia de las
sacudidas de la mesa vibratoria. A continuación se describe detalladamente cada proceso.
5.6.1.1. Variación del tamaño de Grano (primera fase).
La primera fase de la prueba metalúrgica consiste en 3 etapas de molienda y recuperación
secuencial y un respectivo análisis químico de cada fracción con la finalidad de evaluar la
eficiencia de recuperación de la mesa vibratoria.
Las condiciones de operación constantes son: inclinación de la mesa; caudal de agua de
lavado; número de golpes, caudal de alimentación y disolución de la pulpa, resultando como
única variable el tamaño de grano.
Tabla 2. Metodología de la primera fase de la prueba metalúrgica en mesa vibratoria.
Proceso Tamaño de partícula requerido
Condiciones de operación constantes
Análisis de las muestras
Etapa 1
D80 = 815 μm
Inclinación = 6º
Caudal de lavado = 9 L/min
N# de sacudidas = 240
Solidos = 50 %
Alimentación = 10 L/min
A. Químico = concentrado 1
A. Químico = mixtos 1
A. Químico = livianos 1
Etapa 2
D80 = 211μm
Inclinación = 6º
Caudal de lavado = 9 L/min
N# de sacudidas = 240
% Solidos = 50
Alimentación = 10 L/min
A. Químico = concentrado 2
A. Químico = mixtos 2
A. Químico = livianos 2
Etapa 3
D80 = 75 μm
Inclinación = 6º
Caudal de lavado = 9 L/min
N# de sacudidas = 240
% Solidos = 50
Alimentación = 10 L/min
A. Químico = concentrado 3
A. Químico = mixtos 3
A. Químico = livianos 3
Fuente: Córdova, 2015
33
Una vez tomados los tiempos de molienda, se realiza la preparación de un lote 4 kg. de
material hasta llegar a obtener un tamaño de partícula igual a 850 μm, para la segunda etapa
se realiza una posterior molienda a los mixtos y livianos resultantes de la primera etapa y
finalmente para la tercera etapa se realiza la tercera molienda empleando los mixtos y
livianos resultantes del proceso de la segunda etapa.
El siguiente diagrama (figura 18) representa la primera fase a seguir en la prueba
metalúrgica:
Figura 18. Diagrama de la primera fase de la prueba metalúrgica. Fuente: Córdova, 2015.
5.6.1.2. Variación de las sacudidas de la Mesa vibratoria (segunda fase).
En esta fase se desarrollan 2 etapas de concentración, la primera prueba metalúrgica se
desarrolla con 190 sacudidas por minuto y los otros parámetros se mantienen constantes.
Para el segundo ensayo metalúrgico se aumenta a 290 sacudidas por minuto y las otras
condiciones se mantienen constantes. Cada prueba de esta fase es independiente y se
emplea 5 kg de material en cada una y para evaluar la eficiencia del proceso se realiza un
análisis químico de cada fracción obtenida en cada una de las etapas.
34
Figura 19. Diagrama de la segunda fase de la prueba metalúrgica. Fuente: Córdova, 2015.
En el diagrama podemos observar todas las condiciones que permanecen constantes en las
dos etapas: inclinación longitudinal y transversal, tamaño de grano, cantidad de material,
porcentaje de sólidos, caudal de lavado y caudal de alimentación. La única variable es la
frecuencia de las sacudidas cambiando de 190 a 290 sacudidas por minuto.
5.6.2. Equipo utilizado.
El ensayo metalúrgico se lo realizó en el laboratorio de minería y metalurgia de la
Universidad Técnica Particular de Loja. El equipo que se utilizó para la prueba metalúrgica
es la mesa vibratoria marca Genco 15-S (Figura 20). La fuente que proporciona energía es
un motor eléctrico de 1.0 HP y un regulador de energía. Están incorporadas dos llaves que
proporcionan diferentes caudales de agua para el lavado del mineral.
35
Figura 20. Partes de la mesa vibratoria. Fuente: Córdova, 2015.
Figura 21. Ángulos de Inclinación y movimiento de la mesa. Fuente: Córdova, 2015.
36
Figura 22. Separación del material. Fuente: Córdova, 2015.
El material logra separarse en 3 fracciones; concentrados, mixtos y livianos, esto se produce
gracias a las diferentes inclinaciones, rifles de la mesa, movimiento de vibración lateral y
diferentes densidades de los minerales.
5.6.3. Procedimiento.
Moler y secar todo el material en un horno a una temperatura de 105ºC por 12 horas.
Calibrar la inclinación de la mesa y el caudal del fluido de lavado. La inclinación de
operación longitudinal es 4.7° y la inclinación transversal es 6° y el caudal de agua
de lavado es de 9 l/min.
Mezclar el material con agua en partes iguales para tener una pulpa en una relación
1/1 (L/S).
Colocar tres recipientes para recolectar los concentrado, mixtos y livianos en la mesa
concentradora.
Encender el motor eléctrico y abrir las llaves del fluido de acuerdo a las condiciones
establecidas.
37
Alimentar la pulpa con una velocidad constante de 10 l/min.
Luego de alimentar toda la pulpa es recomendable dejar abierta la llave de agua de
lavado por algunos minutos, con el objetivo de que todo el mineral termine el los
recipientes de almacenamiento.
Repetir este proceso utilizando los diferentes tamaños de partícula y las diferentes
frecuencias de sacudidas, establecidos en la metodología.
CAPÍTULO VI
RESULTADOS Y ANÁLISIS
39
6.1. Peso Específico
El peso específico (γ) del mineral se determinó con el método del picnómetro, y los ensayos
se realizaron por triplicado con el propósito de obtener datos confiables. El peso específico
del mineral en estudio es 2.86 𝒈 𝒄𝒎𝟑⁄ , este valor se puede comparar con el resultado
obtenido por (Navas, 2014), equivalente a 2.54 𝑔 𝑐𝑚3⁄ . Los datos obtenidos se detallan en la
tabla 3 y los cálculos se describen en el anexo 1.
Tabla 3. Resultados de los ensayos de peso específico.
Peso específico del mineral γ( 𝒈 𝒄𝒎𝟑⁄ )
Ensayo 1 Ensayo 2 Ensayo 3 Promedio γ
2.81 2.92 2.87 2.86 𝒈 𝒄𝒎𝟑⁄ Fuente: Córdova, 2015.
6.2. Análisis Mineralógico
Figura 23. Secciones pulidas: Galena (Gn) y pirita (Py) (imagen derecha) y cristales de pirita (Py), pirrotina (Po) y óxidos (Ox) (imagen izquierda). Fuente: Córdova, 2015.
Figura 24. Sección pulida: pirrotina (Po) y pirita (Py). Fuente: Córdova, 2015.
40
En las imágenes se puede observar una asociación mineralógica importante de sulfuros
compuesta por pirita-pirrotina-galena y óxidos que son el resultado de las reacciones
químicas de los sulfuros de hierro. El oro y la plata se encuentran estrechamente ligado a
esta asociación de sulfuros (Py-Gn-Po).
Los porcentajes de minerales establecidos en las secciones pulidas son pirita diseminada
10 %, galena 5 %, pirrotina 8 % y un 77 % de óxidos, cuarzo y minerales arcillosos que son
los principales componentes de la ganga.
Estos resultados pueden compararse con la información obtenida por (Prodeminca, 2000),
en la cual se menciona que “los sulfuros identificados incluyen principalmente pirita y
esfalerita, con cantidades generalmente subordinadas de galena, arsenopirita y pirrotina”.
6.3. Fluorescencia de rayos X
El ensayo # 324 de Fluorescencia de rayos x mediante el método Mining Light Elements,
registro 6 concentraciones importantes, que se pueden observar en la tabla 4 y figura 25. El
espectro resultante del análisis se observa en la figura 26.
Tabla 4. Resultados del análisis de fluorescencia de rayos x.
Concentración %
Al2 O3 16.70
SiO2 58.90
S 4.05
K2O 3.88
Fe2 O3 15.00
Otros 1.41
Fuente: Córdova, 2015.
Figura 25. Concentraciones de Fluorescencia de rayos x.
Fuente: Córdova, 2015.
0
10
20
30
40
50
60
70
Al2 O3 SiO2 S K2O Fe2 O3 Otros
Concentraciones
Resultados de análisis de rayos X
41
Figura 26. Espectro de Fluorescencia de rayos x (análisis 324). Fuente: Córdova, 2015.
Se puede observar que existe un amplio porcentaje de alúmina (Al2O3) el cual es uno de los
principales componentes de los limos y arcillas y junto con el cuarzo (SiO2) son los
principales componentes de la ganga del mineral en estudio, además el registro nos indica
también que existen importantes contenidos de Fe, S y K, que son los componentes
principales de los sulfuros presentes en el mineral. Asimismo existen otros componentes
que están presentes como elementos traza, todos los elementos obtenidos en el ensayo se
pueden observar en el Anexo 4. Este ensayo refleja claramente una concordancia con el
análisis mineralógico de secciones pulidas. Gracias a estos análisis se puede concluir que
roca en estudio es una riolita alterada.
6.4. Análisis granulométrico y molienda del mineral
El mineral se sometió a 8 diferentes tiempos de molienda de prueba (1, 4, 4.5, 6, 9, 12, 15 y
16 minutos), hasta llegar a obtener los 3 tiempos de molienda con la granulometría
requerida.
Los datos incorporados en la tabla 5 y en la figura 27 muestran la granulometría a 0 minutos
de molienda y los tamaños de partícula óptimos a 1, 6 y 16 minutos de molienda (ver anexo
2). En la imagen se puede observar claramente cómo disminuye el tamaño de grano del
mineral a medida que aumenta el tiempo de molienda, proceso que se realiza para liberar el
mineral. Para graficar y determinar la distribución granulométrica del mineral utilizamos el
software Molycop Tools 3.0.
42
Figura 27. Curvas granulométricas a diferentes tiempos de molienda con el programa Moly-Cop Tools. Fuente: Córdova, 2015.
Tabla 5. Granulometría del mineral.
Curva Tiempos de molienda D80 Malla
0 minutos 1132 μm 16.6#
1 minuto 815 μm 24.3#
4 minutos 325 μm 47.5#
4.5 minutos 288 μm 51.9#
6 minutos 211 μm 69.8#
9 minutos 140 μm 106.6#
16 minutos 75 μm 200#
Fuente: Córdova, 2015.
En la tabla 5 están incorporados todos los tiempos de molienda que se experimentaron, con
el propósito de llegar a obtener la granulometría citada en la metodología de este trabajo de
investigación.
43
El primer tiempo de molienda óptimo es de 1 minuto dando como resultado un D80= 815 μm
(malla 24.3#), el segundo tiempo de molienda es de 6 minutos reflejando un D80 = 211 μm
(malla 69.8#) y el tercer tiempo óptimo es a 16 minutos con un D80 = 75 μm (malla 200#). A
estos tres tiempos de molienda (1min; 6min y 16min) se sometió progresivamente al
material, para realizar la prueba metalúrgica en mesa vibratoria de acuerdo a como se
especifica en la metodología planteada en este proyecto. Los datos y graficas se
representan en el anexos 2.
6.5. Análisis Químico de cabeza
La ley de cabeza de oro y plata del mineral se determinó con el método de ensayo al fuego
(fire assay), el proceso se realizó por triplicado y los datos y promedios obtenidos se
representan en la tabla 6. La ley de cabeza de oro es de 6.64 g/ton y un alto contenido de
plata de 37.16 g/ton (ver anexo 6).
Tabla 6. Ley de cabeza de Au y Ag.
Ley de Oro
Ensayos Ley Au (g/t) Promedio
1 5.13
2 6.79
3 8.01 6.64
Ley de Plata
Ensayos Ley Ag (g/t.) Promedio
1 36.32
2 38.77
3 36.39 37.16
Fuente: Córdova, 2015.
6.6. Análisis de oro en malla valorada
Se realizó un ensayo de mallas valoradas con determinación de oro, con la finalidad de
tener una perspectiva clara de la distribución del tamaño de las partículas de oro. En la tabla
7 se puede observar que el mayor porcentaje de oro se encuentra en las mallas +60#,
+200# y -400#, lo que nos permite concluir que existe un importante porcentaje de oro con
tamaño de partícula grueso (37.59 %), pero también existe un gran porcentaje de oro
distribuido entre las mallas más finas. Esta distribución de tamaños de partículas de oro nos
recomienda realizar moliendas con el fin de liberar el oro más fino. Además en la figura 28
se puede distinguir la distribución clara de oro en las mallas.
44
Tabla 7. Análisis de malla valorada inicial de Au y Ag.
Malla Au % Ag %
60 # 37.59 38.74
200 # 26.38 18.11
400 # 10.87 10.65
-400 # 25.16 32.50
Total 100.00 100.00
Fuente: Córdova, 2015.
Figura 28. Gráfica de distribución de oro de acuerdo a la malla. Fuente: Córdova, 2015.
6.7. Prueba metalúrgica en mesa vibratoria
6.7.1. Primera fase.
Tabla 8. Balance Metalúrgico de la primera fase con tres etapas de recuperación.
Balance con 3 fracciones y 3 etapas
Masa Oro
Producto gr % gr/tn Distribución Rendimiento
D80 = 815um Cc 1 196.82 5.140 15.25 78.38 21.30
Mixtos 1 100 2.612 7.43 19.40 5.27
Colas 1 100 2.612 1.5 3.92 1.06
D80 = 211um Cc 2 204.53 5.341 17.8 95.08 25.83
Mixtos 2 100 2.612 9.79 25.57 6.95
Colas 2 100 2.612 0.8 2.09 0.57
D80 = 75um Cc 3 33.51 0.875 45.2 39.56 10.75
Mixtos 3 1739.5 45.427 1.93 87.67 23.82
Colas 3 1254.83 32.770 0.5 16.39 4.45
total (Cabeza) 3829.19 100.000 6.64 368.05
Rendimiento
Total 57.88 Fuente: Córdova, 2015.
0
10
20
30
40
60 #200 #
400 #-400 #
% O
ro
Numero de Malla
Porcentaje de Au por malla
60 # 200 # 400 # -400 #
45
Rendimiento de concentración acumulado = 57.88 %
Figura 29. Rendimiento de recuperación de Au acumulado. Fuente: Córdova, 2015.
Figura 30. Rendimiento de concentrados en relación al tamaño de grano. Fuente: Córdova, 2015.
Las tres etapas de concentración arrojaron diferentes rendimientos, la primera etapa como
lo muestra la figura 30 presenta un 21.30 % de concentración de oro con una malla igual a
24.3#, la segunda es la mejor concentración de las tres etapas con un rendimiento de
25.83 %, obtenida con una malla igual a 69.8# y la tercera concentración arrojo un
rendimiento de 10.75 % con una malla igual a 200#. El rendimiento de concentración
0
10
20
30
40
50
60
21,30
25,83
10,75
% R
en
dim
ien
to C
on
cen
trad
os
Rendimiento acumulado (57.88)
Recuperación acumulado de Au Fase 1
Concentrado 3
Concentrado 2
Concentrado 1
0
5
10
15
20
25
30
815um 211um 74um% R
end
imie
nto
Co
nce
ntr
ado
s
Tamaño de Grano
Recuperación de Au fase 1
46
acumulado es de 57.88 % (figura 29), este resultado se considera aceptable teniendo en
cuenta que la mesa wilfley es un pre-concentrador.
En el estudio realizado por (Cabrera, 2014) en mesa vibratoria, utiliza tamaños de grano
iguales a 125#, 180# y 190# con los cuales obtiene recuperaciones de 37.78 %, 10.44 % y
9.87 % respectivamente, resultados que son similares a los obtenidos en este estudio,
principalmente el resultado de la malla 190# (Cabrera, 2014), que se puede comparar con
nuestro resultado de la malla 200# con un rendimiento de 10.75 %. Resulta importante
indicar que los resultados varían por las condiciones de operación, las características del
mineral y la metodología aplicada por (Cabrera, 2014) son diferentes a las utilizadas en
nuestro estudio.
6.7.2. Segunda fase.
Tabla 9. Balance metalúrgico segunda fase de concentración de la primera etapa.
Balance Metalúrgico Segunda Fase
Primera Etapa Sacudidas = 190 sacudidas por minuto.
Peso (Kg.) % Peso Au (g/t) % Recuperación Radio de Concentración
Cabeza 4.92 100.00 6.64 100.00
Concentrado 0.34 6.83 52.71 57.92 7.94
Mixtos 1.50 30.53 2.00 9.82 a
Livianos 3.08 62.64 3.20 32.26 1 Fuente: Córdova, 2015.
Recuperación Au: 57.92 %
Radio de Concentración: 7.94 a 1
Tabla 10. Balance metalúrgico segunda fase de concentración de la segunda etapa.
Balance Metalúrgico Segunda Fase
Primera Etapa Sacudidas = 290 sacudidas por minuto.
Peso (Kg.) % Peso Au (g/t) % Recuperación Radio de Concentración
Cabeza 4.78 100.00 6.64 100.00
Concentrado 0.53 11.09 60.76 86.65 9.15
Mixtos 2.16 45.19 1.50 8.81 a
Livianos 2.09 43.72 0.80 4.54 1 Fuente: Córdova, 2015.
Recuperación Au: 86.65 %
Radio de Concentración: 9.15 a 1
47
Para esta segunda fase, es notable la diferencia entre el rendimiento de recuperación de oro
de la primera etapa (57.92 %) con respecto a la segunda etapa (86.65 %). En total el
rendimiento aumento un 28.73 % mostrando que la recuperación mejora en el momento que
aumentamos de 190 a 290 sacudidas por minuto. El número de sacudidas por minuto es
uno de las variables con mayor influencia en la concentración de oro en mesa vibratoria.
En la figura 31 se representa claramente el incremento de recuperación en los concentrados
del material es estudio.
Figura 31. Recuperación de oro de los concentrados en relación a la frecuencia de sacudidas. Fuente: Córdova, 2015.
Dentro del estudio realizo por (Rodriguez, 1996) se presenta un recuperación de 51.17 % la
cual es muy similar a la recuperación obtenida en la primera etapa (57.92 %) en este
estudio, las diferencias entre los valores obtenidos entre un trabajo y otro se deben
principalmente a las características del mineral y las condiciones de concentración en mesa
vibratoria.
0
20
40
60
80
100
57,92
86.65
% R
ecu
per
acio
n C
on
cen
trad
os
Recuperación de oro segunda Fase
Sacudidas= 190 rpm. Sacudidas= 290 rpm.
48
CONCLUSIONES
El peso específico del material de mina de La Pangui distrito Chinapintza es de
𝛾 = 2.86 𝑔/𝑐𝑚3.
En el análisis mineralógico se determinó una asociación importante de pirita-
pirrotina-galena dentro de la cual se encuentra la asociación Au-Ag. Esta asociación
se puede evidenciar claramente en los análisis químicos, principalmente en los
concentrados (60.76 g/ton de oro y 85.33 g/ton de plata).
En base a los análisis de fluorescencia de rayos X, se determinó un amplio
porcentaje de alúmina (Al2O3: 16.7 %) el cual es uno de los principales componentes
de los limos y arcillas, y junto con el cuarzo (SiO2: 58.9 %) componen la ganga del
mineral en estudio. Así mismo los óxidos (Fe2O3: 15 %) son el resultado de las
reacciones químicas de los sulfuros de hierro. Gracias a estos análisis se puede
concluir que la roca en estudio es una riolita con un elevado nivel de alteración.
La granulometría de cabeza 100 % (-10#) nos arrojó como resultado un
D80 = 1132 μm y D50 = 402 μm.
Dentro del análisis químico se determinó una ley de cabeza de 6.64 g/ton de Au y
37.16 g/ton de Ag.
El proceso de concentración en la primera fase, es más eficiente con un tamaño de
partícula de 211 μm (malla 70#), alcanzando un rendimiento de 25.83 %.
En la primera fase, el rendimiento global de recuperación es de 57.88 %. Un
rendimiento aceptable teniendo en cuenta que la mesa wilfley es un pre-
concentrador.
En la segunda fase de concentración, el porcentaje de recuperación aumento hasta
86.65 %, cuando elevamos de 190 a 290 sacudidas por minuto.
La mejor concentración (segunda etapa de la segunda fase), el equipo elevo la ley
de oro de 6.64 g/ton hasta 60.76 g/ton, logrando un radio de concentración de 1 a
9.15.
49
RECOMENDACIONES
Es recomendable seguir cambiando las variables como son: inclinación de la mesa;
caudal de agua de lavado y dilución de pulpa, hasta lograr un óptimo desempeño de
concentración.
Para las posteriores concentraciones en mesa vibratoria se recomienda mantener un
tamaño de grano inferior a 815 μm y una frecuencia de 290 sacudidas por minuto,
para materiales con características similares a las utilizadas en este estudio (La
Pangui).
Antes de realizar las respectivas moliendas del material, se recomienda revisar que
todos los parámetros estén en el rango establecido, principalmente la carga de
molienda y la velocidad critica.
Se recomienda realizar una cuidadosa homogenización, pulverización y
cuantificación de los reactivos en todos los ensayos químicos, con el objeto de evitar
cualquier anomalía en el cálculo de las leyes.
Es recomendable realizar una prueba piloto en mesa vibratoria, con el propósito de
evaluar su proceso.
50
BIBLIOGRAFÍA
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Project located in Zamora, Ecuador.
URL:http://www.cpamining.com/wp-content/uploads/2013/08/NI-43-101_Chinapintza-
Gold-Project_March-29-2013.pdf
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a partir de residuos gravimétricos”. Tecnologías limpias en industrias extractivas.
Jornadas Iberoamericanas. Santa Cruz – Bolivia. CYTED.
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Distrito Minero Nambija “Condominio Sur”. Loja: UTPL.
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1:1000000.
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Ecuador, escala: 1:1000000.
URL:http://www.geoportaligm.gob.ec/portal/index.php/descargas/geoinformacion/map
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Key worth, U.K.: British Geological Survey. Overseas Memoir 11, Quito.
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relaves provenientes de la industria minera artesanal de La Pangui-Chinapintza.
Loja-Ecuador. Universidad Técnica Particular de Loja.
51
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Ecuador: Editorial UTPL.
- Paladines, A. (2005). Los Recursos No Renovables del Ecuador Base para la
Planificación y Ordenamiento. Universidad Central Quito: Editorial Universitaria.
- Pávez, O. (2005). Apuntes de Concentración de Minerales II. Chile. Universidad de
Atacama.
- PRODEMINCA, E. d. (Junio 2000). Depósitos Porfídicos y Epi-Mesotermales
Relacionados con Intrusiones de la Cordillera El Cóndor (1ª Edición ed.). Quito,
Pichincha , Ecuador : Unidad de coordinación del Proyecto Prodeminca Proyecto
MEMBIRF 36-55 EC. Vol. 5.
- Rodriguez, B. (1996). Estudio Mineralurgico de Concentracion Gravimetrica y de
Flotacion para la recuperacion de oro a partir de arenas cianuradas de la compañía
ORENAS S.A. Guayaquil: ESPOL.
- Schneider, K. (2012). Podemos vivir sin oro, Pero no sin Agua”: Un estudio de la
Minería, sus Efectos y el Movimiento de Resistencia en Azuay, Ecuador.
- Wills B., Napier-Munn, (2006). Mineral Processing Technology: An introduction of ore
treatment and mineral recovery (7th Edition ed.). USA: Elsevier Science and
Technology Books .
ANEXOS
53
ANEXO 1. Ensayos de peso específico.
ENSAYO 1
P1 = 9.23 𝛾 =(𝑃2−𝑃1)
(𝑃3−𝑃1)−(𝑃4−𝑃2)
P2 = 10.16 𝛾 =(10.16−9.23)
(15.74−9.23)−(16.34−10.16)
P4 = 16.34 𝛾 = 2.81
P3 = 15.74
ENSAYO 2
P1 = 9.23 𝛾 =(𝑃2−𝑃1)
(𝑃3−𝑃1)−(𝑃4−𝑃2)
P2 = 10.16 𝛾 =(9.90−9.23)
(15.73−9.23)−(16.17−9.90)
P4 = 16.34 𝛾 = 2.92
P3 = 15.74
ENSAYO 3
P1 = 9.23 𝛾 =(𝑃2−𝑃1)
(𝑃3−𝑃1)−(𝑃4−𝑃2)
P2 = 10.16 𝛾 =(9.89−9.23)
(15.73−9.23)−(16.16−9.89)
P4 = 16.34 𝛾 = 2.87
P3 = 15.74
𝜸Total = 2.86
54
ANEXO 2. Ensayos Granulométricos determinados con el Software Moly-Cop Tools 3.0.
Granulometría a 0 minutos de molienda
Granulometría a 1 minuto de molienda
Moly-Cop Tools TM (Version 3.0)
Test ID :
TOTAL SAMPLE WEIGHT, grs 246.51 (Dry)
Mesh Mesh Cumm.
i # Opening Passing
grs % %
1 10 2000 0.26 0.11 99.89
2 18 1000 58.33 23.66 76.23
3 35 500 53.05 21.52 54.71
4 60 250 33.67 13.66 41.05
5 120 125 20.43 8.29 32.77
6 200 74 10.81 4.39 28.38
7 230 63 3.99 1.62 26.76
8 325 44 5.15 2.09 24.67
9 400 37 1.82 0.74 23.93
21 -400 0 59.00 23.93
TOTAL 246.51 100.00 D80 = 1132 mm D50 = 402 mm
Retained
Weight
PARTICLE SIZE DISTRIBUTION
RONALD CÓRDOVA ALARCÓN
1
10
100
10 100 1000 10000 100000
% P
assin
g in
dic
ate
d S
ize
Particle Size, microns
Moly-Cop Tools TM (Version 3.0)
Test ID :
TOTAL SAMPLE WEIGHT, grs 249.87 (Dry)
Mesh Mesh Cumm.
i # Opening Passing
grs % %
1 10 2000 0.00 0.00 100.00
2 18 1000 31.87 12.75 87.25
3 35 500 55.48 22.20 65.04
4 60 250 41.70 16.69 48.35
5 120 125 26.81 10.73 37.62
6 200 75 13.30 5.32 32.30
7 230 63 5.19 2.08 30.22
8 325 45 6.89 2.76 27.47
9 400 38 2.26 0.90 26.56
21 -400 0 66.37 26.56
TOTAL 249.87 100.00 D80 = 815 mm D50 = 270 mm
Retained
Weight
PARTICLE SIZE DISTRIBUTION
RONALD CÓRDOVA ALARCÓN
1
10
100
10 100 1000 10000 100000
% P
assin
g in
dic
ate
d S
ize
Particle Size, microns
55
Granulometría a 6 minutos de molienda
Granulometría a 16 minutos de molienda
Moly-Cop Tools TM (Version 3.0)
Test ID :
TOTAL SAMPLE WEIGHT, grs 249.40 (Dry)
Mesh Mesh Cumm.
i # Opening Passing
grs % %
1 10 2000 0.00 0.00 100.00
2 18 1000 0.52 0.21 99.79
3 35 500 3.10 1.24 98.55
4 60 250 31.31 12.55 85.99
5 120 125 54.51 21.86 64.14
6 200 74 31.43 12.60 51.54
7 230 63 12.25 4.91 46.62
8 325 44 13.37 5.36 41.26
9 400 37 5.15 2.06 39.20
21 -400 0 97.76 39.20
TOTAL 249.40 100.00 D80 = 211 mm D50 = 70 mm
Retained
Weight
PARTICLE SIZE DISTRIBUTION
RONALD CÓRDOVA ALARCÓN
1
10
100
10 100 1000 10000 100000
% P
assin
g in
dic
ate
d S
ize
Particle Size, microns
Moly-Cop Tools TM (Version 3.0)
Test ID :
TOTAL SAMPLE WEIGHT, grs 249.88 (Dry)
Mesh Mesh Cumm.
i # Opening Passing
grs % %
1 10 2000 0.00 0.00 100.00
2 18 1000 0.05 0.02 99.98
3 35 500 0.06 0.02 99.96
4 60 250 0.52 0.21 99.75
5 120 125 15.06 6.03 93.72
6 200 74 34.44 13.78 79.94
7 230 63 20.45 8.18 71.75
8 325 44 19.72 7.89 63.86
9 400 37 9.17 3.67 60.19
21 -400 0 150.41 60.19
TOTAL 249.88 100.00 D80 = 74 mm D50 = #¡DIV/0! mm
Retained
Weight
PARTICLE SIZE DISTRIBUTION
RONALD CÓRDOVA ALARCÓN
1
10
100
10 100 1000 10000 100000
% P
assin
g in
dic
ate
d S
ize
Particle Size, microns
56
Serie de Tamices ASTM
57
ANEXO 3. Parámetros de Molienda del material.
Di = 0.18 m
r = 0.09 m
Dext = 0.238 m
h = 0.25 m
Volumen Molino
𝑉 = 𝜋𝑅2ℎ
𝑉 = 𝜋(0.09𝑚)2(0.25𝑚)
𝑉 = 0.00636 𝑚3
Carga de molienda
1𝑚3 − − − − − − − −4500 𝑘𝑔
0.00636𝑚3 − − − − − 𝑥
𝑥 = 28.62 𝑘𝑔
28.62 𝑘𝑔 − − − − − − − −100 %
𝑥 − − − − − − − − − − − 40 %
𝑥 = 11.62 𝑘𝑔
El peso de la carga de molienda necesaria para este ensayo es 11.448 Kg.
Velocidad crítica
𝑉𝑐 = 42.3/√𝐷𝑒𝑥𝑡
𝑉𝑐 = 42.3/√0.238 𝑚
𝑉𝑐 = 86.70 𝑟𝑝𝑚
𝑉𝑐80% = 69.36
𝑉𝑐70% = 60.69
La Velocidad práctica utilizada en este trabajo es de 68 rpm.
58
ANEXO 4. Resultados del análisis de fluorescencia de rayos X (análisis 324).
Concentración %
MgO 0.22
Al2O3 16.70
SiO3 58.90
S 4.05
K2O 3.88
CaO 0.03
TiO2 0.14
V2O5 0.02
Cr2O3 0.05
MnO 0.17
Fe2O3 15.00
NiO 0.03
CuO 0.14
ZnO 0.07
As2O3 0.06
Rb 0.02
SnO2 0.35
WO3 0.06
PbO 0.05
ANEXO 5. Composición de Flux básico.
Flux Básico
Componentes Porcentajes
PbO (litargirio) 61.30 %
CO3 Na2 (Carbonato) 24.90 %
Na2B4O7 (Bórax) 9.95 %
SiO2 (Sílice) 3.85 %
59
ANEXO 6. Cálculo de ley de cabeza de oro y plata.
ENSAYO 1
𝐿𝑒𝑦 𝐴𝑢 =106 𝑥 𝑃𝑒𝑠𝑜 𝑂𝑟𝑜 (𝑔𝑟)
𝑃𝑒𝑠𝑜 𝑀𝑢𝑒𝑠𝑡𝑟𝑎 (𝑔𝑟)
𝐿𝑒𝑦 𝐴𝑢 =(106𝑥 0.00013 𝑔𝑟)
25.33 𝑔𝑟= 𝟓. 𝟏𝟑 𝒈/𝒕𝒐𝒏
𝐿𝑒𝑦 𝐴𝑔 =106 𝑥 𝑃𝑒𝑠𝑜 𝑃𝑙𝑎𝑡𝑎 (𝑔𝑟)
𝑃𝑒𝑠𝑜 𝑀𝑢𝑒𝑠𝑡𝑟𝑎 (𝑔𝑟)
𝐿𝑒𝑦 𝐴𝑔 =(106𝑥 0.00092 𝑔𝑟)
25.33 𝑔𝑟= 𝟑𝟔. 𝟑𝟐 𝒈/𝒕𝒐𝒏
ENSAYO 2
𝐿𝑒𝑦 𝐴𝑢 =106 𝑥 𝑃𝑒𝑠𝑜 𝑂𝑟𝑜 (𝑔𝑟)
𝑃𝑒𝑠𝑜 𝑀𝑢𝑒𝑠𝑡𝑟𝑎 (𝑔𝑟)
𝐿𝑒𝑦 𝐴𝑢 =(106𝑥 0.00017 𝑔𝑟)
25.02 𝑔𝑟= 𝟔. 𝟕𝟗 𝒈/𝒕𝒐𝒏
𝐿𝑒𝑦 𝐴𝑔 =106 𝑥 𝑃𝑒𝑠𝑜 𝑃𝑙𝑎𝑡𝑎 (𝑔𝑟)
𝑃𝑒𝑠𝑜 𝑀𝑢𝑒𝑠𝑡𝑟𝑎 (𝑔𝑟)
𝐿𝑒𝑦 𝐴𝑔 =(106𝑥 0.00097 𝑔𝑟)
25.02 𝑔𝑟= 𝟑𝟖. 𝟕𝟕 𝒈/𝒕𝒐𝒏
ENSAYO 3
𝐿𝑒𝑦 𝐴𝑢 =106 𝑥 𝑃𝑒𝑠𝑜 𝑂𝑟𝑜 (𝑔𝑟)
𝑃𝑒𝑠𝑜 𝑀𝑢𝑒𝑠𝑡𝑟𝑎 (𝑔𝑟)
𝐿𝑒𝑦 𝐴𝑢 =(106𝑥 0.00020 𝑔𝑟)
24.73 𝑔𝑟= 𝟖. 𝟎𝟏 𝒈/𝒕𝒐𝒏
60
𝐿𝑒𝑦 𝐴𝑔 =106 𝑥 𝑃𝑒𝑠𝑜 𝑃𝑙𝑎𝑡𝑎 (𝑔𝑟)
𝑃𝑒𝑠𝑜 𝑀𝑢𝑒𝑠𝑡𝑟𝑎 (𝑔𝑟)
𝐿𝑒𝑦 𝐴𝑔 =(106𝑥 0.0009 𝑔𝑟)
24.73 𝑔𝑟= 𝟑𝟔. 𝟑𝟗 𝒈/𝒕𝒐𝒏
ANEXO 7. Balance metalúrgico de mesa vibratoria segunda fase.
Primera etapa (número de sacudidas = 190)
𝐸𝑛𝑡𝑟𝑎𝑑𝑎 {𝑃𝑒𝑠𝑜 = 5 𝐾𝑔
𝐿𝑒𝑦 = 6.64 𝑝𝑝𝑚
𝐶𝑜𝑛𝑐𝑒𝑛 {𝑃𝑒𝑠𝑜 = 0.33574 𝐾𝑔
𝐿𝑒𝑦 = 52.71 𝑝𝑝𝑚
𝑀𝑒𝑑𝑖𝑜𝑠 {𝑃𝑒𝑠𝑜 = 1.50074 𝐾𝑔
𝐿𝑒𝑦 = 2 𝑝𝑝𝑚
𝐿𝑖𝑣𝑖𝑎𝑛𝑜𝑠 {𝑃𝑒𝑠𝑜 = 3.07978 𝐾𝑔
𝐿𝑒𝑦 = 3.2 𝑝𝑝𝑚
𝐸 = 𝐶 + 𝑀 + 𝐿
5𝐾𝑔 𝑥 6.64𝑚𝑔
𝐾𝑔= (0.33𝐾𝑔 𝑥 52.71
𝑚𝑔
𝐾𝑔) + (1.50𝐾𝑔 𝑥 2
𝑚𝑔
𝐾𝑔) + (3.079𝐾𝑔 𝑥 3.2
𝑚𝑔
𝐾𝑔)
33.2𝑚𝑔 = 17.70𝑚𝑔 + 3.00𝑚𝑔 + 9.86𝑚𝑔
33.2𝑚𝑔 = 30.55𝑚𝑔
𝑹𝒆𝒏𝒅𝒊𝒎𝒊𝒆𝒏𝒕𝒐 = (17.70
30.55) 𝑥100 = 𝟓𝟕. 𝟗𝟑 %
Segunda etapa (número de sacudidas = 290)
𝐸𝑛𝑡𝑟𝑎𝑑𝑎 {𝑃𝑒𝑠𝑜 = 5 𝐾𝑔
𝐿𝑒𝑦 = 6.64 𝑝𝑝𝑚
𝐶𝑜𝑛𝑐𝑒𝑛 {𝑃𝑒𝑠𝑜 = 0.525 𝐾𝑔
𝐿𝑒𝑦 = 60.755 𝑝𝑝𝑚
61
𝑀𝑒𝑑𝑖𝑜𝑠 {𝑃𝑒𝑠𝑜 = 2.0617 𝐾𝑔
𝐿𝑒𝑦 = 1.5 𝑝𝑝𝑚
𝐿𝑖𝑣𝑖𝑎𝑛𝑜𝑠 {𝑃𝑒𝑠𝑜 = 2.0899𝐾𝑔
𝐿𝑒𝑦 = 0.8 𝑝𝑝𝑚
𝐸 = 𝐶 + 𝑀 + 𝐿
5𝐾𝑔 𝑥 6.64𝑚𝑔
𝐾𝑔= (0.525𝐾𝑔 𝑥 60.755
𝑚𝑔
𝐾𝑔) + (2.061𝐾𝑔 𝑥 1.5
𝑚𝑔
𝐾𝑔) + (2.089𝐾𝑔 𝑥 0.8
𝑚𝑔
𝐾𝑔)
33.2𝑚𝑔 = 31.90𝑚𝑔 + 3.09𝑚𝑔 + 1.67𝑚𝑔
33.2𝑚𝑔 = 36.66𝑚𝑔
𝑹𝒆𝒏𝒅𝒊𝒎𝒊𝒆𝒏𝒕𝒐 = (31.90
36.66) 𝑥100 = 𝟖𝟕. 𝟎𝟏 %
ANEXO 8. Cálculo para ensayos de absorción atómica.
Absorción atómica = 0.37 mgAu /l
Aforo = 25 ml
Muestra = 25 gr
0.37 𝑚𝑔 𝐴𝑢
𝑙 𝑥 0.025 𝑙
0.0092 𝑚𝑔 𝐴𝑢
25 𝑔𝑟 𝑥 1000 = 0.368 𝑝𝑝𝑚
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