Estudio de las variables que influyen en la concentración gravimétrica en mesa vibratoria de un mineral aurífero proveniente del sector minero La Pangui distrito Chinapintza

UNIVERSIDAD TÉCNICA PARTICULAR DE LOJA

La Universidad Católica de Loja

ÁREA TÉCNICA

TÍTULO DE INGENIERO EN GEOLOGÍA Y MINAS

Estudio de las variables que influyen en la concentración gravimétrica en

mesa vibratoria de un mineral aurífero proveniente del sector minero

La Pangui distrito Chinapintza.

TRABAJO DE TITULACIÓN

AUTOR:

Córdova Alarcón, Ronald Augusto

DIRECTOR:

Sanmartín Gutiérrez, Víctor Aurelio, Mgs.

LOJA-ECUADOR

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

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APROBACIÓN DEL DIRECTOR DEL TRABAJO DE TITULACIÓN

Magister.

Víctor Aurelio Sanmartín Gutiérrez

DIRECTOR DEL TRABAJO DE FIN DE TITULACIÓN

De mi consideración:

El presente trabajo de titulación: “Estudio de las variables que influyen en la concentración gravimétrica en mesa vibratoria de un mineral aurífero proveniente del sector minero La Pangui distrito Chinapintza_” realizado por Córdova Alarcón Ronald Augusto, ha sido orientado y revisado durante su ejecución, por lo que se aprueba la presentación del mismo.

Loja, Octubre 2015

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DECLARACIÓN DE AUTORÍA Y CESIÓN DE DERECHOS

“Yo Córdova Alarcón Ronald Augusto declaro ser autor del presente trabajo de titulación: “Estudio de las variables que influyen en la concentración gravimétrica en mesa vibratoria de un mineral aurífero proveniente del sector minero La Pangui distrito Chinapintza_”, de la titulación de Ingeniero en Geología y Minas, siendo Víctor Aurelio Sanmartín Gutiérrez director del presente trabajo; y eximo expresamente a la Universidad Técnica Particular de Loja y a sus representantes legales de posible reclamos o acciones legales. Además certifico que las ideas, conceptos, procedimientos y resultados vertidos en el presente trabajo investigativo, son de exclusiva responsabilidad.

Adicionalmente declaro conocer y aceptar la disposición del Art. 88 del Estatuto Orgánico de la Universidad Técnica Particular de Loja que en su parte pertinente textualmente dice: “Forman parte del patrimonio de la Universidad la propiedad intelectual de investigaciones, trabajos científicos o técnicos y tesis de grado que se realicen a través o con el apoyo financiero, académico o institucional (operativo) de la Universidad”.

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DEDICATORIA

AGRADECIMIENTO

Agradezco a todos los ingenieros y docentes que me guiaron a lo largo de mi carrera universitaria, primordialmente al Ing. Sanmartín por guiar mi tesis de titulación y un agradecimiento muy especial para el Ing. Quintuña por su apoyo desinteresado.

Agradezco a todos mis compañeros, con los que he compartido todos estos años de estudio.

A todas las personas que de una u otra forma me ayudaron a finalizar esta etapa de mi vida. A toda mi familia, en especial a mis padres por todo el apoyo y cariño, les agradezco de todo corazón.

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ÍNDICE DE CONTENIDOS

APROBACIÓN DEL DIRECTOR DEL TRABAJO DE TITULACIÓN ... ii

DECLARACIÓN DE AUTORÍA Y CESIÓN DE DERECHOS ... iii

DEDICATORIA ... iv

AGRADECIMIENTO ... v

RESUMEN EJECUTIVO ... 1

ABSTRACT ... 2

CAPÍTULO I ... 3

INTRODUCCIÓN ... 3

1.1. Antecedentes y justificación ... 4

1.2. Objetivos ... 5

1.2.1. Objetivo general. ... 5

1.1.1. Objetivos específicos. ... 5

CAPÍTULO II ... 6

CARACTERÍSTICAS GEOGRÁFICAS Y FÍSICAS DEL SECTOR MINERO LA PANGUI _– CHINAPINTZA ... 6

2.1. Ubicación geográfica ... 7

2.2. Acceso ... 8

2.3. Clima y vegetación ... 8

2.4. Topografía y geomorfología ... 8

CAPÍTULO III ... 10

GEOLOGÍA ... 10

3.1. Geología regional ... 11

3.1.1. El batolito de Zamora. ... 11

3.1.2. La unidad Piuntza. ... 11

3.1.3. Unidad Misahuallí ... 12

3.1.4. Unidad Chinapintza ... 12

3.1.5. Formación Napo ... 12

3.1.6. Formación Hollín ... 12

3.2. Estructuras ... 13

3.3. Geología local ... 14

3.4. Mineralización ... 15

CAPÍTULO IV ... 16

PRINCIPIOS DE LA CONCENTRACIÓN GRAVIMÉTRICA EN MESA VIBRATORIA ... 16

4.1. Concentración por gravedad ... 17

4.2. Concentración en mesa vibratoria ... 18

4.2.1. Definición. ... 18

4.2.2. Principio de funcionamiento. ... 18

4.2.3. Capacidad de operación. ... 19

CAPÍTULO V ... 20

METODOLOGÍA Y EQUIPOS ... 20

5.1. Muestreo del material ... 21

5.2. Preparación, homogenización y cuantificación del material ... 21

5.2.1. Trituración del material ... 21

5.2.2. Homogenización y cuarteo de las muestras ... 22

5.3. Caracterización del material ... 23

5.3.1. Peso específico. ... 23

5.3.2. Análisis mineralógico. ... 24

5.3.3. Fluorescencia de rayos x. ... 25

5.3.4. Análisis granulométrico. ... 26

5.3.5. Análisis químico ... 27

5.4. Molienda del material ... 30

5.5. Análisis de malla valorada ... 31

5.6. Prueba metalúrgica en mesa vibratoria ... 32

5.6.1. Metodología. ... 32

5.6.2. Equipo utilizado. ... 34

5.6.3. Procedimiento. ... 36

CAPÍTULO VI ... 38

RESULTADOS Y ANÁLISIS ... 38

6.1. Peso Específico ... 39

6.2. Análisis Mineralógico ... 39

6.3. Fluorescencia de rayos X ... 40

6.4. Análisis granulométrico y molienda del mineral ... 41

6.5. Análisis Químico de cabeza ... 43

6.7. Prueba metalúrgica en mesa vibratoria ... 44

6.7.1. Primera fase. ... 44

6.7.2. Segunda fase. ... 46

CONCLUSIONES ... 48

viii

ANEXO 1. Ensayos de peso específico. ... 53

ANEXO 2. Ensayos Granulométricos determinados con el Software Moly-Cop Tools 3.0.54 ANEXO 3. Parámetros de Molienda del material. ... 57

ANEXO 4. Resultados del análisis de fluorescencia de rayos X (análisis 324). ... 58

ANEXO 5. Composición de Flux básico. ... 58

ANEXO 6. Cálculo de ley de cabeza de oro y plata. ... 59

ANEXO 7. Balance metalúrgico de mesa vibratoria segunda fase. ... 60

ANEXO 8. Cálculo para ensayos de absorción atómica. ... 61

ÍNDICE DE FIGURAS Figura 1. Ubicación geográfica de la Pangui-Chinapintza. ... 7

Figura 2. Vía de acceso a la Pangui-Chinapintza. ... 8

Figura 3. Topografía de La Pangui-Chinapintza. ... 9

Figura 4. Geología Regional de Zamora Chinchipe. ... 13

Figura 5. Mapa geológico del campo minero Chinapintza, basado en los mapas de Cóndor Mine S.A. – TVX (1.997). ... 15

Figura 6. Boca mina (1) y veta mineralizada (2). ... 21

Figura 7. Trituradora RESTSCH... 22

Figura 8. Homogenización (izquierda) y cuarteo de la muestra (derecha). ... 23

Figura 9. Materiales utilizados para el ensayo del picnómetro ... 24

Figura 10. Elaboración de briquetas: 1 Pulido de briquetas; 2 Secado en cámara de vacío; 3 Materiales utilizados; 4 Briquetas terminadas. ... 25

Figura 11. Ensayo de Fluorescencia de rayos x: 1) Material; 2) Equipo de Fluorescencia BRUKER S1. ... 26

Figura 12. Ensayo granulométrico. ... 27

Figura 13. Crisoles (1) y Fusión (2). ... 28

Figura 14. Copelas con la perla de oro y plata. ... 28

Figura 16. Lectura de muestras en Absorción Atómica. ... 30

Figura 17. Molino de bolas. ... 31

Figura 18. Diagrama de la primera fase de la prueba metalúrgica ... 33

Figura 19. Diagrama de la segunda fase de la prueba metalúrgica. ... 34

Figura 20. Partes de la mesa vibratoria. ... 35

Figura 21. Ángulos de Inclinación y movimiento de la mesa. ... 35

Figura 22. Separación del material. ... 36

Figura 23. Secciones pulidas: Galena (Gn) y pirita (Py) (imagen derecha) y cristales de pirita (Py), pirrotina (Po) y óxidos (Ox) (imagen izquierda). ... 39

Figura 24. Sección pulida: pirrotina (Po) y pirita (Py). ... 39

Figura 25. Concentraciones de Fluorescencia de rayos x. ... 40

Figura 26. Espectro de Fluorescencia de rayos x (análisis 324). ... 41

Figura 27. Curvas granulométricas a diferentes tiempos de molienda con el programa Moly-Cop Tools. ... 42

Figura 28. Gráfica de distribución de oro de acuerdo a la malla. ... 44

Figura 29. Rendimiento de recuperación de Au acumulado. ... 45

Figura 30. Rendimiento de concentrados en relación al tamaño de grano. ... 45

Figura 31. Recuperación de oro de los concentrados en relación a la frecuencia de sacudidas. ... 47

ÍNDICE DE TABLAS Tabla 1: Ubicación de la muestra de estudio.. ... 7

Tabla 2. Metodología de la primera fase de la prueba metalúrgica en mesa vibratoria. ... 32

x

Tabla 6. Ley de cabeza de Au y Ag. ... 43

Tabla 7. Análisis de malla valorada inicial de Au y Ag. ... 44

Tabla 8. Balance Metalúrgico de la primera fase con tres etapas de recuperación. ... 44

Tabla 9. Balance metalúrgico segunda fase de concentración de la primera etapa. ... 46

RESUMEN EJECUTIVO

Utilizando material de mina extraído del sector La Pangui, se propone realizar pruebas metalúrgicas experimentales en mesa vibratoria, con el fin de estudiar la influencia del tamaño de las partículas y la frecuencia de las sacudidas.

Las pruebas metalúrgicas se ejecutaron en dos fases distintas, en la primera fase se realizaron tres etapas de concentración con diferentes tamaños de partícula (815 μm; 211 μm y 74μm), dando como resultado la mejor concentración a un tamaño de grano igual a 211 μm (recuperación: 25.83 %). Para la segunda fase se ejecutaron dos concentraciones variando la frecuencia de las sacudidas (190 y 290 sacudidas por minuto) de la mesa vibratoria, dando como mejor resultado la concentración realizada a 290 sacudidas por minuto, con una recuperación de 86.65 %.

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ABSTRACT

Using material extracted of the Pangui Sector, it intends to conduct metallurgical tests on experimental shaking table, in order to study the influence of particles size and frequency of the shocks.

Metallurgical tests were carried out in two different phases, in the first phase were made three stages of concentration with different particles sizes (815 μm, 211 μm and 74 μm), giving as result in the best concentration to a grain size equal to 211 μm (recovery: 25.83 %). For the second phase two concentrations were executed by varying the frequency of the shocks (190 and 290 strokes per minute) of the vibrating table, leading to better results in the concentration conducted at 290 strokes per minute, with a recovery of 86.65 %.

CAPÍTULO I

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1.1. Antecedentes y justificación

“Antes del 2012, la minería sólo constituyó el 0,3 % del PIB y proporcionó 2.982 empleos directos y 10.254 indirectos. Sin embargo, según el “Plan nacional de desarrollo minero,” la extracción a gran escala representará el 5 % del PIB, generará 10.000 nuevos trabajos y aumentará alrededor de 37.000 millones de dólares en los próximos veinte años_{” (Schneider} kyle, 2012). Es innegable que los recursos minerales no renovables son muy importantes, y estos pueden jugar un papel fundamental en la economía Ecuatoriana dentro de los próximos años.

Dentro de las normativas públicas en Ecuador, está la eliminación del uso del mercurio en la minería, por lo cual este proyecto está orientado a impulsar la recuperación de oro sin la utilización de químicos.

“El yacimiento de Chinapintza, ubicado en la frontera con el Perú, inició su explotación en la década del ochenta y se ha convertido en la actualidad en una de las localidades mineras más importantes del país. Compañías como Cóndor Mine y Chalupa _– Ecuasaxon, que extraían oro de este yacimiento, lo abandonaron durante el período de conflicto con el Perú, y sus minas fueron invadidas por mineros artesanales que aún permanecen allí_” (Centro Desarrollo y Autogestión, 2002). La mayoría de las personas que se dedican a la minería artesanal en este sector, explotan los minerales de forma irracional y utilizan químicos como el mercurio y el cianuro para extraer el oro. En conclusión este sector necesita implementar un método para concentrar el oro, sin la utilización de químicos.

Por otra parte “La concentración por gravimetría es la más simple y económica de todos los métodos de procesamiento de minerales” (Álvarez A., 2006). Se emplean de forma satisfactoria para separar minerales de forma eficiente y sin la utilización de ningún químico. Retomar e implementar estos métodos reducirá de manera considerable el impacto ambiental generado por la minería artesanal.

1.2. Objetivos

1.2.1. Objetivo general.

 Recuperar oro de mineral de mina por concentración gravimétrica en mesa vibratoria del sector La Pangui-Chinapintza.

1.1.1. Objetivos específicos.

 Caracterizar el mineral de mina del sector La Pangui _– Chinapintza.

 Realizar el análisis de concentración sobre los diferentes tamaños de partícula.  Realizar el análisis de concentración sobre las diferentes sacudidas de la mesa

CAPÍTULO II

2.1. Ubicación geográfica

La Pangui está localizada al Sureste de Nuevo quito, parroquia del cantón Paquisha, provincia de Zamora Chinchipe, al sur de Ecuador.

La zona minera la Pangui se encuentra ubicada en la zona Subandina, al sureste de la amazonia ecuatoriana, en los flancos occidentales de la Cordillera del Cóndor, muy cerca de la frontera entre Ecuador y Perú.

Tabla 1: Ubicación de la muestra de estudio. Referenciada en el datum WGS 84 UTM Zona 17 S.

DETERMINACION DE LA MUESTRA DE ESTUDIO

Puntos Coordenadas UTM

Y X h

1 9551508 769241 1690

Fuente: Córdova, 2015.

Figura 1. Ubicación geográfica de la Pangui-Chinapintza. Fuente: Mapa geográfico de Ecuador IGM.

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2.2. Acceso

La Pangui se encuentra a una distancia de 136 km desde la ciudad de Loja. La vía de accesibilidad desde Loja hasta Zumbi (90 km) es de primer orden, carretera de pavimento y asfalto que se encuentra en buen estado la mayor parte del año. La vía desde Zumbi hasta La Pangui (46 km) es camino lastrado de segundo orden y muy accidentado por la geomorfología que presenta la zona.

El recorrido dura aproximadamente 2h y 45min y se recomienda la utilización de un vehículo 4x4.

Figura 2.Vía de acceso a la Pangui-Chinapintza. Fuente: Córdova, 2015.

2.3. Clima y vegetación

El clima presente en el sector es típico de zonas situadas a esta elevación a lo largo de la parte amazónica de los Andes, con temperaturas diarias que van entre 18ºC y 29ºC, con un promedio de 22ºC. La precipitación es de 2 a 4 metros por año con rangos de precipitaciones máximas que ocurren entre febrero y abril y rangos mínimos que ocurren en el mes de diciembre. Aunque, pueden ocurrir lluvias pesadas en cualquier momento del año (Chinapintza Gold Project, 2013).

La zona permanece cubierta con nubes y niebla especialmente en temporada de lluvia, con una humedad promedio de 80 % (Chinapintza Gold Project, 2013).

2.4. Topografía y geomorfología

laderas con caras muy empinadas (pendiente promedio 29º), que puede facilitar el acceso a la minería subterránea (Chinapintza Gold Project, 2013).

CAPÍTULO III

3.1. Geología regional

La zona Subandina representa el lado occidental plegado de la cuenca marginal preandina; el basamento cristalino en la base de esta zona se ha desplazado a una profundidad mayor a los 8 km. sobre el cual discordantemente descansa un complejo de rocas sedimentarias y volcanógeno-sedimentarias marinas (Paladines A., 2010).

La zona minera La Pangui-Chinapintza, regionalmente está constituida por formaciones volcánicas y volcano-sedimentarias; El Batolito de Zamora (Jurásico 195-140Ma), La Unidad Piuntza (Triásico-Jurásico 220Ma.), la Unidad Misahuallí (Jurásico-Cretácico), formaciones sedimentarias cretácicas (Hollín, Napo y Tena) y el Pórfido de Chinapintza (Cretácico Medio – Superior).

3.1.1. El batolito de Zamora.

Un Intrusivo-plutónico tipo I de composición calco-alcalina de edad Jurásica. Comprende localmente granodiorita hornbléndica de megacristales de pertita y oligoclasa de grano grueso a muy grueso. El cuarzo muestra un alineamiento direccional. Las zonas de brechas pueden contener también clastos angulosos de pórfido de cuarzo, andesita y andesita basáltica (Prodeminca, 2000).

El batolito intruyó la región de intercepción de la zona Subandina con la Zona Transversal Puna Méndez lo que puede considerarse como señal complementaria de la existencia de esta zona en el Mesozoico temprano. El conjunto de rocas volcánicas e intrusivas descritas constituyen el arco volcánico continental de edad jurásica, de enorme importancia, pues en este arco en la última década se han descubierto los yacimientos de los cinturones metálicos de cobre-molibdeno y de oro-plata más importantes del país (Paladines A., 2010).

3.1.2. La unidad Piuntza.

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3.1.3. Unidad Misahuallí

Unidad constituida por brechas volcánicas con intercalaciones de pequeños diques andesíticos, más o menos basálticos, variando a andesitas porfiríticas. Mineralización de sulfuros, representados por pirita, calcopirita, molibdenita, trazas de pirrotina, esfalerita, galena y como ganga hematina y calcita (Chávez, 2008).

3.1.4. Unidad Chinapintza

El pórfido de Chinapintza es el huésped principal del sistema de vetas al Norte de la Falla Pangui Alto y comprenden varios tipos y facies composicionales diferentes como; Pórfidos riodacíticos de cuarzo +/- feldespato y diques microporfídicos de cuarzo; y Pórfidos dacíticos de cuarzo + hornblenda +/- feldespato y diques de dacita hornbléndica. Los contenidos de fenocristales de hornblenda llegan al 10 % pero normalmente están alrededor del 3 % (Prodeminca, 2000).

3.1.5. Formación Napo

Paquetes de pizarras bituminosas con lentes e intercalaciones de subgrauvacas y siltitas de grano fino, ocurren localmente dentro o en la base de la secuencia volcánica y también se superponen directamente al basamento de granitoides (Prodeminca, 2000).

3.1.6. Formación Hollín

Figura 4.Geología Regional de Zamora Chinchipe. Fuente: Tomada y Modificada del Mapa geológico del Ecuador

escala 1:1000000.

3.2. Estructuras

La Pangui involucra las formaciones comprendidas desde el Paleozoico al Cretáceo, dentro de un esquema de distribución controlado por dos estructuras regionales, de orientación N-S: Falla Nangaritza, al Oeste del área y, falla La Pangui-Reina del Cisne al Este, a los que es relacionada la conformación de la cordillera del Cóndor (Chávez, 2008).

Falla Nangaritza: pone en contacto un bloque hundido, al Oeste, conformado por las

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Falla La Pangui - Reina del Cisne: es una falla de sobrecorrimiento generada por la acción

del empuje del Cratón sobre la Placa Continental, consecuencia de este empuje es el levantamiento de la Cordillera del Cóndor y un vuelco estratigráfico (Chávez, 2008). El sistema de vetas polimetálicas principales tienen un azimut de 295º-360º y son verticales o fuertemente inclinadas a cada lado de la vertical, pero con una mayor tendencia al NE. El enjambre de vetas se extiende al menos 5 km, pero está mejor desarrollado dentro del Pórfido Chinapintza. En profundidad sus espesores son de 0.2 a 2 m pero se ensanchan pronunciadamente hacia arriba y en las partes más altas se ramifican y presentan “stockwork” y brechas asociadas (Prodeminca, 2000).

3.3. Geología local

Al este de Nambija en el distrito de CHINAPINTZA-LA PANGUI se han descubierto algunos depósitos, relacionados a los volcánicos Misahuallí, en la parte norte del batolito de Zamora. Las volcanitas incluyen riolitas, dacitas, tobas y brechas, brechas intrusivas y esquistos negros, intruidos por pórfidos cuarzo feldespáticos y plutones de granitos hornblendicos de edad desconocida. Estas rocas son parte de un centro volcánico de 9 km2 _{las cuales} localmente han sido silicificadas, cericitizadas y argilitizadas.

El depósito de Chinapintza es un stockwork con vetillas de 0.5 m de potencia de cuarzo oxidadas que tiene un contenido de 50 g/t de oro, siendo las reservas probables del orden de 12 toneladas de oro (Paladines A., 2010).

La mineralización aurífera de vetas, brechas y “stockworks” en el campo minero de Chinapintza es del tipo epitermal de baja sulfuración relacionado con un complejo volcánico-subvolcánico de edad Cretácico Medio. En el campo minero Chinapintza las vetas están mejor desarrolladas en los pórfidos dacíticos subvolcánicos y están claramente asociados con intrusiones más tardías de pórfido riolítico.

Figura 5.Mapa geológico del campo minero Chinapintza, basado en los mapas de Cóndor Mine S.A. – TVX (1.997).

Fuente: Evaluación de Distritos Mineros del Ecuador, Depósitos porfídicos y epi-mesotermales relacionados con intrusiones de la cordillera del Cóndor (Vol. 5 PRODEMINCA,junio 2.000).

3.4. Mineralización

CAPÍTULO IV

4.1. Concentración por gravedad

Los métodos de separación gravimétrica se usan para tratar una gran variedad de materiales, que van desde los sulfuros de metales pesados tales como la galena (densidad 7.5) hasta el carbón (densidad 1.3), en algunos casos con tamaño de partícula inferiores a 5 micrones (Wills B., 2006).

Estos métodos disminuyeron su importancia en la primera mitad del siglo veinte debido a la evolución del proceso de flotación en espuma, que permite el tratamiento selectivo de minerales complejos y de baja concentración. Sin embargo, la separación por gravedad ha tenido avances muy significativos en los últimos años incrementándose su aplicación notoriamente (Wills B., 2006).

4.1.1. Principios de la concentración gravimétrica.

La concentración por gravedad es, esencialmente, un método para separar partículas de minerales de diferente peso específico debido a sus diferencias de movimiento en respuesta a las acciones que ejercen sobre ellas, simultáneamente, la gravedad u otras fuerzas (Pávez, 2005), siendo este último a menudo la resistencia al movimiento ofrecido por un fluido viscoso, tal como agua o aire (Wills B., 2006).

Para una separación efectiva es esencial que exista una diferente densidad marcada entre el mineral y la ganga. Una idea del tipo de separación posible se puede obtener a partir del criterio de concentración (CC):

CC = ℎ −₋

Donde _ℎ es la gravedad especifica del mineral pesado, es la gravedad específica del mineral ligero, y es la gravedad específica del medio fluido.

En términos muy generales, cuando el cociente es superior a 2.5, ya sea positivo o negativo, la separación por gravedad es relativamente fácil, la eficiencia de la separación decrece a medida que el valor del cociente disminuye (Wills B., 2006).

El movimiento de una partícula en un fluido no solo depende de su gravedad específica, sino también de su tamaño; las partículas grandes se verán más afectadas que las más pequeñas (Wills B., 2006).

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4.2. Concentración en mesa vibratoria

4.2.1. Definición.

La mesa vibratoria se utiliza desde hace varias décadas, siendo un equipamiento diseminado por todo el mundo para la concentración gravitacional de menas y carbón. Es considerada de modo general el equipo más eficiente para el tratamiento de materiales con granulometría fina. Es un equipamiento muy utilizado en la limpieza de concentrado primario o secundario de menas de oro libre y menas aluviales (Pávez, 2005).

Las mesas vibratorias son equipamientos de concentración que actúan a través de superficies con movimientos acelerados asimétricos, combinados muchas veces con el principio de escurrimiento laminar (Pávez, 2005).

En 1985 fue lanzada la mesa de Wilfley que vino a constituirse en el principal modelo de mesa vibratoria. Efectivamente, solamente después de la constatación de su eficiencia el uso de la mesa fue propagado y surgieron nuevos modelos (Pávez, 2005).

La mesa de Wilfley tuvo como principal modificación el cubrimiento parcial del tablero con “riffles” (canales) paralelos al eje longitudinal que posibilitó el tratamiento de la alimentación gruesa y aumentó su capacidad. Los “riffles” fueron introducidos con las siguientes finalidades: formar cavidades donde ocurra la formación de lecho y estratificación, ocultar las partículas pesadas para la transmisión de las vibraciones y exponer las partículas grandes y livianas al flujo transversal de agua de lavado después de la estratificación (Pávez, 2005).

4.2.2. Principio de funcionamiento.

La mesa Wilfley dispone de un mecanismo que proporciona un movimiento de vibración lateral diferenciado en sentido transversal al flujo de pulpa que causa el desplazamiento de las partículas a lo largo de los “riffles”.

Los “riffles” tienen las siguientes funciones:

- Retener las partículas en el fondo.

- Transmitir efectivamente la acción de estratificación del “deck” (cubierta de la mesa)

a la pulpa.

- Tornar el flujo turbulento para producir la separación entre las partículas.

del movimiento asimétrico de la mesa, resultando en un desplazamiento de las partículas para adelante; las pequeñas y pesadas se desplazan más que las gruesas y livianas. En los espacios entre los “riffles”, las partículas se estratifican debido a la dilatación causada por el movimiento asimétrico de la mesa y por la turbulencia de la pulpa a través de los “riffles”, haciendo que los minerales pesados y pequeños queden más próximos a la superficie que los grandes y livianos. Las camadas superiores son arrastradas por sobre los “riffles” por la nueva alimentación y por el flujo de agua de lavado transversal. Los “riffles” van disminuyendo de altura de modo que, progresivamente, las partículas finas y pesadas son puestas en contacto con el film de agua de lavado que pasa sobre los “riffles”.

La concentración final tiene lugar en la región lisa de la mesa, donde la capa de material se presenta más fina. La resultante del movimiento asimétrico en la dirección de los “riffles” y de la velocidad diferencial en escurrimiento laminar, perpendicularmente, es el esparcimiento de los minerales (Pávez, 2005).

4.2.3. Capacidad de operación.

La capacidad de la mesa depende de la frecuencia, inclinación, cantidad de agua, características de la mena, densidades de las partículas útiles y de los estériles, forma de las partículas, granulometría de la alimentación. La capacidad varía de 5 ton/día (materiales finos) hasta aproximadamente 50 ton/día (materiales gruesos). Los consumos de agua serían los siguientes: 38-83 L/min (alimentación) y 11-45 L/min (lavado). El consumo de potencia medio por mesa es de 0,6 HP (Pávez, 2005).

CAPÍTULO V

METODOLOGÍA Y EQUIPOS

5.1. Muestreo del material

La recolección de muestras se realizó en una mina ubicada en La Pangui distrito Chinapintza, en la provincia de Zamora Chinchipe. La boca mina está ubicada en las coordenadas X = 769241; Y = 9551508, a una altitud de 1690 m.s.n.m. (UTM WGS 84).

La orientación de la boca mina es 120º N, los datos estructurales de la veta mineralizada son; Azimut = 225º y Buzamiento = 88º. Se utilizó el método de muestreo por canales, el cual consiste en recolectar muestras representativas de roca encajante y de veta mineralizada en sentido perpendicular a la veta, la cantidad de material recolectado es de aproximadamente 60 kg.

Figura 6.Boca mina (1) y veta mineralizada (2). Fuente: Córdova, 2015.

5.2. Preparación, homogenización y cuantificación del material

5.2.1. Trituración del material

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Figura 7. Trituradora RESTSCH. Fuente: Córdova, 2015.

5.2.2. Homogenización y cuarteo de las muestras

La homogenización y cuarteo del material se realiza con el fin de sacar una muestra representativa de todo el lote de material, no se utilizó el cuarteador de muestras John debido a que la cantidad de material es 60kg. Del minucioso desarrollo de esta fase dependen los resultados de los diferentes análisis y pruebas metalúrgicas. El procedimiento a seguir es el siguiente:

 Se coloca todo el material triturado sobre un manto limpio.

 Se mezcla sucesivamente y por varias veces todo el material (figura 8), jalando desde las esquinas del plástico hacia el centro. Este método de homogenización se denomina Roleo.

 Con la ayuda de una espátula se extiende toda la muestra sobre el plástico y se forma una red de referencia, con el fin de tomar una pequeña porción de cada espacio.

Figura 8.Homogenización (izquierda) y cuarteo de la muestra (derecha). Fuente: Córdova, 2015.

5.3. Caracterización del material

Para la caracterización del material utilizamos aproximadamente 3 kg. de muestra previamente homogenizada. Los ensayos que comprenden la caracterización del mineral son los análisis químicos, mineralógicos, granulométricos y determinación del peso específico.

5.3.1. Peso específico.

 Equipo utilizado

Para realizar el ensayo del peso específico del mineral utilizamos una balanza electrónica y un picnómetro de 5 ml de capacidad.

 Procedimiento

El proceso para determinar el peso específico del mineral por el método del picnómetro es el siguiente:

 Primero se pesa el picnómetro vacío.

 Segundo se pesa el picnómetro más la muestra.

 Luego se afora con agua y se pesa.

 Finalmente se pesa el picnómetro completamente lleno de agua. Para obtener el peso específico se utiliza la siguiente fórmula (Anexo 1).

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Donde:

P1 = Peso del picnómetro vacío P2 = Peso picnómetro + muestra

P3 = Peso picnómetro + muestra + agua P4 = Peso picnómetro + agua

El ensayo se realizó por triplicado para obtener un promedio de los resultados. La figura 9 muestra los materiales utilizados en el ensayo.

Figura 9. Materiales utilizados para el ensayo del picnómetro Fuente: Córdova, 2015.

5.3.2. Análisis mineralógico.

 Equipo utilizado

Para la elaboración de briquetas utilizamos: una cortadora marca Lapro; una cámara de vacío marca BUEHLER; una pulidora marca PETROPOL BUEHLER y un microscopio Olympus BH2-HLSH para analizar los minerales.

 Procedimiento

La elaboración de briquetas, nos ayuda con la identificación de minerales opacos y asociaciones mineralógicas importantes. El proceso se describe a continuación:

 Deslamar y platonear la muestra, hasta obtener los sedimentos más pesados.

 Realiza la separación magnética de la muestra con ayuda de un imán.

 Preparar una mezcla de endurecedor y resina en una relación 5:1 respectivamente. Agregar acetona para mejorar la fluidez y agitar por un minuto.

 Colocar 5 gr. de muestra aproximadamente sobre la capa fina de resina.

 Luego colocamos resina hasta cubrir la muestra en su totalidad.

 Colocamos los moldes dentro de una cámara de vacío marca BUEHLER (figura 10-2), por un periodo de 48 horas.

 Finalmente se procede a pulir en una maquina marca PETROPOL BUEHLER con la ayuda de dos paños por un periodo de 20 minutos cada uno.

Figura 10.Elaboración de briquetas: 1 Pulido de briquetas; 2 Secado en cámara de vacío; 3 Materiales utilizados; 4 Briquetas terminadas.

Fuente: Córdova, 2015.

5.3.3. Fluorescencia de rayos x.

 Equipo utilizado

El equipo utilizado para el análisis de fluorescencia de rayos x es BRUKER S1, el método

aplicado fue Mining Light Elements.

 Procedimiento

 El primer paso es pulverizar y homogenizar el material de cabeza.

 Luego procedemos a secar y limpiar los recipientes a utilizar.

26

Figura 11. Ensayo de Fluorescencia de rayos x: 1) Material; 2) Equipo de Fluorescencia BRUKER S1.

Fuente: Córdova, 2015.

5.3.4. Análisis granulométrico.

 Equipo utilizado

Para el ensayo utilizamos un juego de tamices estandarizados RESTCH, un vibrotamiz de marca RESTCH AS 200, una balanza electrónica y un desobturador de ultra sonido. El ensayo de granulometría lo realizamos con el fin de obtener el D80 y D50 del material, de esta forma conoceremos la distribución del tamaño de las partículas del mineral.

 Procedimiento

El procedimiento para realizar el ensayo granulométrico es el siguiente:

 Pesar 250 gramos de muestra (malla -10#).

 Realizar una granulometría en húmedo, con la utilización de los tamices 35#, 120#, 200#, 230#, 325#, 400#. Los parámetros utilizados en este ensayo fueron: duración igual a 5 minutos; una amplitud de 1.6 e intervalos de 15 segundos. El caudal es de 21.5 ml/s aproximadamente.

 Secar el material retenido en los diferentes tamices en una estufa a 105ºC por un periodo de 24 horas.

 Con el material retenido se realiza una granulometría por vía seca, utilizando los tamices: 10#, 18#, 35#, 60#, 120#, 200#, 230#, 325#, 400# y – 400# (ver figura 12).

 Finalmente pesamos el material retenido en cada tamiz y las lamas para poder realizar la curva granulométrica. Con el software MOLYCOP TOOLS 3.0 se gráfica y determina el D80 y D50.

Figura 12.Ensayo granulométrico. Fuente: Córdova, 2015.

5.3.5. Análisis químico

5.3.5.1. Fusión-copelación.

El fire assay es una técnica analítica, empleada para determinar las cantidades de metales preciosos como: oro y plata por medio de la intervención de altas temperaturas y reactivos fundentes.

Fusión

Consiste en la separación de los metales preciosos de los otros componentes de la mena, con la ayuda de un metal colector (plomo), sometiéndolos a 1000°C de temperaturas. El proceso a seguir es el siguiente:

 Pesar 90 gr. de Flux básico (ver composición anexo 5)

 Pesar 25 gramos de muestra previamente homogenizada y pulverizada.

 Agregar 2 gramos de harina (agente reductor).

 Mezclar en un crisol y colocar una capa de flux y bórax al final (ver figura 13).

 Fundir en una mufla a 1000°C por un periodo de una hora.

28

Figura 13.Crisoles (1) y Fusión (2). Fuente: Córdova, 2015.

Copelación

La copelación se encarga de separar el colector (plomo) de los metales preciosos a 900°C (ver figura 14.). El procedimiento es el siguiente:

 Colocar el régulo de plomo en una copela.

 Introducir la copela en una mufla por un periodo de 2 a 3 horas a una temperatura de 900ºC.

 El resultado final es el dore que está compuesta de oro y plata.

 Finalmente se procede a laminar el dore con el objetivo de aumentar su superficie, para facilitar su digestión y pesado.

Figura 14. Copelas con la perla de oro y plata. Fuente: Córdova, 2015.

5.3.5.2. Digestión y cuantificación del oro.

 Equipo utilizado

La digestión química se realiza con el propósito de separar la plata del oro. Durante el ensayo utilizamos: Una plancha térmica marca IKAMAG-RET-GS, crisoles de porcelana y una campana de extracción.

 Procedimiento

 Pesar el dore en una micro balanza.

 Realizar un ataque químico con ácido nítrico (NO3 H), en crisoles de porcelana, sobre una plancha térmica a aproximadamente 100°C.

 El ataque se realiza con 3 concentraciones de ácido nítrico diferentes (1:7, 1:3 y 1:1), que contienen una parte de ácido por siete, tres y una de agua destilada respectivamente. Cada dore permanece por un periodo de 10 a 15 minutos con cada una de las concentraciones.

 Luego se lava con agua destilada con mucho cuidado para no perder el oro y se seca a temperatura para luego proceder a pesar.

30 5.3.5.3. Lectura en Absorción Atómica.

 Equipo Utilizado

Las muestras previamente digestadas, se proceden a leer con la ayuda de equipo Aanalyst 400 modelo PerkinElmer con el programa WinLab 32 AA Flame (ver figura 16).

 Procedimiento

 Para realizar la digestión de la muestra, se coloca agua regia en un crisol de porcelana por un periodo de 20 a 30 minutos hasta que la muestra se disuelva por completo.

 Se afora, cada muestra, en un balón de 25 ml con agua destilada.

 Se coloca en recipientes plásticos de 30 ml con sus respectivos códigos.

 Antes de realizar las lecturas se procede a calibrar el equipo.

 En caso de que la muestra sobrepase los rangos de calibración, se diluye la muestra.

Figura 16. Lectura de muestras en Absorción Atómica. Fuente: Córdova, 2015.

5.4. Molienda del material

 Equipo utilizado

Empleamos un molino de bolas Batch modelo MIM (9.8” por 7.2”) con carga de bolas de acero, la fuente que proporciona energía es un motor eléctrico 1/2 Hp. La molienda se realiza con la finalidad de reducir el tamaño de grano y liberar las partículas del mineral. Los parámetros utilizados son:

Carga de molienda: 11.448 Kg Volumen Agua: 1000 ml

Dilución pulpa: 1/1 (L/S) Velocidad Critica: 68 RPM

Los cálculos realizados para obtener los parámetros utilizados en este trabajo, se especifican en el anexo 3.

 Procedimiento

La molienda del material se realizó con la finalidad de obtener las diferentes granulometrías requeridas en la metodología planteada en este proyecto. El proceso a seguir es:

 Se colocó la carga molturante (bolas de acero).

 Se añadió 1 kg. de material y 1000 ml de agua.

 Colocar la tapa y montar el molino sobre los rodillos.

 Encender el motor por el tiempo programado.

Figura 17.Molino de bolas. Fuente: Córdova, 2015.

5.5. Análisis de malla valorada

 Equipo utilizado

Para este ensayo utilizamos los tamices de marca RESTCH; #60, #200, #400 y - #400, un vibrotamiz RESTCH AS 200, una balanza electrónica y un desobturador de ultra sonido.

 Procedimiento

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 Realizar una granulometría por vía húmeda con los tamices; #60, #200, #400 y -#400.

 Realizar un análisis químico de oro de cada fracción retenida.

5.6. Prueba metalúrgica en mesa vibratoria 5.6.1. Metodología.

La prueba metalúrgica consiste en dos fases, en la primera se concentra el mineral en tres etapas variando el tamaño de grano y la segunda fase consiste en variar la frecuencia de las sacudidas de la mesa vibratoria. A continuación se describe detalladamente cada proceso.

5.6.1.1. Variación del tamaño de Grano (primera fase).

La primera fase de la prueba metalúrgica consiste en 3 etapas de molienda y recuperación secuencial y un respectivo análisis químico de cada fracción con la finalidad de evaluar la eficiencia de recuperación de la mesa vibratoria.

Las condiciones de operación constantes son: inclinación de la mesa; caudal de agua de lavado; número de golpes, caudal de alimentación y disolución de la pulpa, resultando como única variable el tamaño de grano.

Tabla 2. Metodología de la primera fase de la prueba metalúrgica en mesa vibratoria. Proceso Tamaño de partícula

requerido operación constantes Condiciones de Análisis de las muestras

Etapa 1 D80 = 815 μm

Inclinación = 6º Caudal de lavado = 9 L/min

N# de sacudidas = 240 Solidos = 50 % Alimentación = 10 L/min

A. Químico = concentrado 1 A. Químico = mixtos 1 A. Químico = livianos 1

Etapa 2 D80 = 211μm

Inclinación = 6º Caudal de lavado = 9 L/min

N# de sacudidas = 240 % Solidos = 50 Alimentación = 10 L/min

A. Químico = concentrado 2 A. Químico = mixtos 2 A. Químico = livianos 2

Etapa 3 D80 = 75 μm

Inclinación = 6º Caudal de lavado = 9 L/min

N# de sacudidas = 240 % Solidos = 50 Alimentación = 10 L/min

A. Químico = concentrado 3 A. Químico = mixtos 3 A. Químico = livianos 3

Una vez tomados los tiempos de molienda, se realiza la preparación de un lote 4 kg. de material hasta llegar a obtener un tamaño de partícula igual a 850 μm, para la segunda etapa se realiza una posterior molienda a los mixtos y livianos resultantes de la primera etapa y finalmente para la tercera etapa se realiza la tercera molienda empleando los mixtos y livianos resultantes del proceso de la segunda etapa.

El siguiente diagrama (figura 18) representa la primera fase a seguir en la prueba metalúrgica:

Figura 18. Diagrama de la primera fase de la prueba metalúrgica. Fuente: Córdova, 2015.

5.6.1.2. Variación de las sacudidas de la Mesa vibratoria (segunda fase).

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Figura 19. Diagrama de la segunda fase de la prueba metalúrgica. Fuente: Córdova, 2015.

En el diagrama podemos observar todas las condiciones que permanecen constantes en las dos etapas: inclinación longitudinal y transversal, tamaño de grano, cantidad de material, porcentaje de sólidos, caudal de lavado y caudal de alimentación. La única variable es la frecuencia de las sacudidas cambiando de 190 a 290 sacudidas por minuto.

5.6.2. Equipo utilizado.

Figura 20. Partes de la mesa vibratoria. Fuente: Córdova, 2015.

36

Figura 22.Separación del material. Fuente: Córdova, 2015.

El material logra separarse en 3 fracciones; concentrados, mixtos y livianos, esto se produce gracias a las diferentes inclinaciones, rifles de la mesa, movimiento de vibración lateral y diferentes densidades de los minerales.

5.6.3. Procedimiento.

 Moler y secar todo el material en un horno a una temperatura de 105ºC por 12 horas.

 Calibrar la inclinación de la mesa y el caudal del fluido de lavado. La inclinación de operación longitudinal es 4.7° y la inclinación transversal es 6° y el caudal de agua de lavado es de 9 l/min.

 Mezclar el material con agua en partes iguales para tener una pulpa en una relación 1/1 (L/S).

 Colocar tres recipientes para recolectar los concentrado, mixtos y livianos en la mesa concentradora.

 Alimentar la pulpa con una velocidad constante de 10 l/min.

 Luego de alimentar toda la pulpa es recomendable dejar abierta la llave de agua de lavado por algunos minutos, con el objetivo de que todo el mineral termine el los recipientes de almacenamiento.

 Repetir este proceso utilizando los diferentes tamaños de partícula y las diferentes frecuencias de sacudidas, establecidos en la metodología.

CAPÍTULO VI

6.1. Peso Específico

El peso específico (γ) del mineral se determinó con el método del picnómetro, y los ensayos se realizaron por triplicado con el propósito de obtener datos confiables. El peso específico del mineral en estudio es 2.86 _�⁄ , este valor se puede comparar con el resultado obtenido por (Navas, 2014), equivalente a 2.54 ⁄ . Los datos obtenidos se detallan en la tabla 3 y los cálculos se describen en el anexo 1.

Tabla 3. Resultados de los ensayos de peso específico.

Peso específico del mineral γ( �⁄ )

Ensayo 1 Ensayo 2 Ensayo 3 Promedio γ

2.81 2.92 2.87 2.86 �⁄ Fuente: Córdova, 2015.

6.2. Análisis Mineralógico

Figura 23. Secciones pulidas: Galena (Gn) y pirita (Py) (imagen derecha) y cristales de pirita (Py), pirrotina (Po) y óxidos (Ox) (imagen izquierda).

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En las imágenes se puede observar una asociación mineralógica importante de sulfuros compuesta por pirita-pirrotina-galena y óxidos que son el resultado de las reacciones químicas de los sulfuros de hierro. El oro y la plata se encuentran estrechamente ligado a esta asociación de sulfuros (Py-Gn-Po).

Los porcentajes de minerales establecidos en las secciones pulidas son pirita diseminada 10 %, galena 5 %, pirrotina 8 % y un 77 % de óxidos, cuarzo y minerales arcillosos que son los principales componentes de la ganga.

Estos resultados pueden compararse con la información obtenida por (Prodeminca, 2000), en la cual se menciona que “los sulfuros identificados incluyen principalmente pirita y esfalerita, con cantidades generalmente subordinadas de galena, arsenopirita y pirrotina”.

6.3. Fluorescencia de rayos X

El ensayo # 324 de Fluorescencia de rayos x mediante el método Mining Light Elements, registro 6 concentraciones importantes, que se pueden observar en la tabla 4 y figura 25. El espectro resultante del análisis se observa en la figura 26.

Tabla 4. Resultados del análisis de fluorescencia de rayos x.

Concentración % Al2 O3 16.70

SiO2 58.90

S 4.05

K2O 3.88

Fe2 O3 15.00

Otros 1.41

Fuente: Córdova, 2015.

Figura 25. Concentraciones de Fluorescencia de rayos x. Fuente: Córdova, 2015.

0 10 20 30 40 50 60 70

Al2 O3 SiO2 S K2O Fe2 O3 Otros

Concentraciones

Figura 26. Espectro de Fluorescencia de rayos x (análisis 324). Fuente: Córdova, 2015.

Se puede observar que existe un amplio porcentaje de alúmina (Al2O3) el cual es uno de los principales componentes de los limos y arcillas y junto con el cuarzo (SiO2) son los principales componentes de la ganga del mineral en estudio, además el registro nos indica también que existen importantes contenidos de Fe, S y K, que son los componentes principales de los sulfuros presentes en el mineral. Asimismo existen otros componentes que están presentes como elementos traza, todos los elementos obtenidos en el ensayo se pueden observar en el Anexo 4. Este ensayo refleja claramente una concordancia con el análisis mineralógico de secciones pulidas. Gracias a estos análisis se puede concluir que roca en estudio es una riolita alterada.

6.4. Análisis granulométrico y molienda del mineral

El mineral se sometió a 8 diferentes tiempos de molienda de prueba (1, 4, 4.5, 6, 9, 12, 15 y 16 minutos), hasta llegar a obtener los 3 tiempos de molienda con la granulometría requerida.

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Figura 27. Curvas granulométricas a diferentes tiempos de molienda con el programa Moly-Cop Tools.

Fuente: Córdova, 2015.

Tabla 5. Granulometría del mineral.

Curva Tiempos de molienda D80 Malla

0 minutos 1132 _μm 16.6#

1 minuto _{815 μm} 24.3#

4 minutos 325 μm 47.5#

4.5 minutos 288 μm 51.9#

6 minutos _{211 μm} 69.8#

9 minutos _{140 μm} 106.6#

16 minutos 75 _μm 200#

Fuente: Córdova, 2015.

El primer tiempo de molienda óptimo es de 1 minuto dando como resultado un D80= 815 _μm (malla 24.3#), el segundo tiempo de molienda es de 6 minutos reflejando un D80 = 211 μm (malla 69.8#) y el tercer tiempo óptimo es a 16 minutos con un D80 = 75 μm (malla 200#). A estos tres tiempos de molienda (1min; 6min y 16min) se sometió progresivamente al material, para realizar la prueba metalúrgica en mesa vibratoria de acuerdo a como se especifica en la metodología planteada en este proyecto. Los datos y graficas se representan en el anexos 2.

6.5. Análisis Químico de cabeza

La ley de cabeza de oro y plata del mineral se determinó con el método de ensayo al fuego (fire assay), el proceso se realizó por triplicado y los datos y promedios obtenidos se representan en la tabla 6. La ley de cabeza de oro es de 6.64 g/ton y un alto contenido de plata de 37.16 g/ton (ver anexo 6).

Tabla 6. Ley de cabeza de Au y Ag.

Ley de Oro

Ensayos Ley Au (g/t) Promedio

1 5.13

2 6.79

3 8.01 6.64

Ley de Plata

Ensayos Ley Ag (g/t.) Promedio

1 36.32

2 38.77

3 36.39 37.16

Fuente: Córdova, 2015.

6.6. Análisis de oro en malla valorada

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Tabla 7.Análisis de malla valorada inicial de Au y Ag.

Malla

_{Au %}

_{Ag %}

60 # 37.59 38.74 200 # 26.38 18.11 400 # 10.87 10.65 -400 # 25.16 32.50

Total

Fuente: Córdova, 2015.

Figura 28. Gráfica de distribución de oro de acuerdo a la malla. Fuente: Córdova, 2015.

6.7. Prueba metalúrgica en mesa vibratoria 6.7.1. Primera fase.

Tabla 8.Balance Metalúrgico de la primera fase con tres etapas de recuperación.

Balance con 3 fracciones y 3 etapas

Masa Oro

Producto gr % gr/tn Distribución Rendimiento

D80 = 815um Cc 1 196.82 5.140 15.25 78.38 21.30

Mixtos 1 100 2.612 7.43 19.40 5.27

Colas 1 100 2.612 1.5 3.92 1.06

D80 = 211um Cc 2 204.53 5.341 17.8 95.08 25.83 Mixtos 2 100 2.612 9.79 25.57 6.95 Colas 2 100 2.612 0.8 2.09 0.57

D80 = 75um Cc 3 33.51 0.875 45.2 39.56 10.75

Mixtos 3 1739.5 45.427 1.93 87.67 23.82

Colas 3 1254.83 32.770 0.5 16.39 4.45

total (Cabeza) 3829.19 100.000 6.64 368.05

Rendimiento

Total 57.88 Fuente: Córdova, 2015.

0 10 20 30 40 60 # 200 # 400 # -400 # % Or o

Numero de Malla

Porcentaje de Au por malla

Rendimiento de concentración acumulado = 57.88 %

Figura 29.Rendimiento de recuperación de Au acumulado. Fuente: Córdova, 2015.

Figura 30.Rendimiento de concentrados en relación al tamaño de grano. Fuente: Córdova, 2015.

Las tres etapas de concentración arrojaron diferentes rendimientos, la primera etapa como lo muestra la figura 30 presenta un 21.30 % de concentración de oro con una malla igual a 24.3#, la segunda es la mejor concentración de las tres etapas con un rendimiento de 25.83 %, obtenida con una malla igual a 69.8# y la tercera concentración arrojo un

0 10 20 30 40 50 60 21,30 25,83 10,75 % R e n d im ie n to Co n ce n tr ad o s

Rendimiento acumulado (57.88)

Recuperación acumulado de Au Fase 1

Concentrado 3 Concentrado 2 Concentrado 1 0 5 10 15 20 25 30

815um 211um 74um

% R e nd im ie nt o C o nce ntra do s

Tamaño de Grano

46

acumulado es de 57.88 % (figura 29), este resultado se considera aceptable teniendo en cuenta que la mesa wilfley es un pre-concentrador.

En el estudio realizado por (Cabrera, 2014) en mesa vibratoria, utiliza tamaños de grano iguales a 125#, 180# y 190# con los cuales obtiene recuperaciones de 37.78 %, 10.44 % y 9.87 % respectivamente, resultados que son similares a los obtenidos en este estudio, principalmente el resultado de la malla 190# (Cabrera, 2014), que se puede comparar con nuestro resultado de la malla 200# con un rendimiento de 10.75 %. Resulta importante indicar que los resultados varían por las condiciones de operación, las características del mineral y la metodología aplicada por (Cabrera, 2014) son diferentes a las utilizadas en nuestro estudio.

6.7.2. Segunda fase.

Tabla 9. Balance metalúrgico segunda fase de concentración de la primera etapa.

Balance Metalúrgico Segunda Fase

Primera Etapa Sacudidas = 190 sacudidas por minuto.

Peso (Kg.) % Peso Au (g/t) % Recuperación Radio de Concentración

Cabeza 4.92 100.00 6.64 100.00

Concentrado 0.34 6.83 52.71 57.92 7.94

Mixtos 1.50 30.53 2.00 9.82 a

Livianos 3.08 62.64 3.20 32.26 1

Fuente: Córdova, 2015.

Recuperación Au: 57.92 %

Radio de Concentración: 7.94 a 1

Tabla 10.Balance metalúrgico segunda fase de concentración de la segunda etapa.

Balance Metalúrgico Segunda Fase

Primera Etapa Sacudidas = 290 sacudidas por minuto.

Peso (Kg.) % Peso Au (g/t) % Recuperación Radio de Concentración

Cabeza 4.78 100.00 6.64 100.00

Concentrado 0.53 11.09 60.76 86.65 9.15

Mixtos 2.16 45.19 1.50 8.81 a

Livianos 2.09 43.72 0.80 4.54 1

Fuente: Córdova, 2015.

Recuperación Au: 86.65 %

Para esta segunda fase, es notable la diferencia entre el rendimiento de recuperación de oro de la primera etapa (57.92 %) con respecto a la segunda etapa (86.65 %). En total el rendimiento aumento un 28.73 % mostrando que la recuperación mejora en el momento que aumentamos de 190 a 290 sacudidas por minuto. El número de sacudidas por minuto es uno de las variables con mayor influencia en la concentración de oro en mesa vibratoria. En la figura 31 se representa claramente el incremento de recuperación en los concentrados del material es estudio.

Figura 31.Recuperación de oro de los concentrados en relación a la frecuencia de sacudidas.

Fuente: Córdova, 2015.

Dentro del estudio realizo por (Rodriguez, 1996) se presenta un recuperación de 51.17 % la cual es muy similar a la recuperación obtenida en la primera etapa (57.92 %) en este estudio, las diferencias entre los valores obtenidos entre un trabajo y otro se deben principalmente a las características del mineral y las condiciones de concentración en mesa vibratoria. 0 20 40 60 80 100 57,92 86.65 % R e cup e ra ci o n C o nce ntra do s

Recuperación de oro segunda Fase

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CONCLUSIONES

 El peso específico del material de mina de La Pangui distrito Chinapintza es de

� = . /

 En el análisis mineralógico se determinó una asociación importante de pirita-pirrotina-galena dentro de la cual se encuentra la asociación Au-Ag. Esta asociación se puede evidenciar claramente en los análisis químicos, principalmente en los concentrados (60.76 g/ton de oro y 85.33 g/ton de plata).

 En base a los análisis de fluorescencia de rayos X, se determinó un amplio porcentaje de alúmina (Al2O3: 16.7 %) el cual es uno de los principales componentes de los limos y arcillas, y junto con el cuarzo (SiO2: 58.9 %) componen la ganga del mineral en estudio. Así mismo los óxidos (Fe2O3: 15 %) son el resultado de las reacciones químicas de los sulfuros de hierro. Gracias a estos análisis se puede concluir que la roca en estudio es una riolita con un elevado nivel de alteración.

 La granulometría de cabeza 100 % (-10#) nos arrojó como resultado un D80 = 1132 _{μm y D50} = 402 _μm.

 Dentro del análisis químico se determinó una ley de cabeza de 6.64 g/ton de Au y 37.16 g/ton de Ag.

 El proceso de concentración en la primera fase, es más eficiente con un tamaño de partícula de 211 _{μm (malla 70}#), alcanzando un rendimiento de 25.83 %.

 En la primera fase, el rendimiento global de recuperación es de 57.88 %. Un rendimiento aceptable teniendo en cuenta que la mesa wilfley es un pre-concentrador.

 En la segunda fase de concentración, el porcentaje de recuperación aumento hasta 86.65 %, cuando elevamos de 190 a 290 sacudidas por minuto.

RECOMENDACIONES

 Es recomendable seguir cambiando las variables como son: inclinación de la mesa; caudal de agua de lavado y dilución de pulpa, hasta lograr un óptimo desempeño de concentración.

 Para las posteriores concentraciones en mesa vibratoria se recomienda mantener un tamaño de grano inferior a 815 _{μm y una frecuencia de} 290 sacudidas por minuto, para materiales con características similares a las utilizadas en este estudio (La Pangui).

 Antes de realizar las respectivas moliendas del material, se recomienda revisar que todos los parámetros estén en el rango establecido, principalmente la carga de molienda y la velocidad critica.

 Se recomienda realizar una cuidadosa homogenización, pulverización y cuantificación de los reactivos en todos los ensayos químicos, con el objeto de evitar cualquier anomalía en el cálculo de las leyes.

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- Litherland M., Aspend J. y Jemielita R. (1994). The metamorphic belts of Ecuador. Key worth, U.K.: British Geological Survey. Overseas Memoir 11, Quito.

- Navas, S. (2014). Recuperación de oro por gravimetría centrífuga y flotación de los relaves provenientes de la industria minera artesanal de La Pangui-Chinapintza.

- Paladines A., Soto J. (2010). Geología y Yacimientos minerales del Ecuador.

Loja-Ecuador: Editorial UTPL.

- Paladines, A. (2005). Los Recursos No Renovables del Ecuador Base para la Planificación y Ordenamiento. Universidad Central Quito: Editorial Universitaria.

- Pávez, O. (2005). Apuntes de Concentración de Minerales II. Chile. Universidad de

Atacama.

- PRODEMINCA, E. d. (Junio 2000). Depósitos Porfídicos y Epi-Mesotermales Relacionados con Intrusiones de la Cordillera El Cóndor (1ª Edición ed.). Quito,

Pichincha , Ecuador : Unidad de coordinación del Proyecto Prodeminca Proyecto MEMBIRF 36-55 EC. Vol. 5.

- Rodriguez, B. (1996). Estudio Mineralurgico de Concentracion Gravimetrica y de Flotacion para la recuperacion de oro a partir de arenas cianuradas de la compañía ORENAS S.A. Guayaquil: ESPOL.

- Schneider, K. (2012). Podemos vivir sin oro, Pero no sin Agua”: Un estudio de la

Minería, sus Efectos y el Movimiento de Resistencia en Azuay, Ecuador.

- Wills B., Napier-Munn, (2006). Mineral Processing Technology: An introduction of ore treatment and mineral recovery (7th Edition ed.). USA: Elsevier Science and

ANEXO 1. Ensayos de peso específico.

ENSAYO 1

P1 = 9.23

_{� =}

P2 = 10.16

� =

P4 = 16.34

� = .

P3 = 15.74

ENSAYO 2

P1 = 9.23

_{� =}

� −� − � −�

P2 = 10.16

_{� =}

. − . − . − .

P4 = 16.34

_{� = .}

P3 = 15.74

ENSAYO 3

P1 = 9.23

_{� =}

� −� − � −�

P2 = 10.16

_{� =}

. − . − . − .

P4 = 16.34

_{� = .}

P3 = 15.74

54

ANEXO 2. Ensayos Granulométricos determinados con el Software Moly-Cop Tools 3.0.

Granulometría a 0 minutos de molienda

Granulometría a 1 minuto de molienda

Moly-Cop Tools TM (Version 3.0)

Test ID :

TOTAL SAMPLE WEIGHT, grs 246.51 (Dry)

Mesh Mesh Cumm.

i # Opening Passing

grs % %

1 10 2000 0.26 0.11 99.89 2 18 1000 58.33 23.66 76.23 3 35 500 53.05 21.52 54.71 4 60 250 33.67 13.66 41.05 5 120 125 20.43 8.29 32.77 6 200 74 10.81 4.39 28.38 7 230 63 3.99 1.62 26.76 8 325 44 5.15 2.09 24.67 9 400 37 1.82 0.74 23.93 21 -400 0 59.00 23.93

TOTAL 246.51 100.00 D80 = 1132 mm D50 = 402 mm Retained

Weight

PARTICLE SIZE DISTRIBUTION

RONALD CÓRDOVA ALARCÓN

1 10 100

10 100 1000 10000 100000

% P as si n g in d ic at ed S ize

Particle Size, microns

Moly-Cop Tools TM _{(Version 3.0)}

Test ID :

TOTAL SAMPLE WEIGHT, grs 249.87 (Dry)

Mesh Mesh Cumm.

i # Opening Passing

grs % %

1 10 2000 0.00 0.00 100.00 2 18 1000 31.87 12.75 87.25 3 35 500 55.48 22.20 65.04 4 60 250 41.70 16.69 48.35 5 120 125 26.81 10.73 37.62 6 200 75 13.30 5.32 32.30 7 230 63 5.19 2.08 30.22 8 325 45 6.89 2.76 27.47 9 400 38 2.26 0.90 26.56 21 -400 0 66.37 26.56

TOTAL 249.87 100.00 D80 = 815 mm D50 = 270 mm Retained

Weight

PARTICLE SIZE DISTRIBUTION

RONALD CÓRDOVA ALARCÓN

1 10 100

10 100 1000 10000 100000

% P as si n g in d ic at ed S ize