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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.
TRABAJO DE TITULACIÓN
AUTOR: Aguirre González, Edgar Andrés
DIRECTOR: Sanmartín Gutiérrez, Víctor Aurelio, Mgs.
CODIRECTOR: Quintuña Espín, Juan Carlos, Ing.
LOJA – ECUADOR
2016
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, 2016
ii
APROBACIÓN DEL DIRECTOR DEL TRABAJO DE TITULACIÓN
Magíster.
Sanmartín Gutierrez Víctor Aurelio.
DOCENTE DE LA TITULACIÓN
De mi consideración:
El presente trabajo de titulación: Evaluación de los Procesos en la Planta JD, sector La
Herradura, distrito Minero Chinapintza, provincia de Zamora Chinchipe realizado por Edgar
Andrés Aguirre González, ha sido orientado y revisado durante su ejecución, por cuanto se
aprueba la presentación del mismo.
Loja, marzo de 2016
f) . . . . . . . . . . . . . . . . . . .
iii
DECLARACIÓN DE AUTORÍA Y CESIÓN DE DERECHOS
“Yo Aguirre González Edgar Andrés declaro ser autor del presente trabajo de titulación:
Evaluación de los Procesos en la Planta JD, sector La Herradura, distrito Minero Chinapintza,
provincia de Zamora Chinchipe, de la Titulación de Geología y Minas, siendo Sanmartín
Gutierrez Víctor Aurelio director y Quintuña Espín Juan Carlos co-director del presente trabajo; y
eximo expresamente a la Universidad Técnica Particular de Loja y a sus representantes legales
de posibles reclamos o acciones legales. Además certifico que las ideas, conceptos,
procedimientos y resultados vertidos en el presente trabajo investigativo, son de mi 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 o trabajos de titulación que se realicen con el apoyo
financiero, académico o institucional (operativo) de la Universidad”
f: ..............................................................
Autor: Aguirre González Edgar Andrés
Cédula: 110561908-2
iv
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.
.
v
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.
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 __________________________________________________________________ 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
2.1 Ubicación ___________________________________________________________ 9 2.2 Acceso _____________________________________________________________ 9 2.3 Clima ______________________________________________________________ 9 2.4 Topografía, elevación y vegetación ______________________________________ 10
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
4.1.5.1 Agitación. ____________________________________________________ 28 4.1.5.2 Cianuración. __________________________________________________ 29 4.1.5.3 Percolación. __________________________________________________ 30
vii
4.1.5.4 Fundición. ____________________________________________________ 30
CAPÍTULO V _______________________________________________________________ 32 PROCESOS METODOLÓGICOS EN CAMPO Y LABORATORIO ______________________ 32
5.1 Concentración gravimétrica _____________________________________________ 33 5.1.1 Muestreo. _______________________________________________________ 33
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
5.3.3 Análisis químico. __________________________________________________ 45 5.3.3.1 Tostación. ____________________________________________________ 46 5.3.3.2 Fusión- Copelación. ____________________________________________ 46 5.3.3.3 Digestión. ____________________________________________________ 47 5.3.3.4 Refogado. ____________________________________________________ 48 5.3.3.5 Lectura por Absorción atómica. ___________________________________ 49
5.4 Consumo hídrico. ___________________________________________________ 50 5.5 Consumo energético ______________________________________________ 51 5.6 Análisis Estadístico Descriptivo ______________________________________ 51
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
6.5.2 Punto 2 (Artesa) __________________________________________________ 58 6.5.2.1 Análisis granulométrico. _________________________________________ 58 6.5.2.2 Análisis malla valorada. _________________________________________ 59
6.5.3 Punto 3 (Salida de Tubo). __________________________________________ 60
viii
6.5.3.1 Análisis granulométrico. _________________________________________ 60 6.5.3.2 Análisis malla valorada. ________________________________________ 62
6.5.4 Punto 4 (Bayetas) ________________________________________________ 63 6.5.4.1 Análisis Granulométrico. ________________________________________ 63 6.5.4.2 Análisis malla valorada. ________________________________________ 64
6.5.5 Punto 5 (Relave). _________________________________________________ 65 6.5.5.1 Análisis Granulométrico. ________________________________________ 65 6.5.5.2 Análisis malla valorada _________________________________________ 66
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
6.8 Consumo hídrico ___________________________________________________ 74 6.9 Consumo energético ________________________________________________ 75
CONCLUSIONES ___________________________________________________________ 76 RECOMENDACIONES _______________________________________________________ 78 BIBLIOGRAFÍA _____________________________________________________________ 79 ANEXOS __________________________________________________________________ 81
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
proceso de cianuración es de 60%.
Palabras claves: Oro. Minería. Extracción artesanal. Zamora Chinchipe. Ecuador.
2
ABSTRACT
This research was conducted in the mining area "La Herradura" located in the mining field
Chinapintza, parroquia Nuevo Quito, cantón Paquisha; in the province of Zamora Chinchipe, in
order to determine the efficiency of two artisanal process such as gravity concentration and
cyanidation, development was carried out systematic sampling of the material, resulting in
performance variables such as: specific gravity, mineralogy, grain, valued and tenors gold and
silver mesh. Obtaining 2.87 g / cm3 in specific gravity; sphalerite, pyrite, quartz, rhodochrosite,
microcline, and biotite in cerusita mineralogical analysis; the D80 in the particle sizes most were
between the mesh # 60 and # 120, in the meshes valued the highest percentage of gold mesh #
200 and # 400, gravimetric concentration 7.73 g / t gold was obtained and 100.40 g / t silver. In
cyanidation an income of 89.84 grams of gold and gold in cyanide solution recovered 53.60 g
was obtained. Gravity concentration at 54% efficiency was obtained, while the efficiency
cyanidation process is 60%.
Keywords: Gold. Mining. Artisanal mining. Zamora Chinchipe. Ecuador.
3
INTRODUCCIÓN
La falta de conocimiento y recursos en la recuperación de oro en las plantas mineras
artesanales del Ecuador especial en la provincia de Zamora Chinchipe presentan una serie de
problemas en cuanto a su producción y productividad, pues el mal estado de la maquinaria
utilizada y perdidas en la recuperación del oro traen como consecuencias un bajo nivel
productivo. Una de las grandes limitantes para establecer el nivel de esta problemática, es el
desconocimiento de datos específicos que permitan cuantificar, determinar y comparar el costo
de producción que resulta de recuperar el mineral, con el ingreso que origina la mina y la planta
en el momento de liquidar el mineral.
Para ello es necesario el levantamiento de información que permita tener idea de las pérdidas
de material rico en oro que se pueda estar desaprovechando en la salida del molino o trapiche,
en la salida hacia los relaves y en la limpieza de la artesa de los concentradores al término de la
jornada de molienda, al igual que un levantamiento de información acerca de la maquinaria
utilizada tanto en consumos energéticos como en el consumo de agua que se esté
consumiendo para recuperar el oro en esta planta.
La ejecución de esta investigación va encaminada a análisis y ensayos de laboratorio que
permitan obtener de un cierto modo resultados exactos que determinen las leyes de oro y plata
en los diferentes puntos de cada uno de los procesos en planta, para evaluar su eficiencia, de
esta manera, la planta JD estudiada sirva de modelo para otras plantas artesanales de la zona,
en caso de deficiencia productiva y optimicen sus proceso de beneficio de oro y plata.
4
CAPÍTULO I
GENERALIDADES
5
1.1 Antecedentes y Justificación.
La minería en el Ecuador de acuerdo a registros arqueológicos datan de aproximadamente
3500 años antes de cristo, en la cultura Valdivia en la cual la metalurgia ya es muy desarrollada
y muy bien elaborada.
Las primeras exploraciones del área fueron llevadas a cabo en el periodo de 1988-1991, por
Pachicutza CEM (Compañía Económica Mixta), asociación temporal de la empresa DINE
(División de Industrias del Ejército Ecuatoriano); posteriormente, en 1991 continuaron con
exploraciones sistemáticas en el área realizadas por Prominex UK, seguida por TVX Gold, bajo
el nombre de Cóndor Mining, quienes adquirieron concesiones de la empresa temporal DINE y
de Chalupas Mining; la cual realizaron estudios en el denominado Proyecto Cóndor de Oro,
como resultado se tuvo la realización de la geología de superficie y trabajos de cartografía
subterráneos. En el periodo de 1994-1995 TVX Gold construyo accesos de carreteras locales e
hizo 29000 metros de perforación en el sistema de vetas y brecha; luego en el periodo de 1996-
1997 TVX Gold, construyó un túnel exploratorio de 725 metros a lo largo cortando el nivel del
sistema de Chinapintza, en donde se muestrearon todas las vetas principales, brechas, diques y
rocas encajantes pertenecientes al sistema; pero TVX Gold en 1998 se retiró de la búsqueda de
metales preciosos y se encamino a la búsqueda de pórfidos de cobre dentro del Campo de
Chinapintza y continuo hacia el Sur con procesos exploratorios y de perforación con anomalías
geoquímicas de pórfido de Cu ± Au en El Hito y Santa Bárbara; además se realizaron otros
trabajos exploratorios más recientes que fueron ejecutados desde el 2001 por la compañía
Ecometals Ltda. Anteriormente Goldmarca Ltda y Ecuasaxon S.A. quienes adquirieron la
concesión Jerusalén ejecutada por la compañía Dinasty Metals desde Ecuamining S.A., en el
2003 Ecuasaxon S.A. transfirió la concesión de Jerusalén a Elipe S.A., empresa asociada a la
gestión compartida; posteriormente, en el 2012 Guangshou Ecuador Drills realiza perforaciones
de diamantina con 756 metros de perforación inclinada; hasta la actualidad se está llevando a
cabo la minería a pequeña escala por una tercera vez por cuenta propia, con el permiso de
Elipe S.A. quien recibe el 25% de la producción minera en el denominado Proyecto Jerusalén
(Prodeminca, 2000).
La Cordillera del Cóndor ha sido una de las más importantes zonas auríferas en el Ecuador,
especialmente por su oro aluvial, desde tiempos de la época pre-colonial; exploraciones en el
año de 1981 descubren el famoso depósito de alto grado de Nambija, cerca de la ciudad de
Zamora. Por los años de 1982-1984 las exploraciones se extienden hacia el Oriente, al Este del
6
cinturón de Nambija, junto al límite de frontera con el Perú, donde se inicia actividades mineras
informales y posteriormente trabajos de exploración con empresas extranjeras y nacionales
(Prodeminca, 2000).
Al este de Nambija se encuentra el depósito de Chinapintza en la cual se han encontrado
depósitos relacionados con el arco volcánico Misahuallí en este depósito se han encontrado
vetillas de 0,5 m de potencia de cuarzo con un alto contenido de oro (Gemuts I., López G., M
Jiménez F. 992), siendo las reservas probables del orden de 12 toneladas de oro y 180
toneladas de plata, con leyes de 50 g/t de oro y 126 g/t de plata (A. Paladines y J. Soto, 2010,
p.170).
La Planta de recuperación de Oro JD-CH se encuentra ubicada en el Campo Minero de
Chinapintza, en la parte sur oriental del Ecuador. Pertenece a la parroquia Nuevo Quito,
ubicado a 78°40´17 de latitud Sur, al SE del cantón Paquisha de la Provincia de Zamora
Chinchipe. Las poblaciones cercanas de esta zona minera está conformada por etnias shuar,
saraguros, mestizos y otros que pertenecen a la parroquia rural Nuevo Quito del cantón
Paquisha, la mayor parte de la población entre un 80-85% está vinculada a la actividad minera
no tecnificada, específicamente a la recuperación del oro (Au), uno de los minerales de interés
económico en la zona, y el 15-20% restante se dedica a labores vinculados con la madera,
comercio y venta de víveres.
Debido a esto, con el fin de plantear prácticas de minería responsable enfocadas al nuevo plan
del buen vivir en la cual nos habla el objetivo 11 “Asegurar la soberanía y eficiencia de los
sectores estratégicos para la transformación industrial y tecnológica”, con este objetivo se ha
planteado esta investigación que va encaminada a cuantificar la eficiencia de una planta, el
tema que nos hemos trazado se titula “Evaluación de los procesos en la Planta JD, sector La
Herradura, distrito minero Chinapintza, provincia de Zamora Chinchipe”, la cual tiene la finalidad
de realizar un diagnóstico global de cada uno de los procesos involucrados en el beneficio de
los minerales de oro, plata y de los gastos energéticos e hídricos que van a incidir en la
eficiencia y sobre todo en el costo-producción de la planta.
De esta manera el presente trabajo puede servir como modelo para la minería artesanal de esta
zona, para mejorar los procesos productivos, disminuir costos de operación y reducir el impacto
ambiental que presenten estas plantas.
7
1.2 OBJETIVOS.
Realizar la evaluación de los procesos productivos de la planta artesanal JD ubicada en
la provincia de Zamora Chinchipe, en el distrito minero Chinapintza a través de balances
metalúrgicos y análisis energéticos e hídricos.
Realizar muestreos sistemáticos a cada hora durante el periodo de una jornada de
molienda en cada punto designado, para tomar muestras que serán evaluadas y el
levantamiento de información para realizar el balance de materia.
Realizar un muestreo durante una jornada de cianuración en los distintos puntos
designados, para tomar muestras que serán evaluadas y analizadas en el laboratorio.
Caracterización del mineral de cabeza: mineralogía, peso específico, granulometría y
tenor de oro y plata.
Caracterización de las muestras que serán tomadas de cada punto del molino:
granulometría y tenor de oro y plata.
Caracterización de las muestras cianuradas y no cianuradas que serán tomadas durante
la jornada de cianuración: granulometría, malla valorada, tenores de oro y plata.
Determinación de la eficiencia o rendimiento de la planta a partir de los resultados
obtenidos.
Evaluación del gasto energético e hídrico de la planta.
8
CAPÍTULO II
DESCRIPCIÓN DE LA ZONA DE ESTUDIO
9
2.1 Ubicación.
La planta JD se encuentra ubicada en la zona minera “La Herradura” localizada en el campo
minero Chinapintza, parroquia Nuevo Quito del Cantón Paquisha; en la provincia de Zamora
Chinchipe. Regionalmente el distrito minero Chinapintza se encuentra ubicado en la zona
Subandina, en la cordillera de El Cóndor junto a la frontera con el Perú (A. Paladines y J. Soto,
2010, p.169).
2.2 Acceso.
Para acceder a la zona de estudio desde la ciudad de Loja a Zamora, tenemos una vía de
primer orden con pavimento de concreto y bien señalizada, desde Zamora continua con
pavimento de asfalto toda la Troncal Amazónica (Ruta E45), de Zamora continuamos hacia el
Cantón Centinela del Cóndor- Zumbi igualmente una vía asfaltada (Imagen 1).
Imagen 1. Ruta de acceso Loja- Chinapintza.
Fuente: Google Maps.
2.3 Clima. El sector “Chinapintza” se encuentra ubicado en la Sierra del Cóndor cerca del ecuador a gran
altitud en la región amazónica ecuatoriana, se lo ha denominado como un clima "isotérmica"
con temperaturas medias y precipitaciones fuertes.
Diariamente las temperaturas oscilan entre 18°C y 29°C, con una temperatura media diaria de
22°C. En el orden de 2 m y 4 m de caídas de lluvia al año, las precipitaciones más fuertes se
producen entre febrero y abril, sin embargo pueden ocurrir en cualquier momento del año. El
promedio de humedad es del 80% durante todo el año, cubierto de niebla y nubes durante la
estación lluviosa.
10
2.4 Topografía, elevación y vegetación.
El sector de estudio se encuentra ubicado al SO de la región amazónica del Ecuador, en la
parte occidental de la Cordillera del Cóndor dentro de la Cordillera Real de Chinapintza, en la
frontera entre Ecuador y Perú, el lugar de estudio presenta una topografía fuerte e irregular muy
accidentada con pendientes que van de medianamente fuerte a fuerte, las elevaciones dentro
del área de estudio fluctúan los 1600 m.s.n.m y 1900 m.s.n.m con un rango de mineralización
vertical > 400 m. Las montañas están cubiertas de bosques típicos tropicales y densa
vegetación, típica de bosques tropicales (Chinapintza Gold Project, 2013).
11
CAPÍTULO III
GEOLOGÍA DE LA ZONA DE ESTUDIO
12
3.1 Evolución geológica.
Durante el Triásico Superior se depositaron las formaciones Isimanchi y Santiago en un
ambiente de Rift (Chinapintza Gold Project; 2013) y en el caso de la Santiago continuó su
depositación hasta el Jurásico Temprano. Esta fue después intruida por el batolito de Zamora
en el Jurásico Temprano (Baby et al; 2013).
Primeras apariciones del Batolito de Zamora comprenden rocas ígneas equigranulares de grano
medio, entre ellas granodiorita, tonalita, diorita y monzogranito de fenocristales de feldespato
que se emplazaron en el Jurásico Temprano. Acompañado por diques y stocks de hasta 2Km
de diámetro, que incluyen pórfidos de feldespato + hornblenda ± cuarzo de composición
dacítica o andesítica. (Drobe et al. 2013). Estas intrusiones han dado origen a los yacimientos
Mirador, Fruta del Norte y posiblemente a Chinapintza. Sin embargo su edad no está del todo
clara debido a que varias dataciones se han realizado en las rocas de este distrito minero;
Litherland et al. (1994) las data con una edad de 153-156 Ma con técnica de K-Ar, Mc. Clelland
(2010) obtiene una edad de U-Pb de 157,7 ± 1,4 Ma de un dique de dacita mineralizado. Estas
dos dataciones le asignan una edad del Jurásico Tardío a la mineralización de Chinapintza. Sin
embargo, existe una edad de U-Pb de 30,6± 1,4 Ma de una riodacita subvolcánica en parte
mineralizada, lo cual sugiere una edad de Oligoceno (Drobe et al. 2013).
Según estudios de PRODEMINCA (2000), hay varias intrusiones atravesando el batolito de
Zamora (granodiorita) y a la formación Hollín del Cretácico Inferior. En el túnel TVX
(PRODEMINCA; 2000) se dató una mica con técnica K-Ar, la edad fue de 96±10 Ma,
considerando del Cretácio Tardío. Tanto PRODEMINCA (2000) como Drobe et al. (2013)
indican que hay diques en el Distrito minero Chinapintza que atraviesan a la formación Hollín.
Por lo tanto la mineralización ocurrió entre el Cretácico Tardío y el Oligoceno, siendo este último
el periodo más probable, o en su defecto, pudieron haber ocurrido varias mineralizaciones
durante ese tiempo.
3.2 Geología Regional.
El sector minero de La Pangui-Chinapintza se encuentra en la cordillera del Cóndor, entre la
cordillera de los Andes en el Oeste, forma parte de un significativo cinturón trans-arco plegado
13
de empuje de edad Jurásico-Cretácico. Intruyendo a gran parte de este complejo, hasta el
Cretácico inferior, con presencia regional está el Batolito de Zamora. (Chávez, 2008).
La geología involucra formaciones comprendidas 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 (Chávez, 2008).
La falla Nangaritza, pone en contacto al Oeste en contacto a un bloque hundido conformado por
rocas más jóvenes que las rocas del Jurásico a Cretácico, que es donde aflora la Formación
Santiago en el sector de Shaime, en tanto que al Norte, en Surmi, aflora la Formación Hollín y
en la parte alta de la Cordillera de Tzunantza, Mina Real Nambija, las formaciones Napo y
remanentes de la Tena (Chávez, 2008).
3.3 Litología regional del campo minero Chinapintza.
Incluye el batolito río Mayo y extensiones mayores descubiertas al N y al E. Es un batolito
elongado (~200 km de largo por ~50 km de ancho), segmentado en 3 por las fallas La Canela y
Nangaritza. Forma la parte sur de la unidad Granitoides Zamora. Varias dataciones K-Ar caen
en un rango de 152-180 Ma (Kennerley, 1980) y otras Rb- Sr dan edades variables (Litherland
et al., 1994). La edad es incierta pero por la frecuencia dada por las dataciones probablemente
está entre 170 y 190 Ma. La litología está dominada por granodioritas de hornblenda-biotita y
dioritas. Granitos verdaderos son raros. Rocas porfiriticas y subvolcánicas son comunes en el
área de Guayzimi. También hay rocas subvolcánicas de grano más fino asociados
probablemente con pilas volcánicas co-magmáticas que se muestran como unidad Misahualli.
Muchos de estos centros se observa que son de transición y co-magmáticas con la fase
plutónico (Litherland et al., 1994).
La formación tiene 2000 m de espesor, comprende una inmersión bajo, secuencias de
metamorfismo de calizas grises silíceas, areniscas calcáreas, turbidez en lugares y pizarras
negras. Hacia el oeste, en afloramientos a lo largo de la nueva carretera a Santiago, turbiditas
calcáreas del grado Formación Santiago lateralmente en una secuencia de tipo continental de
limolitas grises tufáceas y areniscas con flujos de lava basáltica que contienen estructuras de
14
almohada en lugares (Aspden y Litherland, 1992), una secuencia que corresponde a la
Formación litológicamente Chapiza. Por tanto, parece que al menos la base de la Formación
Chapiza podría ser el equivalente lateral de la parte superior de la Formación Santiago
(Cobbing et al., 1981; Jaillard et al., 1990).
Fueron nombrados los "basaltos y tobas Misahualli” por Watson y Sinclair (1927); y éstos
forman la parte superior Misahuallí miembro de la formación Chapiza (Tschopp, 1953), con un
espesor de hasta 2000 m. Misahuallí incluye todas las rocas volcánicas de tipo Continental- de
la zona sub-andina conocida, o que se considera, esencialmente, de la edad jurásica, que
recubre la formación Santiago Jurásico inferior y cubierta por la formación Hollín de edad
Aptiano-Albiano. La edad del Arco volcánico Misahualli no está bien definida Hall y Calle (1982),
citan una edad de 132 Ma, Litherland et al (1994), reportan rocas que son cortadas por el
granito de Abitagua (162 ± 3,3 Ma) y lavas y diques con edades de 230 ± 14 Ma y 143 ± 7 Ma.
Está constituida por brechas volcánicas con intercalaciones de pequeños diques adesíticos,
más o menos basálticos, variando a andesitas porfiríticas. La mineralización de sulfuros,
representados por pirita, calcopirita, molibdenita, trazas de pirrotina, esfalerita, galena, y como
ganga hematina y calcita (Chávez, 2008).
Aflora a lo largo del río Hollín que desemboca en el Misahuallí, 8 km al Este de Tena. Es una
arenisca de grano media a gruesa, maciza o con estratificación cruzada, con intercalaciones
escasas de lutitas arenosas. Generalmente sobreyace a la Formación Napo. En el flanco Este
de la Sierra Cutucú descansa en discordancia angular sobre la Formación Chapiza, en el Oeste
de la misma sierra yace sobre la Formación Santiago y en varios ríos aparece encima de la
Formación Misahuallí. Alcanza hasta 200 m de espesor. Estudios señalan la base de edad
Aptiana y la mayoría de la formación data del Albiano (Watson y Sinclair, 1927).
15
El pórfido de Chinapintza es el huésped principal del sistema de vetas al Norte de la Falla
Pangui Alto y comprende varios tipos y facies composicionales diferentes. Los pórfidos
andesíticos no fueron examinados y no están expuestos en el túnel TVX. Los presentes en la
sección principal del túnel pueden ser agrupados en dos asociaciones en base a su
composición y a la presencia de fenocristales hornbléndicos: pórfidos riodacíticos de cuarzo ±
feldespato (SI 0,05- 0,28) y diques microporfídicos de cuarzo (SI 0,16-0,24). Los diques
porfídicos de mica + feldespato +cuarzo (SI 0,25- 0,33); y pórfidos dacíticos de cuarzo +
hornblenda ± feldespato (SI 0,09- 2,54) y diques de dacita hornbléndica (SI 0,28- 0,26)
(Prodeminca, 2000).
El pórfido está caracterizado por tener un rumbo variable entre W-NW y N-NW con espesor
entre 0,5 a 10,0 metros que en su mayoría se están encajados dentro del cuerpo. Son pórfidos
y micropórfidos de cuarzo ± plagioclasa que varían composicionalmente de dacita a riolita. La
mayoría están completamente alterados a sericita- ilita y cuarzo con cantidades menores o
vestigios de clorita, biotita, hornblenda, moscovita, carbonato y accesorios (esfena, apatito y
opacos). Los diques ocupan en parte las mismas estructuras que las vetas y fallas
mineralizadas, y presentan una diseminación de sulfuros (Prodeminca, 2000).
3.4 Geología local.
El Campo minero de Chinapintza está dentro de un complejo volcánico-subvolcánico calco-
alcalino subaéreo siliceo a intermedio de edad Cretácico Inferior. El Batolito de Zamora de edad
jurásica forma el basamento de este complejo y comprende localmente granodiorita
hornbléndica de megacristales de pertita (y oligoclasa) de grano grueso a muy grueso. Exhibe
localmente una foliación cataclástica y/o esta brechificada y propilitizada. El cuarzo muestra un
alineamiento direccional. Las zonas de brechas pueden contener también clastos angulosos de
pórfido de cuarzo (transicional a la granodiorita gruesa), andesita y andesita basáltica. Las
facies/ diferenciados de alto nivel de la granodiorita son: 1) un compuesto altamente magnético
de composición granodiorítica- monzodiorítica porfídica de hornblenda ± feldespato con hasta
un 10% de megacristales de hornblenda (b:c= 1-2:1), 2) una microtonalita horbledica con un
contenido en minerales máficos de hasta el 15%, y 3) un micropórfido de plagioclasa de un tipo
similar a las intrusiones de El Hito y Santa Bárbara (Prodeminca, 2000).
16
La secuencia volcano-sedimentaria del Cretácico Inferior, buzando moderadamente al E y SE,
esta conservada en parches como enclaves de techo en el pórfido Chinapintza y ocupan las
partes altas a lo largo de la frontera (Reina del Cisne). Las volcanitas comprenden en su
mayoría tobas riolíticas a riodacíticas cuarzo-fíricas y brechas de toba. Las facies más
conspicuas son lapilli lítico de caída aérea bien estratificado y tobas de ceniza-lapilli con
alternancias localmente bien desarrolladas de cenizas finas con capas finas de lapilli de
acreción. Los pliegues de flujo postdeposicional y estructuras de “slump” son comunes.
Tambien estan presentes gruesas unidades de brechas de toba y tobas de cristales (< 10% de
feldespato y < 3% de cuarzo) riolíticas a riodacíticas localmente soldadas. Las brechas de toba
comprenden clastos subangulosos a sub-redondeados matrizportados de hasta 20 cm de ancho
(normalmente <8 cm) (Prodeminca, 2000).
En la secuencia volcanosedimentaria están emplazados plutones, stocks y diques porfídicos.
Las mayores intrusiones incluyen el pórfido dacítico de Biche, el pórfido andesítico a riodacítico
de Chinapintza y el pórfido riolítico de Campamento Mirador (Imagen 4). Los pórfidos riolíticos,
que comprenden dominantemente los stocks y diques más pequeños, postdatan claramente la
suite riodacita/ dacita/ andesita (Prodeminca, 2000).
Dos complejos de brechas freatomagmáticas han sido identificados dentro del área: 1) el
complejo Los Cuyes que está asociado con el stock riolítico porfídico de Campamento Mirador y
tiene su techo en volcanitas riolíticas, y 2) el complejo La Soledad- San José que está aislado
dentro de la granodiorita del Batolito de Zamora. Ambas son subcirculares de c. 0,5 km de
diámetro y ambas alojan brechas hidrotermales mineralizadas, “stockworks” y diseminaciones
de sulfuros (Prodeminca, 2000).
17
Imagen 2. Geología del campo minero Chinapintza- La Herradura.
Fuente: Prodeminca, 2000.
El enjambre de vetas se extiende al menos 5 km, pero está mejor desarrollado dentro del
Pórfido Chinapintza en un intervalo de c. 1,5 km (Imagen 3). Está constituido, generalmente, de
vetas de espacios abiertos y vetas de falla con un rango de espesores de hasta 2 metros
mientras que los sulfuros masivos raramente exceden los 50 cm de ancho y normalmente son
inferiores a 30 cm. Hacia arriba tienen una pronunciada tendencia a ensancharse y localmente
evolucionan a zonas tirantes, “stockworks” y brechas. Las vetas que no se dividen con la altura
18
pueden engrosarse en un orden de magnitud, pero la forma más común de desarrollo es que se
bifurquen en juegos anastomosados de vetas que individualmente puede alcanzar un metro de
espesor. Esta geometría está reflejada a varias escalas dentro de este campo de mena. En las
salbandas se desarrollan comúnmente vetas subsidiarias o un “stockwork” de vetillas
polidireccionales (Prodeminca, 2000).
El azimut de las vetas principales es 295- 360o (promedio 330- 350o) y son verticales o
fuertemente inclinadas (ej. >65o) a cada lado de la vertical, pero con una mayor tendencia al
NE. Al nivel del túnel principal de TVX la mayoría de las vetas son verticales o buzan al NE,
excepto las vetas Loayza (75- 90o/SW) y Macas 1 (70- 75o/SW), pero parece que no hay
dirección constante de buzamiento en las partes más altas del sistema. En el sistema de vetas
Pineda, las principales tienen direcciones de buzamiento opuestas. La evidencia indica que
hacia arriba los sistemas de vetas se abren en forma de abanico. Lo que no está establecido es
si se abren de forma simétrica a cada lado de la falla principal, a lo largo del sistema de vetas
Loayza, o si las fallas principales tienen un buzamiento preferencial hacia NE (Prodeminca,
2000).
La falla más importante es la de La Pangui Alto (buzamiento 50- 60O SE) que causa un pequeño
desplazamiento dextral del sistema de vetas Peñalosa Ecuminas. Otras vetas transversales
fueron observadas en Qda. Robert Ruiz, sector Viche Conguime. Estas vetas estan constituidas
por sulfuros masivos (pirita- esfalerita- galena) pero tienen un bajo contenido de oro. Las
relaciones temporales con el sistema principal de vetas son un poco ambiguas puesto que la
dilatación de las inflexiones NE- SW (evidente de los lentes sigmoides de brecha) de la Falla
Pangui Alto sugieren que hubo un desplazamiento anterior de componente siniestral (Imagen3)
(Prodeminca, 2000).
Las zonas de brecha dentro del pórfido de Chinapintza incluyen, localmente fragmentos de
riolita cuarzo-fírica y han explotado claramente estructuras pre-existentes intruidas por diques.
Las brechas estan variablemente silicíficadas y piritizadas y localmente bordeadas por
mineralización en “stockwork”. La pirita aparece como una densa diseminación o como cuerdas
irregulares y parches dentro de un fondo de escasa diseminación de sulfuros (Prodeminca,
2000).
19
Imagen 3. Mapa del sistema de vetas de Chinapintza.
Fuente: Prodeminca, 2000.
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. Este tipo incluyen a yacimientos:
20
Asociados con un centro volcánico calco-alcalino y que forman un extenso campo de
vetas.
Exhiben conducción de los fluidos dentro de un fuerte control estructural.
La mineralización es producto de la intrusión y se centra en las zonas de brechas
permeables, fracturas y fallas ocupadas por intrusiones tardías.
Las vetas y veta-brechas alimentadoras pasan hacia arriba a amplias zonas de mena en
forma de enjambres de vetillas, “stockworks” y brechas.
Caracterizado por un alto contenido de plata: el oro está principalmente como electrum y
puede estar acompañado con plata aurífera o nativa.
El carbonato y el manganeso son componentes importantes de la ganga.
Alteración es dominantemente de tipo filítica-argílica pero caracterizada por la
asociación de adularia-sericita (en Chinapintza la adularia está totalmente argilizada).
En el campo Chinapintza las vetas están mejor desarrolladas en los pórfidos dacíticos
subvolcánicos y están claramente asociadas con intrusiones más tardías de pórfido riolítico. En
las volcanitas permeables suprayacentes la mineralización es comúnmente más difuso
(“stockworks” y diseminaciones) y de bajo grado. Se atribuye el contraste entre el estilo de
mineralización en los pórfidos y los volcánicos relacionados, como una función de
permeabilidad de las litologías (Prodeminca, 2000).
El principal control de la distribución de las mineralizaciones 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).
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 oxidos de hierro. Las vetas son típicamente
complejas (poliaxiales) y comprensión 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
(procedente de feldespato), pirofilita y smectita en la ganga. Los sulfuros identificados incluyen
pincipalmente pirita y esfalerita, con cantidades generalmente subordinadas de galena
arsenopirita y pirrotina y cantidades menores o trazas de calcopirita, bornita y tennantita-
21
tetraedrita. Los minerales secundarios de Pb incluyen piromorfita y anglesita y los de Cu
incluyen covelina, calcosina y malaquita (Prodeminca, 2000).
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).
La paragénesis es completa con los sulfuros mayores, pirita, pirrotina, esfalerita, galena y
arsenopirita presentes, tanto en fases tempranas como tardías. Se pueden identificar tres fases
de deposición de minerales que se distinguen principalmente por el carácter de la asociación
mineralógica de la ganga. Los carbonatos finos tempranos son mayormente de color rosado,
estan formados principalmente por carbonatos de manganeso (rodocrosita, kutnahorita y
rodonita), mientras que el carbonato grueso de la fase intermedia localmente es siderita
(carbonato de Fe), especialmente donde hay dominio de pirita/pirrotina. Se han identificado
varios tipos de esfalerita: una fase manganífera temprana de color café oscuro o marron rojizo
con inclusiones de calcopirita, pirita, pirrotina y tennantina, y una fase tardía de color amarillento
y sin inclusiones. La esfalerita gruesa de la fase principal muestra, en las cotas altas, una
zonificación de color entre amarillo y café oscuro (Prodeminca, 2000).
22
CAPÍTULO IV
PROCESOS DE METALURGIA EXTRACTIVA DE LA PLANTA “PINTA BRAVA”, CHINAPINTZA
23
4.1 Proceso de metalurgia extractiva. El proceso metalúrgico extractivo de la planta “Pinta Brava” se encuentra dividida en varias
etapas de procesamiento comenzando desde el molino o trapiche el que se encarga de
fragmentar y moler la roca, las canaletas las que tienen como objetivo capturar el oro fino
mediante concentración gravimétrica, el molino de barras o chanchas en las que se recupera el
oro y la plata mediante la amalgamación y el proceso de cianuración el cual se encarga de
procesar la arena de los relaves mediante la hidrometalurgia (cianuración).
El molino chileno utilizado en esta planta está compuesto por un motor eléctrico de 10 hp, este
motor está conectado a una polea pequeña de 5,5 pulgadas de diámetro el mismo que vincula a
una polea más grande de 21 pulgadas, esta mueve engranajes los cuales conectan a una polea
de 8 pulgadas de diámetro la cual enlaza a una más grande de 47 pulgadas, esta polea mueve
un eje de acero el cual conecta dos ruedas de 1,12 metros de diámetro que pesan
aproximadamente 1,5 ton, las poleas sirven para disminuir las 2000 rev/min que tiene el motor a
18 rev/min para que la molienda sea optima debido a que el material es duro, el molino es
alimentado de material aproximadamente de 10 a 15 paladas cada 10 minutos lo que equivale
aproximadamente a 0,07 m3 por minuto.
El molino está conectado a una bomba de agua de 2 hp que expulsa alrededor de 0,62 m3 de
agua por hora, el agua sirve para que el material ingresado y que se encuentra moliéndose
dentro del trapiche salga en forma de pulpa, el oro grueso del fino es filtrado por 2 mallas una
gruesa y una fina (Imagen 4), cada una con diferentes números de agujeros en una pulgada
(Tabla 1).
El tamaño del agujero de la malla gruesa es de 0,35 cm de ancho y 0,5 cm de largo; debido a
que la malla fina es una tela no estandarizada no se pudo medir el tamaño individual de cada
agujero.
Tabla 1. Número de agujeros en una pulgada de malla fina y gruesa.
Malla Fina Malla Gruesa
Largo 33 agujeros 4 agujeros
Ancho 54 agujeros 6 agujeros Fuente: El autor.
24
Imagen 4. Malla gruesa (Izquierda), malla fina (Derecha).
Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
El molino también está compuesto por 11 forros (quesos) los cuales sirven como rieles y como
superficie para la fricción y rotación que realizan las ruedas del molino al girar, este movimiento
giratorio sobre los forros es el que aplasta las rocas y las tritura para liberar el oro de los
sulfuros.
El material que es molido por el trapiche y que durante toda la jornada se queda dentro de la
artesa se lo extrae en el momento en el cual la jornada de molienda se termina y el molino es
lavado, este se lo realiza primeramente desarmando la puerta del molino el cual se encuentran
las mallas anteriormente descritas, estas mallas son lavadas con cuidado en una batea y
colocadas aparte, posteriormente a esto se procede a sacar los quesos los cuales se los extrae
con cuidado uno por uno y se los va lavando con una manguera de agua, ya extraídos los
quesos se procede a lavar las ruedas y las paredes del molino para que el material caiga en el
piso y posteriormente con la ayuda de una pala es extraído para su almacenamiento en una
batea.
En la pequeña minería aurífera las canaletas son el equipo más importante para la
concentración gravimétrica. La canaleta es uno de los métodos más utilizados para el
procesamiento de minerales pesados. Generalmente consisten de un canal, a través del cual
fluye la pulpa, en varias trampas para la captura de minerales pesados, los cuales se hunden
hasta el fondo, mientras el agua saca hacia afuera a los sólidos livianos. Existen dos formas
básicas de pisos, que influyen en el mecanismo de separación: piso con rejillas y piso con
alfombras (bayetas, frazadas, alfombras, etc.) (Wotruba, Hentschel, Hruschka, & Priester,
2000).
25
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.
26
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).
27
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.
29
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.
30
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.
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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.
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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).
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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.
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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.
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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.
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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.
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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
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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.
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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.
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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).
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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.
6.5.2.1 Análisis granulométrico.
0.00
5.00
10.00
15.00
20.00
25.00
3/4 1/2 3/8 № 4 № 10 № 20 № 40 № 50 № 100 № 200 Pasa200
PO
RC
ENTA
JE %
NUMERO DE MALLA
Ingreso
% Oro en Malla % Plata en Malla
59
Tabla 10. Granulometría del punto 2.
ARTESA
Tamiz # Abertura (mm) % Pasante
№ 5 4000 89,92
№ 10 2000 74,61
№ 18 1000 63,27
№ 35 500 51,23
№ 60 250 23,63
№ 120 125 6,99
№ 200 75 2,58
№ 325 45 1,05
№ 400 38 0,84
Pasa 400 0
D80 (mm) 2622 Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
Imagen 34. Grafica del D80- Artesa.
Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
El análisis granulométrico realizado al punto 2 (artesa) nos arrojó como resultado una curva
granulométrica (imagen 34), la cual encontramos que el D80=2622 mm.
6.5.2.2 Análisis malla valorada.
Tabla 11. Malla valorada del punto 2.
Muestra Tamiz # % Oro en Malla % Plata en Malla
№ 5 2,34 22,98
№ 10 4,94 25,19
№ 18 4,76 9,09
№ 35 3,52 13,03
№ 60 30,47 37,48
№ 120 45,91 37,26
№ 200 4,00 12,24
№ 325,400,Pasa 400 4,05 8,85 Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
0.00
20.00
40.00
60.00
80.00
100.00
0 500 1000 1500 2000 2500 3000 3500 4000 4500
% P
asan
te
Tamaño de particulas
Granulometría Artesa
60
Imagen 35. Distribución del porcentaje de oro y plata en la malla valorada de la artesa (punto 2).
Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
En la imagen anterior (Imagen 35) se observa el resultado del análisis realizado, el cual nos da
que el mayor porcentaje de oro se encuentra en la malla #120 con 45,91 %, mientras que el
mayor porcentaje de plata se ubica en la malla #60 y #120 con 37,48 % y 37,26 %.
Tabla 12. Leyes de oro y plata en el punto 2.
Cabeza (ppm) Malla Valorada (ppm)
Ley oro 21,45 20,92
Ley plata 204,78 187,97
Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
La verificación de los resultados se la corroboró comparando las leyes de cabeza 21,45 ppm de
oro y 204,78 ppm de plata, con las mallas valoradas 20,92 ppm de oro y 187,97 ppm de plata,
por lo tanto se tiene que los datos analizados tienen una aproximación y tendencia.
6.5.3.1 Análisis granulométrico.
0.005.00
10.0015.0020.0025.0030.0035.0040.0045.0050.00
PO
RC
ENTA
JE %
NUMERO DE MALLA
ARTESA
% Oro en Malla % Plata en Malla
61
Tabla 13. Granulometría del punto 3.
Salida de Tubo
Tamiz # Abertura % Pasante
№ 35 500 99,98
№ 60 250 99,15
№ 120 125 58,66
№ 200 75 33,89
№ 230 63 26,1
№ 325 45 14,52
№ 400 38 7,42
Pasa 400 0
D80 (mm) 188 Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
Imagen 36. Grafica del D80- Salida del tubo.
Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
El análisis de la curva granulométrica (Imagen 36) realizada para determinar el D80 del punto 3
(salida de tubo) nos arrojó que el resultado necesitado se obtuvo un D80= 188 mm.
62
6.5.3.2 Análisis malla valorada. Tabla 14. Malla valorada del punto 3.
Muestra Tamiz # % Oro en Malla % Plata en Malla
№ 120 8,00 16,70
№ 200 23,40 21,74
№ 400 44,44 33,06
Pasa 400 24,17 28,51
Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
Imagen 37. Distribución del porcentaje de oro y plata en la malla valorada de la salida del tubo (punto 3).
Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
En la imagen anterior (Imagen 37) se observa el resultado del análisis realizado, el cual nos da
que el mayor porcentaje de oro se encuentra en la malla #400 con 44,44 %, al igual que el
mayor porcentaje de plata con 33,06 %.
Tabla 15. Leyes de oro y plata en el punto 3.
Cabeza (ppm) Malla Valorada (ppm)
Ley oro 7,50 7,42
Ley plata 102,23 108,70
Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
La verificación de los resultados se la corroboró comparando las leyes de cabeza 7,50 ppm de
oro y 102,23 ppm de plata, con las mallas valoradas 7,42 ppm de oro y 108,70 ppm de plata,
por lo tanto se tiene que los datos analizados tienen una aproximación y tendencia.
0.00
10.00
20.00
30.00
40.00
50.00
№ 120 № 200 № 400 Pasa 400
PO
RC
ENTA
JE %
NUMERO DE MALLA
SALIDA DEL TUBO
% Oro en Malla % Plata en Malla
63
6.5.4.1 Análisis Granulométrico.
Tabla 16. Granulometría del punto 4.
BAYETAS
Tamiz # Abertura % Pasante № 35 500 99,533 № 60 250 96,061 № 120 125 73,672 № 200 75 39,531 № 230 63 25,982 № 325 45 12,660 № 400 38 7,488
Pasa 400 0 D80 (mm) 155
Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
Imagen 38. Grafica del D80- Bayetas.
Fuente: El autor.
El análisis de la curva granulométrica (Imagen 38) realizada para determinar el D80 del punto 4
(bayetas) nos arrojó un D80= 155 mm.
64
6.5.4.2 Análisis malla valorada. Tabla 17. Malla valorada del punto 4.
Muestra Tamiz # % Oro en malla % Plata en malla
№ 120 23,38 13,83
№ 200 32,62 21,03
№ 400 14,01 42,52
Pasa 400 29,99 22,62
Total 100 100
Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
Imagen 39. Distribución del porcentaje de oro y plata en la malla valorada de las bayetas (punto 4).
Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
El análisis realizado por malla valorada (Imagen 39) del material del punto 4 (bayetas) nos da
que el mayor porcentaje de oro se encontró en la malla #200 con un 32,62 %, mientras que el
mayor porcentaje de plata se encontró en la malla #400 con un 42,52 %.
Tabla 18. Leyes de oro y plata en el punto 4.
Cabeza (ppm) Malla valorada (ppm)
Ley oro 59,74 57,88
Ley plata 393,14 436,73
Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
La leyes obtenidas del punto 4 (bayetas) respecto al análisis de la cabeza del material nos da
59,74 ppm de oro y 393,14 ppm de plata, el análisis de la malla valorada nos arrojó leyes de
57,88 ppm de oro y 436,73 ppm de plata por lo tanto los datos resultantes del análisis tienen
tendencia entre sí.
0.00
10.00
20.00
30.00
40.00
50.00
№ 120 № 200 № 400 Pasa 400
PO
RC
ENTA
JEE
%
NUMERO DE MALLA
Bayetas
% Oro en malla % Plata en malla
65
6.5.5.1 Análisis Granulométrico.
Tabla 19. Granulometría del punto 5.
Tamiz # Abertura % Pasante
№ 35 500 99,97
№ 60 250 99,69
№ 120 125 75,75
№ 200 75 46,24
№ 230 63 34,38
№ 325 45 22,05
№ 400 38 17,22
Pasa 400 0
D80 (mm) 143
Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
Imagen 40. Grafica del D80- Relave.
Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
66
El análisis de la curva granulométrica (Imagen 40) realizada para determinar el D80 del punto 5
(relaves) según la imagen 30 nos arrojó un D80= 143 mm.
6.5.5.2 Análisis malla valorada.
Tabla 20. Malla valorada del punto 5.
Muestra Tamiz # % Oro en malla % Plata en malla
№ 120 8,92 9,93
№ 200 17,88 16,04
№ 400 53,51 46,82
Pasa 400 19,69 27,21
Total 100 100
Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
Imagen 41. Distribución del porcentaje de oro y plata en la malla valorada del relave (punto 5).
Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
El análisis realizado por malla valorada (Imagen 41) del punto 5 (relave) tenemos que el mayor
porcentaje de oro se encontró en la malla #400 con 53,51 %, al igual que el mayor porcentaje
de plata con 46,82%.
Tabla 21. Leyes de oro y plata en el punto 5.
Malla Valorada (ppm) Cabeza (ppm)
Ley oro 3,15 3,21
Ley plata 107,36 112,19
Fuente: El autor.
0.00
10.00
20.00
30.00
40.00
50.00
60.00
№ 120 № 200 № 400 Pasa 400
PO
RC
ENTA
JE %
NUMERO DE MALLA
Relave
% Oro en malla % Plata en malla
67
La verificación de los resultados se la corroboró comparando las leyes de cabeza 3,21 ppm de
oro y 112,19 ppm de plata, con mallas valoradas de 3,15 ppm de oro y 107,36 ppm de plata, por
lo tanto se tiene que los datos analizados tienen una aproximación y tendencia.
6.6 Balance metalúrgico global.
Tabla 22. Contenido metálico y eficiencia del proceso de molienda.
Puntos Tonelaje (ton)
Ley oro
(ppm)
Contenido metálico oro (gr)
% Contenido metálico (%)
EFICIENCIA (%)
Ingreso 25,32 7,61 192,58 100 53,60
Artesa 0,77 20,92 16,08 8,35
Salida del Tubo
24,55 7,42 182,07
Bayetas 1,51 57,88 87,14 45,25
Relave 23,05 3,15 72,67 37,73
Total 175,89
Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
Para el cálculo del contenido metálico que hay en cada punto analizado en la planta se realizó
la multiplicación entre las toneladas que ingresaron de material durante toda la jornada y la ley
de oro que tiene cada punto, ya realizada esta operación se obtuvo que como entrada del
material (punto 1) un contenido de 192,58 gr de oro, los cuales se distribuyeron de la siguiente
manera, comenzando en la artesa el contenido es de 16,08 gr, le sigue las canaletas en las
cuales se quedaron 87,14 gr y por último en el relave se obtuvo un contenido de 72,67 gr,
dándonos un total de 175,89 gr sumando la artesa, canaletas y relave.
La cantidad de oro obtenida experimentalmente mediante ensayos realizados en el laboratorio
nos arrojaron que en la artesa y bayetas se obtuvo 103,22 gr de oro, y la cantidad recuperada
por el minero artesanal en la planta “Pinta Brava” es de
Obtenido el contenido metálico de cada punto se procedió a calcular el porcentaje del mismo, el
cual se lo realizo en relación al contenido metálico del punto 1 (192,58 gr), los porcentajes se
los obtuvo realizando una regla de tres de los contenidos metálicos del punto 2, punto 4 y punto
5, los porcentajes conseguidos en relación a la entrada (punto 1) son de 8,35% en la artesa,
45,25% en las canaletas y 37,73% en relave.
La eficiencia del proceso de concentración gravimétrica de la planta JD se la calculo sumando
los porcentajes de contenido metálico de la artesa con 8,35% y bayetas con 45,25%, realizando
esta operación nos da una eficiencia de 53,60%.
68
Imagen 42. Distribución del porcentaje de contenido metálico en la artesa, bayetas y relave.
Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
En esta imagen (Imagen 42) se puede observar que el mayor porcentaje de contenido metálico
que se analizó en la planta JD se encuentra en las bayetas con un 45,25%, es decir casi la
mitad del oro que se procesa en esta planta la ubicamos en las canaletas, seguido se encuentra
el 37,73% del oro en los relaves y por ultimo con un porcentaje muy pequeño de oro
encontramos la artesa con un 8,35%.
El proceso de molienda en la planta JD en el distrito minero Chinapintza se encuentra laborando
a la mitad de su capacidad de producción ya que la eficiencia determinada en el balance
metalúrgico global se obtuvo un 53,60%, pudiendo mejorar esta eficiencia realizando la
remolienda del material a 200 mallas y una posterior cianuración.
6.7 Proceso de cianuración.
Tabla 23. Tonelaje en los distintos batchs del proceso de cianuración.
Batchs Volumen (m3) Densidad
(ton/m3) Peso
específico (ton/m3)
Porcentaje de sólidos
(%)
Tonelaje (ton)
Batch 1 2,75 1,67 2,87 61,58 1,69
Batch 2 3,13 1,62 2,87 58,79 1,84
Batch 3 2,86 1,56 2,87 55,27 1,58
TOTAL 5,11
Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
0.00
10.00
20.00
30.00
40.00
50.00
Artesa Bayetas Relave
% O
RO
PUNTOS DE MUESTREO
Balance metalúrgico
% Contenido Metalico
69
El volumen del tanque utilizado para el proceso de cianuración se lo cuantifico separándolo
geométricamente en un cilindro y un cono truncado, para luego sumar estos dos volúmenes y
tener el volumen total al cual se llenó de material, el volumen del batch 1 se obtuvo 2,75 m3, en
el batch 2 nos dio 3,13 m3 y el batch 3 obtuvimos un volumen de 2,86 m3.
Aplicando la fórmula para calcular el porcentaje de sólidos en el cual se toman en cuenta la
densidad de cada batch y el peso específico del material, el porcentaje de solido del batch 1 nos
dio 61,58%, el del batch 2 obtuvimos un porcentaje de 58,79% y el batch 3 se obtuvo 55,27%
de sólidos.
La masa solida de cada batch es decir el tonelaje que se lo calculo multiplicando el porcentaje
de solidos que obtuvimos de cada batch con el volumen que le corresponde, realizando esta
operación se obtuvo que en el primer batch 1 una masa de 1,69 ton, en el batch 2 con 1,84 ton
y en el batch 3 con 1,58 ton, realizando la sumatoria de toneladas procesadas en todos los
batchs se obtuvo 5,11 ton de material cianurado.
Tabla 24. Cantidad de solución total en cada batch.
Batchs Volumen Tonelaje (ton) Cantidad solución (m3)
Batch 1 2,75 1,69 1,06
Batch 2 3,13 1,84 1,29
Batch 3 2,86 1,58 1,28
TOTAL 3,63
Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
Para calcular la cantidad de solución que hay en cada batch se procedió a tomar el volumen
total al cual fue llenado el tanque de pulpa y el tonelaje obtenido del sólido, conseguidos estas
dos variables se procedió a restar el volumen menos el tonelaje que de cada batch, realizando
estas operaciones se obtuvo que la cantidad de solución del batch 1 es de 1,06 m3, el batch 2
con 1,29 m3 y el batch 3 con 1,28 m3, haciendo una sumatoria de las cantidades de soluciones
obtenidas en los distintos batchs se tiene que la cantidad total de solución cianurada es de
3,63m3.
El análisis de las mallas valoradas de los batchs recolectados durante el proceso de cianuración
todos tienen tendencia a la misma distribución de oro y plata en las distintas mallas, por lo tanto
70
se tomó el batch 2 como el más representativo para el análisis correspondiente, se obtuvo los
siguientes resultados.
Tabla 25. Malla valorada del Batch 2.
Muestra Tamiz #
% Oro en malla
% Plata en malla
№ 120 11,96 14,09
№ 200 14,00 16,32
№ 400 17,85 18,99
Pasa 400 56,19 50,60
Total 100 100
Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
Imagen 43. Distribución del porcentaje de oro y plata en la malla valorada del batch 2.
Fuente: El autor.
Como podemos observar en esta imagen (Imagen 43), la distribución de oro que hemos
obtenido en la malla valorada realizada al batch 2 el mayor porcentaje obtenido se encontró en
el fondo en la malla -#400 con 56,19% de oro, y 50,60% en plata.
Tabla 26. Malla valorada del Batch 2 cianurado.
Muestra Tamiz # % Oro en malla % Plata en malla
№ 120 31,86 11,84
№ 200 16,32 17,40
№ 400 17,63 46,26
Pasa 400 34,19 24,50
Total 100 100 Fuente: El autor.
0.00
10.00
20.00
30.00
40.00
50.00
60.00
№ 120 № 200 № 400 Pasa 400
% P
OR
CE
NT
AJ
E
NUMERO DE MALLA
Batch 2
% Oro en malla % Plata en malla
71
Imagen 44. Distribución del porcentaje de oro y plata en la malla valorada del batch 2 cianurado.
Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
En la imagen anterior (Imagen 44) se observa el resultado del análisis realizado al batch 2
cianurado, el cual nos da que el mayor porcentaje de oro se encuentra en la malla -#400 con
34,19 % y en la malla #120 con 31,86 %, mientras que el mayor porcentaje de plata se encontró
en la malla #400 con 46,26 %.
Tabla 27. Cantidad de oro físico ingresado en cada batch.
Batchs Ley (gr/ton) Toneladas (ton)
Oro (gr)
Batch-1 14,4 1,69 24,38
Batch-2 20,8 1,84 38,28
Batch-3 17,2 1,58 27,18
Total 89,84 Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
La ley de cada batch se lo obtuvo mediante análisis al fuego en la cual el material no alterado
de entrada de cada batch se analizó y se obtuvo la ley, las leyes de ingreso de oro del batch 1
es de 14,4 ppm, el batch 2 con 20,8 ppm y el batch 3 con 17,2 ppm.
El cálculo de la cantidad de oro en cada batch se lo obtuvo multiplicando el tonelaje solido
calculado de cada batch con la ley correspondiente, realizando esta operación se obtuvo en el
batch 1 con 24,38 gr de oro, el batch 2 con 38,28 gr y el batch 3 con 27,18 gr.
La suma de la cantidad de oro que se obtuvo de todos los batchs es de 89,84 gr de oro que es
todo el material que ingreso al proceso de cianuración.
0.00
10.00
20.00
30.00
40.00
50.00
№ 120 № 200 № 400 Pasa 400
% P
OR
CEN
TAJE
NUMERO DE MALLA
Batch 2 cianurado
% Oro en malla % Plata en malla
72
Tabla 28. Cantidad de oro físico en los relaves de cada batch.
Batchs Ley (gr/ton) Toneladas (ton)
Oro (gr)
Batch 1 4,2 1,69 7,11
Batch 2 6,4 1,84 11,78
Batch 3 1,60 1,58 2,53
Total 21,42 Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
Los batchs analizados en el relave es la arena que fue cianurada y depositada en la piscina de
percolación, la ley obtenida en el batch 1 es de 4,2 ppm, el batch 2 con 6,4 ppm y el batch 3 con
1,6 ppm.
El cálculo de la cantidad de oro que se encontró en cada batch se lo obtuvo multiplicando el
tonelaje que se consiguió de cada batch con su ley respectiva, realizando esta operación se
obtuvo en el batch 1 con 7,11 gr de oro, en el batch 2 con 11,78 gr y el batch 3 se obtuvo 2,53
gr de oro.
La cantidad de oro obtenido de todos los batchs analizados es de 21,42 gr de oro.
Tabla 29. Cantidad de oro en solución de cada batch.
Batchs Ley (gr/m3)
Líquido (m3) Oro Solución (gr)
Batch 1 15,71 1,06 16,60
Batch 2 20,14 1,29 25,98
Batch 3 18,46 1,28 23,60
Total 3,63 66,18 Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
Las soluciones analizadas de cada batch se las obtuvo después que el material fue cianurada y
la pulpa se la separo del sólido, se analizó el líquido, la ley de cada solución cianurada extraída
de cada batch cianurada se lo analizo por absorción atómica, las lecturas por absorción atómica
nos arrojaron que el batch 1 tiene una ley de 15,71 ppm de oro, el batch 2 de 20,14 ppm y el
batch 3 de 18,46 ppm.
La cantidad de oro en la solución de cada batch se la obtuvo multiplicando la ley de la solución
de cada batch con la cantidad de solución total de cada batch, realizando esta operación se
73
obtuvo en el batch 1 con 16,60 gr de oro, en el batch 2 con 25,98 gr, y en el batch 3 con 23,60
gr.
La cantidad de oro en solución encontrado en los tres batchs analizados es de 66,18 gr de oro.
Tabla 30. Ley promedio de la solución barren.
Solución Ley (gr/m3)
Solución Barren 1 2,76
Solución Barren 2 4,17
Promedio 3,47 Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
La solución barren es aquella solución que se desecha en un proceso de cianuración debido a
que las leyes son demasiado pobres y no es rentable, ni se considera seguir recuperando, la ley
promedio obtenida de solución barren analizada en la planta JD es de 3,47 ppm.
Tabla 31. Cantidad de oro en el contenido de la solución barren.
Ley (gr/m3) Líquido (m3) Oro solución (gr)
Solución barren 3,47 3,63 12,58
Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
La cantidad de oro en la solución barren se la calculo multiplicando la ley promedio de dicha
solución con la cantidad de líquido total calculada de todos los batchs, realizando esta
operación se obtuvo 12,58 gr de oro.
Tabla 32. Cantidad de oro físico encontrado en el proceso de cianuración.
Análisis Cantidad oro (gr)
Oro ingresado 89,84
Oro relave 21,42
Solución barren 12,58
Oro físico recuperado 55,84
Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
La cantidad de oro físico recuperado en la planta JD se lo calculo restando el oro que ingreso
menos el oro que obtuvimos en el relave y la solución barren, realizando esta operación se
obtuvo que el oro físico recuperado en esta planta es de 55,84 gr
74
Tabla 33. Cantidad de oro en solución encontrado en el proceso de cianuración.
Análisis Cantidad de oro (gr)
Oro en solución 66,18
Solución barren 12,58
Oro recuperado en solución 53,60 Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
El cálculo de la cantidad de oro recuperado en solución se lo realizo restando la cantidad de oro
en solución menos la solución barren, realizando esta operación se obtuvo que el oro
recuperado en solución en la planta JD es de 53,60 gr.
Tabla 34. Eficiencia de la planta JD en el proceso de cianuración.
Oro ingreso solido (gr) Oro recuperado solución (gr) Eficiencia (%)
89,84 53,60 59,66
Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
La eficiencia de la planta JD se la calculo mediante una regla de tres en la cual se toman en
cuenta el oro ingresado y el oro recuperado en solución, realizando esta operación se obtuvo
que la eficiencia de la planta es de 59,66%.
La eficiencia en la planta de cianuración JD en el distrito minero Chinapintza tiene
aproximadamente el 41,34% de pérdidas en su proceso ya que de los 89,84 gr de oro que
ingresaron, se recuperaron solamente 53,60 gr por lo tanto la eficiencia es de 59,66%, esta se
la puede mejorar implementando un proceso de oxidación de todo el material antes de
mandarlo a la cianuración.
6.8 Consumo hídrico.
Tabla 35. Consumo hídrico en el proceso de molienda de la planta JD.
Días Caudal Promedio
(m3/h)
Horas Operación
(h)
Caudal prom por HrOp (m3)
Prom % Solidos Prom % Agua Agua (m3)
1 8,31 3 24,94 5,49 94,51 23,57
2 9,11 7 63,75 6,25 93,75 59,77
3 8,70 5,5 47,84 6,80 93,20 44,59
4 7,97 9,5 75,71 7,06 92,94 70,37
5 8,63 18 155,28 7,23 92,77 144,06
Total 342,35 Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
El consumo hídrico obtenido durante la jornada de molienda se lo obtuvo multiplicando el caudal
promedio por las horas de operación diarias, el porcentaje promedio de agua se lo obtuvo
restando 100 menos el porcentaje promedio de sólidos, el resultado se lo sometió a una regla
75
de tres junto con el caudal promedio por horas de operación y se obtuvo el consumo de agua
diario.
El consumo de agua de toda la jornada se consiguió sumando los consumos de todos los días,
el resultado obtenido es de 342,35 m3 de agua utilizado en la jornada de molienda.
Tabla 36. Consumo hídrico en el proceso de cianuración en la planta JD.
Batch Volumen Total Tonelaje Agua (m3)
1 2,75 1,69 1,06
2 3,13 1,84 1,29
3 2,86 1,58 1,28
Total 8,74 5,11 3,63
Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
El consumo hídrico resultante del proceso de cianuración se lo calculó restando el volumen total
al cual se llenó el tanque en cada batch con el tonelaje calculado, realizando esta operación se
obtuvo la cantidad de agua que se colocó en cada batch.
El consumo total de agua que se utilizó durante el proceso de cianuración se lo consiguió
sumando los consumos obtenidos en cada batch, realizando esta operación se obtuvo que se
utilizó 3,63 m3 de agua durante todo el proceso de cianuración.
6.9 Consumo energético.
Tabla 37. Consumo energético en el proceso de molienda y cianuración en la planta JD.
Voltaje (V)
Intensidad (A)
Potencia (kW)
Horas de
trabajo (h)
Energía (kWh)
Costo (ctvs.)
Costo energético
($)
Trapiche 210 37,3 7,82 43 336,37 0,09 30,27
Chanchas 197 12,6 2,48 3 7,45 0,09 0,67
Agitador 207 34,7 7,17 15 107,59 0,09 9,68
Bomba de agua
123 8,7 1,07 43 46,01 0,09 4,14
TOTAL 44,77
Fuente: Andrés Aguirre, 2016.
El consumo energético se lo determinó multiplicando la energía consumida (kWh) y el costo del
kWh en nuestro país, la energía consumida se la calculo multiplicando la potencia con las horas
de trabajo, realizando esta operación se obtuvo que el costo energético total de la planta JD es
de 44 dólares con 77 centavos ($ 44,77).
76
CONCLUSIONES
a) 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) mientras que el valor de 3,48 gr/cm3 obtenido en veta por Romero W. (2015) es
mucho más distante al dato obtenido en este trabajo.
b) Los minerales predominantes en el material analizado en la planta son: cuarzo, pirita,
esfalerita, rodocrosita, microclina, cerusita y biotita; y la mineralogía obtenida 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.
c) Las toneladas métricas sólidas por día (TMSD) calculadas en la planta JD es de 13,49
TMSD encontrándose dentro de los rangos permitidos 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.
d) Los resultados en los análisis granulométricos realizados determinó que el trapiche
disminuye el material de ingreso de un D80 = 11560 mm a un D80 = 2622 mm, y las
mallas utilizadas en la salida del molino ayudaron a disminuir el tamaño de clastos a
D80 = 188 mm.
e) En los análisis de malla valorada se obtuvo los siguientes resultados: el ingreso del
material (punto 1), el mayor porcentaje de oro se encontró en la malla #20 con un
22,28%, el mayor porcentaje de plata se encontró en la malla #4 con un 18,14%; el
material de la artesa (punto 2), el mayor porcentaje de oro con 45,91% se encontró en la
malla #120, mientras que el mayor porcentaje de plata con 37,48% y 37,26% se ubica
en la malla #60 y #120; el material en la salida de tubo (punto 3), el mayor porcentaje de
oro se lo encontró en la malla #400 con un 44,44%, al igual que el mayor porcentaje de
plata el cual se lo encontró con un 33,06%; en las bayetas (punto 4) se obtuvo que el
mayor porcentaje de oro se lo encontró en la malla #200 con un 32,62%, mientras que el
mayor porcentaje de plata se lo encontró en la malla #400 con un 42,52%; en el material
analizado de relaves (punto 5) se obtuvo que el mayor porcentaje de oro se lo encontró
en la malla #400 con un 53,51%, al igual que el mayor porcentaje de plata con un
46,82%, en base a estos resultados se puede decir que el mayor porcentaje de oro y
plata encontrado en todo el proceso se ubicó por debajo de la malla #120.
f) La determinación del contenido metálico en el proceso de concentración gravimétrico
nos arrojó que la mayor cantidad de oro se ubica en las bayetas con 87,14 gr, relaves
77
con 72,67 gr y en la artesa con 16,08 gr, lo cual nos demuestra que el mayor porcentaje
de oro se encuentra en las bayetas con un 42,25%, seguido de 37,73% en relaves y un
8,35% en la artesa, por lo tanto el oro es fino y no se lo puede recuperar en su totalidad
mediante un proceso de concentración gravimétrica, por tal razón la planta realiza el
proceso de cianuración para la recuperación de oro que se queda en los relaves.
g) La eficiencia en la recuperación de oro en el proceso de concentración gravimétrica de
la planta “Pinta Brava” es de 53,60%, este bajo porcentaje se da debido a que el oro es
fino y no es recuperado por la artesa, por lo que el mayor porcentaje se va a ir a los
relaves y la eficiencia de la planta disminuye.
h) La malla valorada realizada al batch 2 nos da que el mayor porcentaje de oro se
encuentra en el tamiz -#400 con un 56,19%, y un 50,60% en plata, el batch 2 cianurado
nos dio que el mayor porcentaje de oro se encuentra en las mallas #120 y en la -#400
con porcentajes de 31,86% y 34,19%, el mayor porcentaje de plata se encontró en la
malla #400 con un 46,26%, en base a estos datos se demuestra que el oro en los
relaves es demasiado fino y más de la mitad se encuentra debajo de la malla #400.
i) La cantidad de oro total físico ingresado en el proceso de cianuración de la planta JD en
el distrito minero Chinapintza sector la Herradura es de 89,84 gr de oro, mientras que la
cantidad de oro físico encontrada en los relaves es de 21,42 gr.
j) La cantidad de oro que ingresa al proceso de cianuración es de 89,84 gr con un relave
de 21,42 gr mientras que la recuperación en la solución es de 66,18 gr con una solución
barren de 12,58 gr, por lo tanto la eficiencia del proceso de cianuración es de 59,66%,
este bajo porcentaje se da debido a que el material ingresado en el proceso es
demasiado grueso para que el cianuro recupere el oro y se da esa notable perdida en
los relaves y la solución barren.
k) El consumo hídrico obtenido en el proceso de molienda de la planta JD en el distrito
minero Chinapintza es de 342,35 m3, y el consumo hídrico en el proceso de cianuración
es de 3,63 m3.
l) El consumo energético en la planta JD del distrito minero Chinapintza es de 497,42 kWh
el cual nos da como costo energético $ 44,77.
78
RECOMENDACIONES
Para la determinación de la densidad de las muestras es necesario tener un recipiente
que tenga un litro exacto, para que en el momento de calcular la densidad de la muestra
no haya ninguna variación y obtener cálculos con mayor precisión.
La balanza para calcular la densidad de la pulpa en la salida de tubo debe ser una
balanza marcy para que el peso de la densidad sea más exacto y el porcentaje de
sólidos sea mucho más real y por ende el tonelaje sea más exacto.
El pesaje de cada muestra debe hacérselo con una balanza de una precisión moderada
ya que entre más precisa sea la balanza menor será el grado de error en el peso.
El ingreso del material por parte del operador debe ser sistemático (1-2 paladas por
minuto) procurando respetar los tiempos en los cuales debe ingresar más material, con
la finalidad de que el caudal no disminuya y que el proceso sea constante.
La manipulación del mercurio y cianuro se lo debe realizar con el equipo de protección
correcto es decir guantes industriales y mascarilla.
En el proceso de cianuración el consumo de cianuro es demasiado grande por lo que se
recomienda en vez de utilizar 18 kg por metro cubico, utilizar 5 kg.
Se recomienda que el material ingresado en los batchs para la cianuración sean
remolidos antes de meterlos al tanque ya que el 31,86% de oro se está quedando en la
malla #120 y en ese tamaño de partículas el cianuro no disuelve al oro y ese material se
pierde.
Para mejorar la eficiencia en el proceso de molienda se recomienda realizar una
remolienda del material a 200 mallas y una posterior cianuración.
El proceso de recuperación de oro de la solución cianurada en la planta JD se la debería
hacer mediante el proceso merril- crowe ya que las soluciones se atrapan mucho mejor
con este método que con el de virutas de zinc.
El material recolectado en la planta JD del distrito minero Chinapintza sector la
Herradura contiene altas concentraciones de sulfuros por lo tanto se recomienda realizar
antes del análisis químico una tostación del material para oxidar los sulfuros.
Para obtener un consumo energético mucho más exacto se recomienda utilizar un
analizador de redes que nos arroje los datos necesarios de una manera más eficaz.
79
BIBLIOGRAFÍA
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Geochronological Constraints of the Mirador Cu-Au Porphyry District, Southeast
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pequeña minería. En H. Wotruba, T. Hentschel, F. Hruschka, & M. Priester, Canaletas
(pág. Capitulo 5.4.2.1.2). Lima, Peru: GAMA- COSUDE.
81
ANEXOS
82
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.
Hora Real
Volumen Tiempo de
llenado
Densidad
Caudal
Peso específico
Porcentaje de
sólidos
Tonelaje Altura
(m) Radio (m)
Volumen (m3)
7:00:00 8:00:00 9:00:00 10:00:00 11:00:00 12:00:00 13:00:00 14:00:00 15:00:00 16:00:00 17:00:00 18:00:0 0 19:00:00 20:00:00 21:00:00 22:00:00 23:00:00 24:00 1:00:00 2:00:00 3:00:00 4:00:00 5:00:00 6:00:00
85
ANEXO 4. ENSAYOS DEL PICNÓMETRO.
P1= Peso del picnómetro vacío. P2= P1+Muestra. P3= P1+Agua. P4= P2+Agua. Ƴ= Peso específico.
Ensayo 1:
𝛾 =𝑃2 − 𝑃1
(𝑃4 − 𝑃2) − (𝑃3 − 𝑃1)
𝛾 =7,15 − 6,73
(8,95 − 7,15) − (8,69 − 6,73)
𝛾 = 2,615
Ensayo 2:
𝛾 =𝑃2 − 𝑃1
(𝑃4 − 𝑃2) − (𝑃3 − 𝑃1)
𝛾 =7,18 − 6,73
(8,98 − 7,18) − (8,69 − 6,73)
𝛾 = 2,813
Ensayo 3:
𝛾 =𝑃2 − 𝑃1
(𝑃4 − 𝑃2) − (𝑃3 − 𝑃1)
𝛾 =7,11 − 6,73
(8,95 − 7,11) − (8,69 − 6,73)
𝛾 = 3,167
ANEXO 5. TONELADAS MÉTRICAS SOLIDAS
Día:1
Altura (m) Radio (m) Volumen
12:00:00 0,10 0,13 0,0053 2,5 1,026 7,65 2,87 3,91 0,30 3 1,381
13:00:00 0,10 0,13 0,0053 2,4 1,039 7,96 2,87 5,78 0,46
14:00:00 0,12 0,13 0,0064 2,6 1,042 8,82 2,87 6,21 0,55
15:00:00 0,12 0,13 0,0064 2,6 1,041 8,82 2,87 6,06 0,53
Horas
operaciónTMSD
Porcenteje
de sólidos Tonelaje
Volumen Hora Real
Tiempo
Llenado Densidad Caudal
Peso
específico
86
Día:2
Altura (m) Radio (m) Volumen
10:00:00 0,115 0,13 0,0061 2,1 1,033 10,47 2,87 4,96 0,52 7 3,977
11:00:00 0,115 0,13 0,0061 2,5 1,040 8,79 2,87 5,96 0,52
12:00:00 0,10 0,13 0,0053 2 1,046 9,56 2,87 6,80 0,65
13:00:00 0,115 0,13 0,0061 2,5 1,048 8,79 2,87 7,08 0,62
14:00:00 0,12 0,13 0,0064 2,6 1,043 8,82 2,87 6,38 0,56
15:00:00 0,10 0,13 0,0053 2,1 1,048 9,10 2,87 7,08 0,64
16:00:00 0,125 0,13 0,0066 2,6 1,041 9,19 2,87 6,10 0,56
17:00:00 0,115 0,13 0,0061 2,7 1,038 8,14 2,87 5,67 0,46
Horas
Operación TMSD
Porcenteje
de sólidos Tonelaje
Hora Real
Volumen Tiempo
LlenadoDensidad Caudal
Peso
específico
Día:3
Altura (m) Radio (m) Volumen
9:00:00 0,115 0,13 0,0061 2,5 1,052 8,79 2,87 7,64 0,67 5,5 3,252
10:00:00 0,10 0,13 0,0053 2,2 1,051 8,69 2,87 7,50 0,65
11:00:00 0,11 0,13 0,0058 2,5 1,049 8,41 2,87 7,22 0,61
12:00:00 0,115 0,13 0,0061 2,4 1,046 9,16 2,87 6,80 0,62
13:00:00 0,115 0,13 0,0061 2,6 1,050 8,45 2,87 7,36 0,62
14:00:00 0,12 0,13 0,0064 2,5 1,045 9,17 2,87 6,66 0,61
15:00:00 0,115 0,13 0,0061 2,5 1,045 8,79 2,87 6,66 0,59
16:00:00 0,10 0,13 0,0053 2,3 1,044 8,31 2,87 6,52 0,54
17:00:00 0,11 0,13 0,0058 2,5 1,044 8,41 2,87 6,52 0,55
17:30:00 0,115 0,13 0,0061 2,5 1,034 8,79 2,87 5,10 0,45
Horas
OperaciónTMSD
Porcenteje
de sólidos Tonelaje
Hora Real
Volumen Tiempo
LlenadoDensidad Caudal
Peso
específico
Día:4
Altura (m) Radio (m) Volumen
8:00:00 0,105 0,13 0,0056 2,4 1,054 8,36 2,87 7,88 0,66 9,5 6,878
9:00:00 0,105 0,13 0,0056 2,4 1,044 8,36 2,87 6,49 0,54
10:00:00 0,105 0,13 0,0056 2,4 1,044 8,36 2,87 6,49 0,54
11:00:00 0,10 0,13 0,0053 2,2 1,049 8,69 2,87 7,19 0,62
12:00:00 0,10 0,13 0,0053 2,1 1,044 9,10 2,87 6,49 0,59
13:00:00 0,11 0,13 0,0058 2,5 1,045 8,41 2,87 6,63 0,56
14:00:00 0,10 0,13 0,0053 2,2 1,047 8,69 2,87 6,91 0,60
15:00:00 0,115 0,13 0,0061 2,6 1,051 8,45 2,87 7,47 0,63
16:00:00 0,105 0,13 0,0056 2,3 1,057 8,73 2,87 8,30 0,72
17:00:00 0,10 0,13 0,0053 2,4 1,052 7,96 2,87 7,61 0,61
17:20:00 0,10 0,13 0,0053 2,5 1,042 2,55 2,87 6,21 0,16
Horas
OperaciónTMSD
Porcenteje
de sólidos Tonelaje
Hora Real
Volumen Tiempo
LlenadoDensidad Caudal
Peso
específico
Día:5
Altura (m) Radio (m) Volumen
8:00:00 0,115 0,13 0,0061 2,5 1,053 8,79 2,87 7,73 0,68 18 11,225
9:00:00 0,11 0,13 0,0058 2,4 1,045 8,76 2,87 6,62 0,58
10:00:00 0,12 0,13 0,0064 2,5 1,049 9,17 2,87 7,18 0,66
11:00:00 0,11 0,13 0,0058 2,2 1,045 9,56 2,87 6,62 0,63
12:00:00 0,11 0,13 0,0058 2,5 1,048 8,41 2,87 7,04 0,59
13:00:00 0,105 0,13 0,0056 2,4 1,050 8,36 2,87 7,32 0,61
14:00:00 0,12 0,13 0,0064 2,4 1,050 9,56 2,87 7,32 0,70
15:00:00 0,11 0,13 0,0058 2,3 1,052 9,14 2,87 7,60 0,69
16:00:00 0,095 0,13 0,0050 2,2 1,045 8,25 2,87 6,62 0,55
17:00:00 0,115 0,13 0,0061 2,5 1,045 8,79 2,87 6,62 0,58
18:00:00 0,11 0,13 0,0058 2,5 1,045 8,41 2,87 6,62 0,56
19:00:00 0,10 0,13 0,0053 2,5 1,049 7,65 2,87 7,18 0,55
20:00:00 0,11 0,13 0,0058 2,6 1,051 8,09 2,87 7,46 0,60
21:00:00 0,12 0,13 0,0064 2,9 1,050 7,91 2,87 7,32 0,58
22:00:00 0,11 0,13 0,0058 2,5 1,055 8,41 2,87 8,01 0,67
23:00:00 0,115 0,13 0,0061 2,5 1,049 8,79 2,87 7,18 0,63
0:00:00 0,11 0,13 0,0058 2,5 1,055 8,41 2,87 8,01 0,67
1:00:00 0,12 0,13 0,0064 2,6 1,053 8,82 2,87 7,73 0,68
Horas
OperaciónTMSD
Porcenteje
de sólidos Tonelaje
Hora Real
Volumen Tiempo
LlenadoDensidad Caudal
Peso
específico
87
ANEXO 6. VOLUMEN Y MASA DE LOS TANQUES.
BAYETAS
VOLUMEN TINA 1
Altura Radio 1 Radio 2 Volumen
Volumen 1 0,20 0,60 0,54 0,204
Volumen 2 0,08 0,5 0,42 0,053
Volumen Total 0,258
VOLUMEN TINA 2
Altura Radio 1 Radio 2 Volumen
Volumen 1 0,21 0,60 0,54 0,215
Volumen 2 0,08 0,5 0,42 0,053
Volumen Total 0,268
Volumen Densidad Masa
0,526 2,865 1,505
ARTESA
VOLUMEN TINA 1
Altura Radio 1 Radio 2 Volumen
Volumen 1 0,14 0,55 0,44 0,108
Volumen 2 0,08 0,45 0,36 0,041
Volumen Total 0,150
VOLUMEN TINA 2
Altura Radio 1 Radio 2 Volumen
Volumen 1 0,10 0,55 0,44 0,077
Volumen 2 0,08 0,45 0,36 0,041
Volumen Total 0,119
Volumen Densidad Masa
0,268 2,865 0,769
88
ANEXO 7. TABLAS GRANULOMÉTRICAS Y CURVAS.
PUNTO 1
INGRESO
Tamiz # Peso % Peso % Acumulado % Pasante
3/4 413,72 8,39 8,39 91,61
1/2 447,91 9,08 17,48 82,52
3/8 372,03 7,55 25,02 74,98
№ 4 821,46 16,66 41,68 58,32
№ 10 757,49 15,36 57,05 42,95
№ 20 714,04 14,48 71,53 28,47
№ 40 505,45 10,25 81,78 18,22
№ 50 232,37 4,71 86,50 13,50
№ 100 286,63 5,81 92,31 7,69
№ 200 275,97 5,60 97,91 2,09
Pasa 200
103,15 2,09 100 0
4930,22 100
1
10
100
10 100 1000 10000 100000
% P
as
sin
g in
dic
ate
d S
ize
Particle Size, microns
89
PUNTO 2
ARTESA
Tamiz # Peso % Peso % Acumulado % Pasante
№ 5 33,70 10,08 10,08 89,92
№ 10 51,18 15,31 25,39 74,61
№ 18 37,92 11,34 36,73 63,27
№ 35 40,28 12,05 48,77 51,23
№ 60 92,28 27,60 76,37 23,63
№ 120 55,62 16,63 93,01 6,99
№ 200 14,76 4,41 97,42 2,58
№ 325 5,11 1,53 98,95 1,05
№ 400 0,71 0,21 99,16 0,84
Pasa 400 2,81 0,84 100 0
334,37 100
1
10
100
10 100 1000 10000 100000
% P
as
sin
g in
dic
ate
d S
ize
Particle Size, microns
90
PUNTO 3
SALIDA DE TUBO
Tamiz # Peso % Peso
% Acumulado % Pasante
№ 35 0,05 0,02 0,02 99,98
№ 60 2,05 0,83 0,85 99,15
№ 120 99,90 40,49 41,34 58,66
№ 200 61,11 24,77 66,11 33,89
№ 230 19,21 7,79 73,90 26,10
№ 325 28,58 11,58 85,48 14,52
№ 400 17,52 7,10 92,58 7,42
Pasa 400 18,29 7,42 100 0
246,71 100
1
10
100
10 100 1000 10000 100000
% P
as
sin
g in
dic
ate
d S
ize
Particle Size, microns
91
PUNTO 4
BAYETAS
Tamiz # Peso % Peso % Acumulado % Pasante
№ 35 1,15 0,47 0,47 99,53
№ 60 8,56 3,47 3,94 96,06
№ 120 55,19 22,39 26,33 73,67
№ 200 84,16 34,14 60,47 39,53
№ 230 33,40 13,55 74,02 25,98
№ 325 32,84 13,32 87,34 12,66
№ 400 12,75 5,17 92,51 7,49
Pasa 400 18,46 7,49 100 0
246,51 100
1
10
100
10 100 1000 10000 100000
% P
as
sin
g in
dic
ate
d S
ize
Particle Size, microns
92
PUNTO 5
RELAVE
Tamiz # Peso % Peso % Acumulado % Pasante
№ 35 0,07 0,03 0,03 99,97
№ 60 0,69 0,28 0,31 99,69
№ 120 59,65 23,94 24,25 75,75
№ 200 73,53 29,51 53,76 46,24
№ 230 29,55 11,86 65,62 34,38
№ 325 30,71 12,33 77,95 22,05
№ 400 12,03 4,83 82,78 17,22
Pasa 400 42,91 17,22 100 0
249,14 100
1
10
100
10 100 1000 10000 100000
% P
as
sin
g in
dic
ate
d S
ize
Particle Size, microns
93
ANEXO 8. MALLAS VALORADAS Y LEYES DE ORO Y PLATA.
PUNTO 1
INGRESO
Muestra Tamiz # Peso Muestra Peso Dore: Au+Ag
Peso Oro
Ley Oro
Ley Plata
¾ 25 gr 0,00188 0,00012 4,8 70,4
½ 25 gr 0,00134 A.A 1,2 52,4
3/8 25 gr 0,00197 0,00008 3,2 75,6
№ 4 25 gr 0,00264 0,00009 3,6 102
№ 10 25 gr 0,00199 0,00004 1,6 78
№ 20 25 gr 0,00216 0,00025 10 76,4
№ 40 25 gr 0,00297 0,00024 9,6 109,2
№ 50 25 gr 0,00313 0,00015 6 119,2
№ 100 25 gr 0,00376 0,00036 14,4 136
№ 200 25 gr 0,00439 0,00040 16 159,6
Pasa 200 25 gr 0,00451 0,00018 7,2 173,2
MALLA VALORADA
Muestra Tamiz # Peso % Peso Ley Oro
Ley Plata M. Valorada Oro M. Valorada Plata
¾ 413,72 8,3915 6,3 70,4 0,529 5,908
½ 447,91 9,0850 2,7 52,4 0,245 4,761
3/8 372,03 7,5459 4,7 75,6 0,355 5,705
№ 4 821,46 16,6617 5,3 102 0,883 16,995
№ 10 757,49 15,3642 1,8 78 0,277 11,984
№ 20 714,04 14,4829 11,7 76,4 1,695 11,065
№ 40 505,45 10,2521 11,3 109,2 1,158 11,195
№ 50 232,37 4,7132 7,7 119,2 0,363 5,618
№ 100 286,63 5,8137 16,1 136 0,936 7,907
№ 200 275,97 5,5975 17,5 159,6 0,980 8,934
Pasa 200 103,15 2,0922 8,9 173,2 0,186 3,624
4930,22 100
7,606 93,694
PUNTO 1
CABEZA
Muestra Cabeza Peso
Muestra Peso
Dore:Au+Ag Peso Oro
Ley Oro
Ley Plata
P1-1 25 gr 0,00270 0,00020 8 100
P1-2 25 gr 0,00271 0,00018 7,2 101,2
P1-3 25 gr 0,00270 0,00020 8 100
7,733 100,40
94
PUNTO 2
PUNTO 2: ARTESA
Muestra Tamiz # Peso Muestra Peso Dore:Au+Ag Peso Oro Ley Oro Ley Plata
№ 5 25 gr 0,01090 0,00012 4,863 431,292
№ 10 25 gr 0,00800 0,00017 6,756 313,049
№ 18 25 gr 0,00411 0,00022 8,783 155,475
№ 35 25 gr 0,00532 0,00015 6,104 206,684
№ 60 25 gr 0,00728 0,00058 23,097 268,087
№ 120 25 gr 0,01277 0,00144 57,743 453,074
№ 200 14,52 gr 0,00800 0,00047 18,973 531,656
№ 325,400,Pasa 400 8,63 gr 0,00600 0,00082 32,811 662,916
MALLA VALORADA
Muestra Tamiz # Peso % Peso Ley Oro Ley Plata M. Valorada Oro M. Valorada Plata
№ 5 33,7 0,101 4,863 431,29 0,49 43,20
№ 10 51,18 0,153 6,756 313,05 1,03 47,34
№ 18 37,92 0,113 8,783 155,47 1,00 17,08
№ 35 40,28 0,120 6,104 206,68 0,74 24,49
№ 60 92,28 0,276 23,097 268,09 6,37 70,45
№ 120 55,62 0,166 57,743 453,07 9,61 70,03
№ 200 14,76 0,044 18,973 531,66 0,84 23,00
№ 325,400,Pasa 400 8,63 0,026 32,811 662,92 0,85 16,64
334,37 1
20,92 187,97
ARTESA
CABEZA
Muestra Cabeza Peso Muestra
Peso Dore:Au+Ag
Peso Oro
Ley Oro
Ley Plata
AR-1 25 gr 0,00674 0,00064 25,6 244,2
AR-2 25 gr 0,00544 0,00052 20,6 196,9
AR-3 25 gr 0,00544 0,00052 20,6 196,9
AR-4 25 gr 0,00500 0,00047 19,0 181,2
21,45 204,78
95
PUNTO 3
SALIDA TUBO
Muestra Tamiz # Peso Muestra Peso Dore:Au+Ag Peso Oro Ley Oro Ley Plata
№ 120 25 gr 0,00101 A.A 1,28 39,12
№ 200 25 gr 0,00248 0,00017 6,8 92,4
№ 400 25 gr 0,00547 0,00046 18,40 200,4
Pasa 400 25 gr 0,00806 0,00044 17,60 304,8
MALLA VALORADA
Muestra Tamiz # Peso % Peso
Ley Oro Ley Plata M. Valorada Oro M. Valorada Plata
№ 120 183,44 0,4639 1,28 39,12 0,594 18,150
№ 200 100,88 0,2551 6,80 92,60 1,735 23,626
№ 400 70,81 0,1791 18,40 200,64 3,295 35,932
Pasa 400 40,26 0,1018 17,60 304,34 1,792 30,989
395,39 1
7,416 108,696
PUNTO 3: SALIDA TUBO
CABEZA
Muestra Cabeza
Peso Muestra
Peso Dore:Au+Ag
Peso Oro
Ley Oro Ley Plata
P2-1 25 gr 0,00315 0,00022 8,6 117,376895
P2-2 25 gr 0,00234 0,00016 6,4 87,0860832
7,495 102,23
PUNTO 4
PUNTO 4: BALLETAS
Muestra Tamiz # Peso Muestra Peso Dore:Au+Ag Peso Oro
Ley Oro
Ley Plata
№ 120 25 gr 0,00662 0,00121 48,48 216,4
№ 200 25 gr 0,00933 0,00159 63,63 309,6
№ 400 25 gr 0,01780 0,00074 29,80 682,4
Pasa 400 25 gr 0,01909 0,00285 114,14 649,6
96
MALLA VALORADA
Muestra Tamiz # Peso % Peso
Ley Oro
Ley Plata M. Valorada Oro M. Valorada Plata
№ 120 117,5 0,2791 48,48 216,40 13,533 60,402
№ 200 124,9 0,2967 63,63 309,60 18,880 91,859
№ 400 114,54 0,2721 29,80 682,40 8,107 185,676
Pasa 400 64,02 0,1521 114,14 649,60 17,358 98,792
420,96 1
57,879 436,729
PUNTO 4: BALLETAS
CABEZA
Muestra Cabeza Peso Muestra
Peso Dore:Au+Ag
Peso Oro
Ley Oro
Ley Plata
BA-1 25 gr 0,01144 0,00151 60,36 397,22
BA-2 25 gr 0,01120 0,00148 59,12 389,06
59,739 393,14
PUNTO 5
PUNTO 5: RELAVE
Muestra Tamiz # Peso Muestra Peso Dore:Au+Ag Peso Oro
Ley Oro
Ley Plata
№ 120 25 gr 0,00095 A.A 0,977 37,023
№ 200 25 gr 0,00197 A.A 2,499 76,301
№ 400 25 gr 0,00367 A.A 4,767 142,033
Pasa 400 25 gr 0,00556 A.A 4,629 217,771
MALLA VALORADA
Muestra Tamiz # Peso % Peso
Ley Oro Ley Plata M. Valorada Oro M. Valorada Plata
№ 120 114,08 0,2879 0,977 37,023 0,281 10,658
№ 200 89,22 0,2257 2,499 76,301 0,564 17,217
№ 400 139,94 0,3539 4,767 142,033 1,687 50,270
Pasa 400 53,04 0,1341 4,629 217,771 0,621 29,213
396,28 1
3,153 107,358
97
PUNTO 5: RELAVE
CABEZA
Muestra Cabeza
Peso Muestra
Peso Dore:Au+Ag
Peso Oro
Ley Oro Ley Plata
P3-1 25 gr 0,00289 A.A 3,268 112,33200
P3-2 25 gr 0,00288 A.A 3,153 112,04700
3,211 112,19
ANEXO 9. TABLA DE LAS MALLAS VALORADAS EN LOS DISTINTOS BACHS.
BACH 1
Muestra Peso Muestra Peso dore: Au+Ag Peso Oro Ley Oro Ley Plata
№ 120 25 gr 0,00052 A.A 4,72 15,88
№ 200 25 gr 0,00130 0,00022 8,79 43,15
№ 400 25 gr 0,00229 0,00062 24,65 66,78
Pasa 400 25 gr 0,01537 0,00231 92,26 522,44
MALLA VALORADA
Muestra Tamiz #
Peso %
Peso Ley Oro
Ley Plata
M. Valorada
Oro
M. Valorada Plata
% Oro en
malla
% Plata en
malla
№ 120 206,61 0,5219 4,24 15,88 2,21 8,29 15,36 13,14
№ 200 95,9 0,2423 8,79 43,15 2,13 10,45 14,79 16,56
№ 400 68,48 0,1730 24,65 66,78 4,26 11,55 29,61 18,31
Pasa 400 24,86 0,0628 92,26 522,44 5,79 32,81 40,24 51,99
395,85 1
14,40 63,11
BACH CIANURADO
Muestra Peso Muestra Peso Dore:Au+Ag Peso Oro Ley Oro Ley Plata
№ 120 25 gr 0,00014 A.A 2,32 3,18
№ 200 25 gr 0,00035 A.A 2,38 11,52
№ 400 25 gr 0,00137 A.A 4,25 50,43
Pasa 400 25 gr 0,00310 0,00080 31,87 92,15
MALLA VALORADA
Muestra Tamiz #
Peso % Peso Ley Oro
Ley Plata
M. Valorada
Oro
M. Valorada
Plata
% Oro en malla
% Plata en malla
№ 120 208,81 0,53 2,32 3,18 1,228 1,686 29,24 9,46
№ 200 98,64 0,25 2,38 11,52 0,597 2,883 14,20 16,17
№ 400 65,97 0,17 4,25 50,43 0,711 8,443 16,92 47,37
Pasa 400 20,58 0,05 31,87 92,15 1,665 4,813 39,63 27,00
393,99 1
4,20 17,83
98
BACH 2
Muestra Peso Muestra Peso Dore:Au+Ag Peso Oro Ley Oro Ley Plata
№ 120 25 gr 0,00074 A.A 4,72 25,06
№ 200 25 gr 0,00188 0,00030 12 63,08
№ 400 25 gr 0,00330 0,00057 22,8 109,37
Pasa 400 25 gr 0,02221 0,00439 175,6 712,97
MALLA VALORADA
Muestra Tamiz #
Peso % Peso Ley Oro
Ley Plata
M. Valorada Oro
M. Valorada Plata
% Oro en malla
% Plata en malla
№ 120 209,52 0,53 4,72 25,06 2,49 13,23 11,96 14,09
№ 200 96,41 0,24 12,00 63,08 2,91 15,32 14,00 16,32
№ 400 64,72 0,16 22,80 109,37 3,72 17,83 17,85 18,99
Pasa 400 26,45 0,07 175,60 712,97 11,70 47,49 56,19 50,60
397,1 1
20,82 93,85
BACHE CIANURADO 2
Muestra Peso Muestra Peso Dore:Au+Ag Peso Oro Ley Oro Ley Plata
№ 120 25 gr 0,00021 A.A 1,821 6,56
№ 200 25 gr 0,00053 A.A 1,869 19,31
№ 400 25 gr 0,00208 A.A 3,154 80,16
Pasa 400 25 gr 0,00472 0,00111 44,54 144,43
MALLA VALORADA
Muestra Tamiz #
Peso % Peso Ley Oro
Ley Plata
M. Valorada Oro
M. Valorada Plata
% Oro en malla
% Plata en malla
№ 120 206,37 0,52 3,90 6,56 2,04 3,43 31,86 11,84
№ 200 103,02 0,26 4,00 19,31 1,04 5,04 16,32 17,40
№ 400 65,96 0,17 6,75 80,16 1,13 13,39 17,63 46,26
Pasa 400 19,39 0,05 44,54 144,43 2,19 7,09 34,19 24,50
394,74 1
6,40 28,96
BACH 3
Muestra Peso Muestra Peso Dore:Au+Ag Peso Oro Ley Oro Ley Plata
№ 120 25 gr 0,00081 A.A 5,85 26,55
№ 200 25 gr 0,00151 A.A 10,75 49,65
№ 400 25 gr 0,00466 0,00092 36,96 149,44
Pasa 400 23,27 gr 0,01185 0,00204 81,62 392,38
MALLA VALORADA
Muestra Tamiz #
Peso % Peso Ley Oro
Ley Plata
M. Valorada Oro
M. Valorada Plata
% Oro en malla
% Plata en malla
№ 120 203,69 0,52 5,85 26,55 3,02 13,70 17,56 17,98
№ 200 95,39 0,24 10,75 49,65 2,60 12,00 15,11 15,75
№ 400 72,24 0,18 36,96 149,44 6,77 27,36 39,34 35,90
Pasa 400 23,27 0,06 81,62 392,38 4,81 23,14 27,98 30,37
394,59 1
17,20 76,21
99
BACHE CIANURADO 3
Muestra Peso Muestra Peso Dore:Au+Ag Peso Oro Ley Oro Ley Plata
№ 120 25 gr 0,00079 A.A 0,78 30,68
№ 200 25 gr 0,00138 A.A 0,80 54,52
№ 400 25 gr 0,00374 A.A 1,53 148,16
Pasa 400 21,70 gr 0,00850 0,00033 13,22 326,85
MALLA VALORADA Muestra
Tamiz # Peso %
Peso Ley Oro
Ley Plata
M. Valorada Oro
M. Valorada Plata
% Oro en malla
% Plata en malla
№ 120 211,25 0,54 0,78 30,68 0,42 16,48 26,15 22,73
№ 200 94,26 0,24 0,80 54,52 0,19 13,07 12,03 18,03
№ 400 65,97 0,17 1,53 148,16 0,26 24,85 16,09 34,28
Pasa 400 21,77 0,06 13,22 326,85 0,73 18,09 45,73 24,96
393,25 1
1,60 72,50
ANEXO 10. TABLA DE VOLÚMENES DEL TANQUE EN LOS DISTINTOS BACHS.
Volumen Tanque de Cianuración
Volumen 1 Volumen 2 Volumen Total
Altura (m) Radio (m) Volumen Radio 1
(m) Radio 2
(m) Altura
(m) Volumen
0,76 0,93 2,065 0,93 0,40 0,40 0,685 2,750
0,9 0,93 2,445 0,93 0,40 0,40 0,685 3,130
0,8 0,93 2,174 0,93 0,40 0,40 0,685 2,859
ANEXO 11. TABLA DE LEYES EN EL PROCESO DE CIANURACIÓN.
ARENA INGRESADA
Muestra Peso Muestra Peso Dore:Au+Ag Peso Oro Ley Oro Ley Plata
BACH-1 25 gr 0,00353 0,00037 14,8 126,40
BACH-1 25 gr 0,00356 0,00036 14,4 128,00
BACH-2 25 gr 0,00369 0,00043 17,2 130,40
BACH-2 25 gr 0,00376 0,00045 18 132,40
BACH-3 25 gr 0,00332 0,00030 12 120,80
BACH-3 25 gr 0,00316 0,00031 12,4 114,00
ARENA CIANURADA
Muestra Peso Muestra Peso Dore:Au+Ag Peso Oro Ley Oro Ley Plata
B.C-1 25 gr 0,00252 0,00020 8 92,80
B.C-1 25 gr 0,00254 0,00023 9,2 92,40
B.C-2 25 gr 0,00309 0,00027 10,8 112,80
B.C-2 25 gr 0,00314 0,00028 11,2 114,40
B.C-3 25 gr 0,00254 0,00015 6 95,60
B.C-3 25 gr 0,00251 0,00018 7,2 93,20
100
ARENA RELAVE
Muestra Peso Muestra Peso Dore:Au+Ag Peso Oro Ley Oro Ley Plata
A.R- 1 25 gr 0,00178 A.A 1,658 69,54
A.R- 2 25 gr 0,00197 A.A 1,716 77,08
A.R- 3 25 gr 0,00200 A.A 1,645 78,36
