universidad central del ecuador facultad · pdf filelixiviación in situ gravitacional...
TRANSCRIPT
UNIVERSIDAD CENTRAL DEL ECUADOR
FACULTAD DE INGENIERÍA EN GEOLOGÍA, MINAS, PETRÓLEOS Y
AMBIENTAL
CARRERA DE INGENIERÍA DE MINAS
PROPUESTA DE MEJORA PARA LA RECUPERACIÓN AURÍFERA EN
LA ZONA “LA BELLA” DE LA CONCESIÓN BELLA RICA, UBICADA
EN EL DISTRITO PONCE ENRÍQUEZ
AUTOR:
Daniel Rodrigo Alegría Calero
Quito, Julio 2014
ii
UNIVERSIDAD CENTRAL DEL ECUADOR
FACULTAD DE INGENIERÍA EN GEOLOGÍA, MINAS, PETRÓLEOS Y
AMBIENTAL
CARRERA DE INGENIERÍA DE MINAS
PROPUESTA DE MEJORA PARA LA RECUPERACIÓN AURÍFERA EN
LA ZONA “LA BELLA” DE LA CONCESIÓN BELLA RICA, UBICADA
EN EL DISTRITO PONCE ENRÍQUEZ
Trabajo de Grado presentado como requisito parcial para optar por el
Título de Ingeniero de Minas, Grado académico de Tercer Nivel
TUTOR:
ING. ADÁN GUZMÁN
AUTOR:
Daniel Rodrigo Alegría Calero
Quito, Julio 2014
iii
DECLARACIÓN DE ORIGINALIDAD
En calidad de miembros del tribunal de grado, designado por la Facultad de
Ingeniería en Geología, Minas, Petróleos y Ambiental de la Universidad Central del
Ecuador declaramos que:
La presente tesis: “PROPUESTA DE MEJORA PARA LA RECUPERACIÓN
AURÍFERA EN LA ZONA “LA BELLA” DE LA CONCESIÓN BELLA RICA,
UBICADA EN EL DISTRITO PONCE ENRÍQUEZ”; ha sido elaborada por el señor:
Daniel Rodrigo Alegría Calero, egresado de la Carrera de Ingeniería de Minas.
Por lo tanto damos fe de la originalidad del presente trabajo.
MIEMBROS DEL TRIBUNAL
_________________________ Ing. Fabián Jácome
Director del Tribunal de Tesis
________________ _________________ Ing. Carlos Ortiz Ing. Gerardo Herrera Primer Vocal Segundo Vocal
iv
AGRADECIMIENTO
En primer lugar, agradecer a mi gran amigo y jefe de la planta de beneficio
SominurCía Ltda. Dr. Segundo Aguilar Loaiza, quién de forma sincera y
desinteresada ayudo y contribuyó a la realización de este trabajo.
En segundo lugar, al Ing. Adán Guzmán, por su tiempo y apoyo durante la
realización de este trabajo, y por sus más que interesantes sugerencias y
observaciones.
De igual forma, a los Ingenieros Gerardo Herrera y Carlos Ortiz, por todas
las facilidades prestadas para la culminación de este trabajo.
También, quiero expresar mi gratitud a todas aquellas personas que de muy
diversas formas me han apoyado y han estado dispuestas a ayudarme,
orientándome con interesantes sugerencias y me han ayudado a aclarar
dudas aportándome valiosa información.
Finalmente, quiero agradecer muy especialmente a mi familia y amistades
más allegadas por su apoyo incondicional y constante, y la enorme paciencia
mostrada durante todo este tiempo.
v
DEDICATORIA
Dedico este trabajo a mis hijos: Gabriel y Ariana, diciéndoles que a pesar de
los malos momentos y obstáculos, con paciencia, constancia y
perseverancia siempre se puede lograr las metas propuestas. De igual
manera a mi esposa Andrea que por su tiempo y dedicación fue posible
concluir todo el trabajo “Gracias Amor”.
A mi madre Ximena por todo el sacrificio entregado durante todos estos
años, para poder llegar a ser un profesional, a mi padre Gabriel, de quien
aprendí los valores de la humildad, honestidad, honradez, rectitud, y el de
ser un gran profesional; a mi otra madre Mamá Loli quien con su ternura
amor y sacrificio me ayudo a llegar a ser quien soy “aquí está el cartoncito
mamita”.
A mi tía “ñaña” Jaky quien sacrificómucho de su tiempo para así ayudarme
cuando más lo requerí, y todos mis tíos: Rodrigo, Oswaldo, Luqui, Eugenia,
Ramiro, por todas sus palabras de aliento en los malos momentos.
A mis hermanos: Gabriel, Ivet y Pedro, que siempre tuvieron la paciencia y
energía de ayudarme a seguir.
A mis ahijados: David y Gabriela recordándoles que son los siguientes en
llegar a la culminación de sus estudios universitarios y que cuentan conmigo
de forma incondicional.
Por último a todos y cada uno de mis amigos de toda una vida: Gabe,
Andrés (gordo), Cesar, Paúl (Piulo), Francisco Javier (Panchito), Carlos Paúl
(Valla), Nelson, Emilio, John (negro),Andrés (gato), Beto(+), y todos los
demás amigos entrañables del grupo AMEN, quienes siempre están en los
buenos y malos momentos, gracias por toda la carrera de vida formada y
disfrutada.
vi
AUTORIZACIÓN DE LA AUTORÍA INTELECTUAL
Yo, Daniel Rodrigo Alegría Calero, en calidad de autor del trabajo de
titulación o tesis realizada sobre “PROPUESTA DE MEJORA PARA LA
RECUPERACIÓN AURÍFERA EN LA ZONA “LA BELLA” DE LA
CONCESIÓN BELLA RICA, UBICADA EN EL DISTRITO PONCE
ENRÍQUEZ”, por la presente autorizo a la UNIVERSIDAD CENTRAL DEL
ECUADOR, hacer uso de todos los contenidos que me pertenecen en la
presente obra, o divulgarlos con fines estrictamente académicos o de
investigación.
Los derechos que como autor me corresponden, con excepción de la
presente autorización, seguirán vigentes a mi favor, de conformidad con lo
establecido en los artículos 5, 6, 7, 8, 19, y demás pertinentes de la Ley de
Propiedad Intelectual y su correspondiente reglamento.
Quito, 21 de Julio del 2014
Daniel Rodrigo Alegría Calero
Autor del presente Trabajo de Titulación
C.I. 0201379187
vii
INFORME DE APROBACIÓN DEL TUTOR
En mi carácter de Tutor del trabajo de Grado, presentado por el señor
Alegría Calero Daniel Rodrigo para optar por el Título o Grado de Ingeniero
de Minas cuyo título es: “Propuesta de mejora para la recuperación aurífera
en la zona “La Bella” de la concesión Bella Rica, ubicada en el distrito Ponce
Enríquez” considero que dicho trabajo reúne los requisitos y méritos
suficientes para ser sometidos a la presentación pública y evaluados por
parte del jurado examinador que se designe.
En la ciudad de Quito a los 14 días del mes de Mayo de 2014
_________________
Ing. Adán Guzmán
C.I: 180072711-5
viii
INFORME DE APROBACIÓN DEL TRIBUNAL
PROPUESTA DE MEJORA PARA LA RECUPERACIÓN AURÍFERA EN LA
ZONA “LA BELLA” DE LA CONCESIÓN BELLA RICA, UBICADA EN EL
DISTRITO PONCE ENRÍQUEZ
El tribunal está constituido por:
Ing. Carlos Ortiz
Ing. Gerardo Herrera
Ing. Fabián Jácome, delegado del señor Subdecano de la FACUTAD DE
INGENIERÍA EN GEOLOGÍA, MINAS, PETRÓLEOS Y AMBIENTAL, afirma
que luego de revisar el trabajo de titulación previo a la obtención del título de
Ingeniero de Minas, efectuado por el señor Daniel Rodrigo Alegría Calero,
sobre el tema “PROPUESTA DE MEJORA PARA LA RECUPERACIÓN
AURÍFERA EN LA ZONA “LA BELLA” DE LA CONCESIÓN BELLA RICA,
UBICADA EN EL DISTRITO PONCE ENRÍQUEZ”, recibe la aprobación en
razón de que cumple todos los parámetros técnicos-didácticos aplicables a
la explotación minera.
Quito, 21 de Julio del 2014
_________________________ Ing. Fabián Jácome
Delegado del Subdecano Presidente del Tribunal
________________ _________________ Ing. Carlos Ortiz Ing. Gerardo Herrera Miembro del Tribunal Miembro del Tribunal
ix
UNIVERSIDAD CENTRAL DEL ECUADOR
FACULTAD DE INGENIERÍA EN GEOLOGÍA, MINAS, PETRÓLEOS Y
AMBIENTAL
CARRERA DE INGENIERÍA DE MINAS
“PROPUESTA DE MEJORA PARA LA RECUPERACIÓN AURÍFERA EN LA
ZONA “LA BELLA” DE LA CONCESIÓN BELLA RICA, UBICADA EN EL
DISTRITO PONCE ENRÍQUEZ”
Autor: Daniel Rodrigo Alegría Calero
Tutor: Ing. Adán Guzmán
RESUMEN DOCUMENTAL
El presente trabajo trata sobre la metalurgia del oro y el objetivo es:Proponer la
mejora de recuperación aurífera en la zona “La Bella”, de la concesión Bella Rica,
ubicada en el distrito minero Bella Rica. La hipótesis señala lo siguiente: La
propuesta de “mejora para la recuperación aurífera” permite economizar recursos
técnicos, humanos, materiales y ambientales sobre la base de la aplicación racional
en la zona “La Bella” de la concesión Bella Rica ubicada en el distrito Ponce
Enríquez. .Planteamiento del problema: Para la recuperación de minerales
metálicos, la parte fundamental será la optimización de los diferentes procesos
tanto de molienda, flotación, lixiviación. Marco Referencial: El área se encuentra
ubicada en la provincia del Azuay, dentro de la concesión minera de la Cooperativa
Minera Bella Rica. Marco Metodológico: Caracterización del mineral, ensayos de
molienda, experimentación de la flotación y lixiviación, análisis e interpretación de
resultados. Marco Teórico: Fundamento del beneficio de minerales. Conclusión
General: Realizado el análisis mineralógico y metalúrgico del material se considera
que se puede realizar una mejor obtención de oro.
DESCRIPTORES: Metalurgia Del Oro, Minerales Auríferos, Caracterización
Mineralógica, Molienda de Minerales, Flotación del Oro, Lixiviación del Oro.
CATEGORÍAS TEMÁTICAS: Ingeniería en Minas, Metalurgia, Procesamiento de
Minerales.
x
ABSTRACT
This work explains metallurgy of gold and its goal is: Propose improvement of
gold recovery in the area "La Bella", in Bella Rica concession located in the
Bella Rica mining district. The hypothesis states: The proposed
"improvement for the gold recovery" allows economizing the technical,
human, material and environment resources on the basis of rational
application in the area "La Bella", in Bella Rica concession located in the
Ponce Enriquez district. Problem: For the recovery of metallic minerals, the
bulk will be the optimization of different processes both grinding, flotation,
leaching. Reference Framework: The area is located in the province of
Azuay, within the mining concession of mining Bella Rica Cooperative.
Methodological Framework: Characterization of mineral grinding tests,
experimental flotation and leaching, analysis and interpretation of results.
Theoretical Framework: Basis of minerals benefits. General conclusion:
Conducted mineralogical and metallurgical analysis of the material is
considered to be performing better gold recovery.
KEY WORDS: Gold Metallurgy, Minerals gold, Mineralogical
Characterization, Mineral Grinding, Flotation of Gold, Gold Leaching
THEMECATEGORIES: Mining Engineering, Metallurgy, Mineral Processing.
xi
ÍNDICE
INTRODUCCIÓN ................................................................................................................. xvi
CAPÍTULO I ........................................................................................................................... 1
PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA ................................................................................ 1
1.1. ENUNCIADO DEL PROBLEMA .............................................................................. 1
1.2. DEFINICIÓN DEL PROBLEMA .............................................................................. 1
1.3. HIPÓTESIS ................................................................................................................ 2
1.4. OBJETIVOS ............................................................................................................... 3
1.4.1. OBJETIVO GENERAL .......................................................................................... 3
1.4.2. OBJETIVOS ESPECÍFICOS ............................................................................... 3
1.5. JUSTIFICACIÓN ....................................................................................................... 3
1.6. FACTIBILIDAD DEL TRABAJO DE TESIS ........................................................... 4
1.7. ACCESIBILIDAD A LA INFORMACIÓN ................................................................ 5
CAPÍTULO II .......................................................................................................................... 6
MARCO TEÓRICO ............................................................................................................... 6
2.1. MARCO INSTITUCIONAL Y LEGAL ...................................................................... 6
2.2. MARCO ÉTICO ......................................................................................................... 8
2.3. MARCO REFERENCIAL .......................................................................................... 9
2.3.1. ANTECEDENTES ................................................................................................. 9
2.4. Generalidades Geológico-Mineras ................................................................... 10
2.4.1. Ubicación del Área de Estudio .......................................................................... 10
2.4.2. Accesibilidad y comunicación ............................................................................ 13
2.4.3. Clima, flora y fauna de la región ....................................................................... 13
2.4.4. Situación socio-económica ................................................................................ 13
CAPÍTULO III ....................................................................................................................... 14
GEOLOGÍA........................................................................................................................... 14
3.1. Geología Regional ................................................................................................... 14
3.2. Geología Local ......................................................................................................... 15
3.3. Geología estructural ................................................................................................ 15
3.4. Mineralización .......................................................................................................... 16
3.5. Tipos de yacimientos minerales de la región .................................................. 16
3.6. Método de explotación empleado en el yacimiento Bella Rica ........................ 17
xii
CAPÍTULO IV ....................................................................................................................... 21
DISEÑO METODOLÓGICO .............................................................................................. 21
4.1. TIPOS DE ESTUDIO .............................................................................................. 21
4.2. UNIVERSO Y MUESTRA ...................................................................................... 22
4.3. TÉCNICA .................................................................................................................. 22
4.4. RECOLECCIÓN DE DATOS ................................................................................. 22
4.5. PROCESAMIENTO DE DATOS ........................................................................... 23
MARCO TEÓRICO DEL PROCESO METALÚRGICO ................................................. 24
5.1. Fundamentos de la concentración de minerales ................................................ 24
5.2. Introducción .............................................................................................................. 24
5.3. Reducción del tamaño de los minerales .......................................................... 25
5.3.1. Reducción de tamaño o conminución .............................................................. 25
5.3.2. Principios de la conminución ............................................................................. 25
5.3.3. Teoría de la conminución ................................................................................... 26
5.4. Trituración ................................................................................................................. 28
5.4.1. Tipos de trituradoras ........................................................................................... 29
5.4.1.1. Electro energéticas.................................................................................. 29
5.4.1.2. Trituradoras de mandíbulas o quijadas ................................................ 30
5.4.1.3. Trituradoras de giratorias ....................................................................... 32
5.4.1.4. Trituradoras de rodillo ............................................................................. 33
5.4.1.5. Trituradora de impacto ............................................................................ 33
5.5. Molienda ................................................................................................................... 34
5.5.1. Factores de molienda ......................................................................................... 35
5.5.2. Volumen de carga ............................................................................................... 35
5.6. Concentración Gravimétrica .................................................................................. 35
5.6.1. Concentración por impulsos .............................................................................. 36
5.6.2. Concentración por sacudimiento ...................................................................... 36
5.6.3. Concentración de flujo por gravedad ............................................................... 37
5.6.3.1. Concentradores en espiral ..................................................................... 37
5.6.3.2. Concentradores de canaleta .................................................................. 38
5.7. Procesos Hidrometalúrgicos .................................................................................. 40
5.7.1. Aspectos Generales ............................................................................................ 40
xiii
5.7.2. Concentración por flotación ............................................................................... 42
5.7.3. Factores que controlan la flotación ................................................................... 43
5.7.3.1. Tipo y calidad de los minerales ............................................................. 43
5.7.3.2. Tamaño y forma de las partículas de los minerales .......................... 44
5.7.3.3. Densidad de la pulpa .............................................................................. 44
5.7.3.4. Tipo de celdas de flotación .................................................................... 45
5.7.4. Reactivos químicos utilizados en la flotación .................................................. 45
5.1.1. Flotación de diferentes tipos de minerales ...................................................... 50
5.2. Lixiviación ................................................................................................................. 56
5.3. Métodos de Lixiviación ........................................................................................... 58
5.3.1. Lixiviación in situ .................................................................................................. 59
5.3.2. Lixiviación in situ Gravitacional ......................................................................... 59
5.3.3. Lixiviación in situ Forzada .................................................................................. 59
5.3.4. Lixiviación en Botaderos .................................................................................... 60
5.3.5. Lixiviación en Pilas .............................................................................................. 61
5.3.6. Lixiviación en Bateas .......................................................................................... 62
5.3.7. Lixiviación por Agitación ..................................................................................... 63
5.4. Cianuración .............................................................................................................. 64
5.4.1. Operaciones de Cianuración Dinámicas ......................................................... 65
5.4.2. Tipos de Tanques Agitadores ............................................................................ 66
5.4.3. Operaciones de Cianuración Estáticas ............................................................ 66
5.4.4. Tipos de Operación ............................................................................................. 66
5.4.5. Métodos de Aplicación en la región .................................................................. 71
CAPÍTULO VI ....................................................................................................................... 72
ANÁLISIS E INTERPRETACIÓN DE DATOS ................................................................ 72
6.1. Organización Empresarial ...................................................................................... 72
6.1.1. Organigrama ........................................................................................................ 73
6.1.2. Objetivo ................................................................................................................. 74
6.1.3. Capacidad de Producción .................................................................................. 74
6.1.4. Escala de la Actividad Minero-Mineralúrgica .................................................. 75
6.2. Características Generales de la Explotación Minera ......................................... 75
6.3. Etapas Principales del Proceso Productivo ........................................................ 75
xiv
6.3.1. Explotación Minera .............................................................................................. 75
6.3.2. Trituración y Molienda Inicial ............................................................................. 76
6.3.3. Concentración Gravimétrica del Oro ................................................................ 77
6.3.4. Concentración por Flotación .............................................................................. 78
6.3.5. Cianuración de los Concentrados ..................................................................... 79
6.3.6. Recuperación del oro de Solución Cianuro con Carbón Activado ............... 79
6.3.7. Adsorción y Desorción del Carbón Activado Cargado de Oro y Plata ........ 80
6.3.8. Electrodepositación del Oro y la Plata ............................................................. 81
6.3.9. Diagrama de Flujo de la Planta de Beneficio .................................................. 82
CAPÍTULO VII ...................................................................................................................... 83
SIMULACIÓN DEL PROCESO ......................................................................................... 83
7.1. Objetivo de la Experimentación ............................................................................ 83
7.2. Metodología de la Experimentación ..................................................................... 83
7.3. Resultados Obtenidos ............................................................................................ 83
7.3.1. Molienda Realizada por la Empresa ................................................................ 83
7.3.2. Molienda experimental........................................................................................ 84
7.3.3. Flotación ............................................................................................................... 86
7.3.4. Recuperación Alcanzada en la Flotación ........................................................ 86
7.3.5. Lixiviación ............................................................................................................. 88
7.3.6. Variación del Mineral y Tiempos de Molienda en la Lixiviación ................... 88
7.3.7. Variación del pH en la Lixiviación ..................................................................... 91
7.3.8. Efecto de la granulometría en la Lixiviación .................................................... 92
7.3.9. Arquitectura del Modelo Económico ................................................................. 93
CAPÍTULO VIII ..................................................................................................................... 99
CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES .................................................................. 99
8.1. Conclusiones ............................................................................................................ 99
8.2. Recomendaciones ................................................................................................... 99
CAPÍTULO IX ..................................................................................................................... 101
REFERENCIA BIBLIOGRÁFICA .................................................................................... 101
9.1. Bibliografía Consultada ........................................................................................ 101
CAPÍTULO X ...................................................................................................................... 103
ANEXOS ............................................................................................................................. 103
xv
SIGLAS Y ABREVIATURA
CIC Carbon in Column
CIL Carbon in Leanch
CIMA Compañía Industrial Minera Asociada
CIP Carbon in Pulp
DINAGE Dirección Nacional de Geología
ER Electro-Refinación
EW Electro-Depositación
IX Intercambio Iónico
LX Lixiviación
MGS Multiple Gravity Separator
PIB Producto Interno Bruto
SADCO South American Development Company
SADMIN Sistema de Administración de Derechos Mineros
SX Separación por Solventes
xvi
INTRODUCCIÓN
Las Industrias enfocan sus estrategias empresariales para reducir
sustancialmente la diferencia entre sus costos de producción y los precios
internacionales de los minerales y metales, expandiendo su capacidad
productiva y por consiguiente, la oferta de bienes y servicios. Hasta antes de
1990, las fluctuaciones de la demanda en el mercado de minerales no fueron
tan acentuadas, por lo que el comportamiento del negocio minero se tornó
incierto. Los cambios políticos y económicos surgidos a partir de esa
década, origina una política de apertura a las inversiones extranjeras
dirigidas a la minería, decisión que contribuye al aumento de la producción
de minerales.
Así pues, en la década de los noventa, aparece la llamada “nueva
economía”, teoría que implica un declive en la intensidad de uso de los
minerales y metales, mismos que para su producción dependerían mucho
más de la tecnología, información y conocimiento técnico-científico que los
anteriores estilos de desarrollo y una sustancial reducción en su crecimiento,
en relación con las industrias tradicionales.1
Investigaciones realizadas por la DINAGE (1990), han determinado la
existencia de oro, plata, zinc y cobre, en depósitos polimetálicos del
territorio ecuatoriano, recursos que se presentan en depósitos de vetas,
stockwork y diseminados, asociados a cuerpos intrusivos. Adicionalmente,
se han identificado ambientes geológicos favorables para la prospección de
minerales de la familia de los platinoides (titanio, platino), asociados a rocas
ultrabásicas, molibdeno, plomo, plata y zinc en rocas volcánicas, estaño,
wolframio y en yacimientos tipo greisen; y, minerales radioactivos asociados
a rocas volcánico-sedimentarias.
Actualmente, la minería Ecuatoriana que aporta el 1.9% del Producto Interno
Bruto (PIB) del país, está constituida por la industria del cemento, materiales
1CODIGEM. (1995). Ecuador, País de Expectantes Posibilidades Mineras. Quito. Corporación de Desarrollo e
Investigación Geológico-Minero-Metalúrgica.
xvii
de construcción, pequeñas operaciones dirigidas a la extracción de oro, plata
y cobre; y de la minería artesanal. Las áreas mineralizadas más importantes
del país son: Portovelo-Zaruma, Nambija, Junín, San Bartolomé, Sigsig,
Ponce Enríquez, Pucará, La Tigrera, Molleturo, Macuchi, La Plata, Pilzhum,
Laguar, Telimbela, Pacto, Chaucha, Uschcurrimi, Malacatos, Minas Nuevas,
entre otras.
La historia de Zaruma y Portovelo en la provincia de El Oro ubicada al sur-
oeste del país, es conocida por la existencia de importantes yacimientos
polimetálicos con contenido de oro (Au). Actualmente, se explora y explota
este Distrito de manera intensa, en especial en la zona de Portovelo-
Zaruma, en donde la explotación aurífera se remonta a la época pre-
hispánica.
Antes de 1549, previa la llegada de los españoles, eran los indígenas los
que se dedicaban a la explotación de oro, y lo hicieron en los lavaderos y en
la zona alterada del Distrito aurífero en Zaruma.2
Portovelo, como asiento minero, se remonta al año 1549, cuando fue creado
por los españoles como campamento para la explotación de las minas allí
existentes, por lo que estuvo habitado por los aborígenes que se dedicaban
a la extracción de oro que contenían las gravas, actividad que le valió el
nombre del Río Amarillo de Curipamba, que significa “Llanura de oro”.
Posteriormente, y debido a las condiciones climáticas de la región, el
poblado se ubica de manera definitiva en la zona alta. El clima de Portovelo
era demasiado caluroso y propicio para la aparición de enfermedades, como
reseña la Crónica escrita por el veedor del Rey de España, quien visitó esta
mina a principios del siglo XVI, con motivo de su fundación en 1595, con el
nombre de “Villa de San Antonio del Cerro Rico de Zaruma”.
En 1896, la Empresa Transnacional de origen norteamericano, South
American Development Company (SADCO), inicia sus operaciones mineras
2CODIGEM. (1995). Ecuador, País de Expectantes Posibilidades Mineras. Quito. Corporación de Desarrollo e
Investigación Geológico-Minero-Metalúrgica
xviii
en esta zona, creando lo que se llamó el Campamento Minero de Portovelo,
asentamiento humano-industrial que conjugó aspectos arquitectónicos y
poblacionales vanguardistas, de manera tal que fue próspero y único en el
Ecuador y en buena parte de América del Sur. La SADCO cerró sus
operaciones y abandonó Portovelo en el año de 1950, sin embargo, la
minería no decayó y ese mismo año, se crea la Compañía Industrial Minera
Asociada (CIMA) con capitales estatales y mano de obra local, para
continuar las operaciones de la SADCO, hasta la década de los 70´s (1976).
Al cese de las actividades de la empresa CIMA, surge y cobra auge la
llamada “minería artesanal” e “informal”, que persiste hasta la presente como
la principal actividad económica del Cantón. Por toda esta trayectoria,
Portovelo es conocido como primer centro minero de la Provincia de El Oro y
del país.
El cierre de la mina CIMA, el súbito incremento en la cotización internacional
del oro a inicios de la década de los 80, el redescubrimiento de Nambija y
Ponce Enríquez, distritos que junto a otros de menor importancia, dieron
origen a la pequeña minería contemporánea.3
En el año de 1981 un fuerte invierno provocó grandes pérdidas económicas,
daños en puentes, bananeras y cultivos del sector de Camilo Ponce
Enríquez, lo que motivó a los pobladores del sector a trabajar lavando las
arenas del río por su gran contenido de oro.
En 1982 mineros aventureros se lanzan en búsqueda del oro a las ruinas de
Ponce Enríquez (Lozada 1993), ubicada muy cerca de la población del
mismo nombre en la provincia del Azuay.
Los Señores López y Fajardo, fueron los pioneros y fundadores de la
extracción del oro; los mismos que con visión al futuro aprovecharon esta
“crisis“.
3CODIGEM. (1995). Ecuador, País de Expectantes Posibilidades Mineras. Quito. Corporación de Desarrollo e
Investigación Geológico-Minero-Metalúrgica
xix
Otro aspecto importante de remarcar era la transportación de la comida y la
maquinaria, la misma que era transportada al hombro de los obreros hacia
Bella Rica.
1
CAPÍTULO I
PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA
1.1. ENUNCIADO DEL PROBLEMA
¿SE PUEDE PROPONER UNA MEJORA PARA LA RECUPERACIÓN
AURÍFERA EN LA ZONA “LA BELLA”DE LA CONCESIÓN BELLA RICA,
UBICADO EN EL DISTRITO PONCE ENRIQUEZ?
1.2. DEFINICIÓN DEL PROBLEMA
La actividad minera, como la mayor parte de las actividades que el hombre
realiza para su subsistencia, crea alteraciones en el medio natural, las que
van desde las más imperceptibles hasta aquellas que representan claros
impactos sobre el medio circundante como son las minas a cielo abierto.
Hasta la década de los 80, los impactos socio-ambientales no estaban
catalogados como factores de riesgo para el medio ambiente, pero en la
actualidad, éstos generan gran preocupación, debido a que el hombre viene
alterando el ambiente y la tranquilidad social debido a los abusos, excesos y
atropellos cometidos por la mala práctica minera de algunos empresarios
mineros, comportamiento que ha motivado el aparecimiento y desarrollo de
organizaciones que se oponen a esta forma de producción de minerales y
metales, seguido de la necesidad de regular tales operaciones y normarlas
ambientalmente.
La Industria y la tecnología minera se han desarrollado conjuntamente para
mejorarla y desarrollar nuevos métodos de producción y recuperación de
minerales, abriendo caminos para su eficiencia y rentabilidad.
Probablemente el desarrollo tecnológico aplicado en la producción minera ha
alcanzado significativos avances en la tendencia universal de proteger el
ambiente, cumpliendo normas y reglamentos legales para obligar al
aprovechamiento racional y técnico de los recursos naturales sometidos a la
extracción.
2
La minería, contiene un elevado valor socio-económico derivado de
satisfacer el mercado interno y externo, generando numerosas fuentes de
trabajo, sustituir importaciones y aportar con ingresos económicos al Estado.
Los yacimientos auríferos del Ecuador, se encuentran distribuidos en
distintas zonas aunque las más importantes están en el Sur, donde las
investigaciones realizadas han permitido identificar depósitos mineralizados
de diversas características contenidas en: diseminados, masivos,
hidrotermales, skarn, stockwork, etc.
La recuperación de los diferentes metales, entre ellos el oro, depende de
manera fundamental de la optimización de los procesos productivos y de
recuperación utilizada (gravimetría, flotación, lixiviación, fundición y
refinación), así como del cuidado ambiental, conjunto técnico operativo, que
conlleva a conseguir mejores condiciones de trabajo, calidad de salud y vida,
mayor rendimiento, bajos costos de producción y mayor rentabilidad.4
1.3. HIPÓTESIS
Planteando el problema, nace la siguiente hipótesis, que se conseguirá
dilucidarla, posterior al estudio a realizar.
La propuesta de “mejora para la recuperación aurífera” permitirá economizar
recursos técnicos, humanos, materiales y ambientales sobre la base de la
aplicación racional en la zona “La Bella” de la concesión Bella Rica ubicada
en el distrito Ponce Enríquez.
4CODIGEM. (1995). Ecuador, País de Expectantes Posibilidades Mineras. Quito. Corporación de Desarrollo e
Investigación Geológico-Minero-Metalúrgica
3
1.4. OBJETIVOS
1.4.1. OBJETIVO GENERAL
Proponer la mejora de recuperación aurífera en la zona “La Bella” de
la concesión Bella Rica ubicada en el distrito minero Bella Rica
1.4.2. OBJETIVOS ESPECÍFICOS
Caracterizar mineralógica y metodológicamente el mineral a ser
tratado en la Planta de beneficio SOMINUR Cía. Ltda.
Realizar ensayos metalúrgicos para verificar la optimización y que
puedan introducirse en los procesos metalúrgicos actuales.
Comparar la recuperación que generan los molinos chilenos con
aquella que se obtienen utilizando los molinos de bolas.
Realizar pruebas de flotación para determinar los porcentajes de
recuperación alcanzados.
Definir los distintos parámetros metalúrgicos necesarios para la
flotación del mineral disponible (En la cianuración y flotación, pH,
densidad en la pulpa)
Definir los parámetros metalúrgicos necesarios para aplicar con
eficiencia el método de lixiviación.
1.5. JUSTIFICACIÓN
Las condiciones económicas actuales del país, obligan a investigar y
conocer sobre la riqueza y potencial minero que dispone el territorio
nacional, así como sobre las posibilidades de desarrollar la industria en
forma sostenida, manteniendo la calidad ambiental necesaria para proteger
el entorno, todo ello con la finalidad de transformar a la minería en una
actividad económica fundamental para el progreso del país.
4
La explotación y el aprovechamiento técnico y racional de los minerales
metálicos, y la rentabilidad de los proyectos, contribuyen a mejorar la calidad
de vida de la sociedad. 5
En base de lo anteriormente establecido, se hace necesario disponer de
plantas de tratamiento, fundición y refinación de minerales preciosos que,
técnicamente, sean capaces de satisfacer la creciente demanda del mercado
y, ofrecer alternativas de mejorar la rentabilidad a los inversionistas.
Para cubrir estas expectativas, se propone mejorar los procesos de
recuperación aurífera, que no provoquen daños en el entorno de trabajo, dé
seguridad en los procesos, minimice los impactos ambientales y mejore la
eficiencia operativa, a la vez que generen nuevas plazas de empleo directo e
indirecto a personas de la zona, colabore en programas de desarrollo socio-
comunitario de salud, educación, infraestructura, vialidad, para mejorar la
calidad de vida de los habitantes del Distrito Minero de Bella Rica.
1.6. FACTIBILIDAD DEL TRABAJO DE TESIS
La factibilidad del estudio a realizarse se estableció según las condiciones
pre existentes de producción, refinamiento y obtención de minerales que
permitan instaurar un sistema; conocimientos y habilidades del personal en
el manejo de procesos y métodos requeridos para el desarrollo del mismo; la
conformación organizacional de la empresa que facilite el funcionamiento del
sistema; el cumplimiento de normas ambientales; el acceso al equipo,
maquinarias para llevarlo a cabo y; el cumplimiento de los plazos entre lo
planeado y lo real para poder llevar a cabo el estudio.
De esta manera se determinó que la propuesta para la mejora de la
recuperación aurífera en la zona “La Bella” de la concesión Bella Rica,
ubicada en el distrito Ponce Enríquez, es factible de realizar.
5Enriquez, A. (2006). Estudio de factibilidad y diseño del sistema de explotación subterraneo del yacimiento
corazón del área minera Pacto.Tesis de grado no publicada. Universidad Central del Ecuador.
5
1.7. ACCESIBILIDAD A LA INFORMACIÓN
El interés de la Sociedad Minera Nueva Rojas SOMINUR Cía. Ltda. en
optimizar la recuperación aurífera , facilitará el acceso a la información
necesaria para el desarrollo de este proyecto. Es así que se utilizará
información de los registros de los diferentes procesos de obtención de
minerales y metales, resultados de ensayos experimentales, y
funcionamiento y organización de la empresa.
6
CAPÍTULO II
MARCO TEÓRICO
2.1. MARCO INSTITUCIONAL Y LEGAL
La Constitución de la República del Ecuador publicada en el Registro Oficial
No. 449, del 20 de octubre del 2008, establece un nuevo marco institucional
del Estado.
Mediante la Ley No. 045, publicada en el Suplemento Registro Oficial No.
517, del 29 de enero del 2009, se expidió la Ley de Minería, que establece el
nuevo marco institucional del sector público minero, cuyas bases se definen
en los siguientes artículos:
Artículo 1: norma el ejercicio de los derechos soberanos del Estado
Ecuatoriano para administrar, regular, controlar y gestionar el sector
estratégico minero, de conformidad con los principios de sostenibilidad,
precaución, prevención y eficiencia.
Artículo 8: crea la Agencia de Regulación y Control Minero, como Institución
de derecho público, con personería jurídica, autonomía administrativa,
técnica, económica, financiera y patrimonio propio, adscrita al Ministerio
Sectorial, con competencia para supervisar y adoptar acciones
administrativas que coadyuven al aprovechamiento racional y técnico del
recurso minero, a la justa percepción de los beneficios que corresponden al
Estado, como resultado de su explotación, así como también con el
cumplimiento de las obligaciones de responsabilidad social y ambiental que
asuman los titulares de derechos mineros
La Agencia de Regulación y Control Minero se rige en base a su misión,
visión y objetivos estratégicos que señalan:
MISIÓN: Regular y Controlar a los titulares y beneficiarios de
derechos mineros en el aprovechamiento racional, técnico,
socialmente responsable y ambientalmente sustentable de los
7
recursos naturales no renovables, enmarcados en normativa legal y
ambiental vigente.
VISIÓN: Consolidar su presencia en el sector minero como el
organismo estatal de regulación y control, caracterizado por altos
niveles de efectividad y gestión transparente, propiciando la confianza
de los inversionistas y coadyuvando al buen vivir de la comunidad.
Objetivos estratégicos
1. Fortalecer la capacidad y gestión del Estado a través de la regulación
y control de las actividades de exploración y explotación minera.
2. Garantizar el desarrollo sustentable de la minería, como sector
estratégico de la economía nacional, a fin de brindar a los titulares de
derechos mineros un sistema técnico-administrativo ágil y
transparente para el control de sus actividades productivas.
3. Garantizar la calidad y seguridad de las actividades mineras, en todas
sus fases, mediante el control del cumplimiento de las leyes,
regulaciones y normativas técnicas, ambientales y sociales
relacionadas con la materia, en beneficio de los intereses nacionales.
4. Actualizar y fortalecer el Sistema de Administración de Derechos
Mineros (SADMIN), Registro Minero y Catastro de concesiones
mineras, como herramientas que garanticen una información veraz y
oportuna.
5. Vigilar el comportamiento del mercado y estadísticas del sector
minero.
6. Desarrollar un Sistema de Administración de Recursos Humanos por
competencias, en el que la capacitación y el perfeccionamiento del
personal, el mejoramiento de las condiciones de trabajo, la evaluación
y la retroalimentación constituye la base fundamental de su
8
planeamiento así como la racionalidad y distribución del recursos
humano por ámbitos y áreas de trabajo.6
2.2. MARCO ÉTICO
Sociedad Minera Nueva Rojas SOMINUR Cía. Ltda., es una empresa de
pequeña minería constituida con capital ecuatoriano, con más de 30 años de
experiencia en el desarrollo de actividades mineras de exploración y
explotación aurífera, comprometida en marcar la diferencia positiva por
garantizar ambientes de seguridad y salud para sus trabajadores,
gestionando los recursos mineros con absoluto respeto al ambiente y
colaborando con comunidades asentadas en el área de influencia de sus
operaciones en programas de mejoramiento socio-económico e
infraestructura
Sominur Cía. Ltda. cuenta con personal técnico calificado para las diferentes
áreas de gestión. Actividades que las realiza bajo el principio de “Primero
seguridad, segundo seguridad y tercero productividad”, labores en las que se
minimizan los incidentes, riesgos y accidentes de trabajo y se disminuye la
contaminación ambiental.
MISIÓN
Transformar recursos minerales en riqueza y desarrollo sustentable,
utilizando tecnologías que respeten el medio ambiente.
VISIÓN
Contar con una operación limpia, segura y saludable. Ser la mayor empresa
minera del Ecuador y superar los padrones consagrados de excelencia en
investigación, desarrollo, implantación de proyectos y operación de sus
negocios.
PROPÓSITOS
El objetivo fundamental de la Sociedad Minera Nueva Rojas SOMINUR Cía.
Ltda., es ejecutar actividades de exploración, explotación y beneficio de
6Ley de minería (2009). Registro oficial 23 de Enero 2009
9
minerales, con responsabilidad socio-ambiental, apoyando al desarrollo de la
comunidad, para la cual realiza su gestión basándose en procesos y normas
de calidad y utilizando tecnologías limpias, con talento humano altamente
calificado y comprometido con los principios y valores de la empresa, según
las leyes del Estado Ecuatoriano.
VALORES
Ética y transparencia
Excelencia de desempeño
Espíritu de desenvolvimiento
Responsabilidad económica, social y ambiental
Respeto a la vida
Respeto a la diversidad
El siguiente proyecto no atenta los intereses de Sominur Cía. Ltda.
respetando las leyes, los principios morales y las reglas del buen proceder
refrendadas y aceptadas por la colectividad, y comunicamos nuestra política
y resultados de forma clara.
2.3. MARCO REFERENCIAL
2.3.1. ANTECEDENTES
La demanda en la explotación de minerales metálicos en el Ecuador en los
últimos años es moderadamente creciente, no se ha reflejado en un
aumento de los precios de los productos mineros debido a que las industrias
se centran en estrategias para reducir las diferencias entre costos de
producción y precios internacionales, expandiendo la capacidad productiva
y, por consiguiente, la oferta.
Por otro lado, las fluctuaciones de la demanda en el mercado no fueron tan
acentuadas y no ofrecen señales claras sobre el comportamiento futuro del
negocio minero.
10
Debido a los cambios políticos y económicos a partir de los años noventa, se
inicia una nueva política de apertura a las inversiones extranjeras en
minería, contribuyendo también al aumento de la capacidad de producción.
En el año de 1981 un fuerte invierno provocó grandes pérdidas económicas,
daños en puentes, bananeras y cultivos del sector de Camilo Ponce
Enríquez, lo que motivó a los pobladores del sector a trabajar lavando las
arenas del río por su gran contenido de oro.
En 1982 mineros aventureros se lanzan en búsqueda del oro a las ruinas de
Ponce Enríquez (Lozada 1993), ubicada muy cerca de la población del
mismo nombre en la provincia del Azuay.
Los Señores López y Fajardo, fueron los pioneros y fundadores de la
extracción del oro; los mismos que con visión al futuro aprovecharon la
“crisis“.
2.4. Generalidades Geológico-Mineras
2.4.1. Ubicación del Área de Estudio
La concesión minera Bella Rica, dentro de la cual se localiza la sociedad
minera Nueva Rojas SOMINUR Cía. Ltda., se encuentra ubicada en las
estribaciones Sub-andinas de la Cordillera Occidental, en el Km. 48 de la vía
que conduce de Machala a Guayaquil, jurisdicción del Cantón Camilo Ponce
Enríquez, Provincia del Azuay (Mapa 1), se sitúa al Este del Distrito minero
de Bella Rica, cubre una área de 1350 Has mineras, adjudicadas a la
Cooperativa Minera Bella Rica, mediante el vigente régimende pequeña
minería.7
7ESTUDIO DE IMPACTO AMBIENTAL (2010). Ecuador, Cooperativa de Producción Minera Aurífera
“Bella Rica”.
12
13
2.4.2. Accesibilidad y comunicación
El acceso principal al Distrito Minero de Bella Rica parte del área urbana del
Cantón Camilo Ponce Enríquez, localizado a 210 km de la ciudad de
Cuenca, a 42 km de Machala y a 149 km de Guayaquil, cuya característica
más importante es su directa vinculación con las actividades comerciales,
agrícolas y de extracción minera, así como su articulación con el importante
eje vial que enlaza a las provincias de El Oro y Guayas, y su ramal Cuenca-
Molleturo que se inicia en el Cantón Naranjal.
2.4.3. Clima, flora y fauna de la región
El clima del Cantón Camilo Ponce Enríquez, por encontrarse en una zona
cercana a las costas del Pacífico y, a su vez, en la Cordillera Occidental de
los Andes, es tropical húmedo con características propias de vegetación,
temperatura (variables entre 22 - 30°C).
2.4.4. Situación socio-económica
Camilo Ponce Enríquez es un Cantón atípico con relación al resto de los
cantones de la Provincia del Azuay, por su propiedad de tierras de mejor
calidad agropecuaria y minera, al punto que el índice de calidad y tenencia
de la tierra es uno de los más altos en el sector. Así mismo, el desarrollo de
las actividades mineras en su jurisdicción posibilita la diversificación
ocupacional y el establecimiento de salarios ajustados a la realidad socio-
económica de la región. Un indicador de esta situación es el ingreso per
cápita de sus habitantes, mismo que según CELA-PROLOCAL alcanza los
87,45 US dólares mensuales, monto del que excluyendo las transferencias
del Estado a través del bono de la dignidad y las becas escolares es el más
alto de la región. 8
8ESTUDIO DE IMPACTO AMBIENTAL (2010). Ecuador, Cooperativa de Producción Minera Aurífera
“Bella Rica”.
14
CAPÍTULO III
GEOLOGÍA
3.1. Geología Regional
Conforme la información que consta en la Hoja Geológica de Machala,
escala 1:100.000, y los datos obtenidos en los trabajos de campo, se
determina la presencia de afloramientos con rocas ígneas (lavas andesíticas,
tobas y volcanoclastos de la Unidad Macuchi, y granodiorita de edad
Cenozoica), metamórficas y sedimentarias.
Las formaciones geológicas existentes en la región, identificadas desde la
más antigua a la más reciente, se detallan a continuación9
FORMACIÓN CARACTERÍSTICAS
Serie Tahuin (PZc – PZR)
Edad Paleozoica. Constituida por rocas Metamórficas (esquistos, pizarras, anfibolitas y gneis), con pequeñas
intrusiones de granitos.
Formación Celica
(KC – KCP)
Edad Cretácica Inferior. Constituida por rocas ígneas intrusivas (tobas, andesitas y pórfidos andesíticos).
Grupo Alamor (KACZ – KAZP – KACN)
Edad Cretácica Superior. Comprende 3 formaciones geológicas: Formación Cazaderos, Formación Zapotillo y
Formación Ciano. Constituida por intercalaciones de sedimentos (arenas y
limos), rocas sedimentarias (lutitas, areniscas y conglomerados), y rocas ígneas extrusivas (tobas y
andesitas).
Cuerpo Básico de la
Cadena
Edad Cretácica Mesozoico. Constituidas por rocas volcánicas básicas (basaltos).
Formación Saraguro
(Es)
Edad Terciaria. Eoceno. Consiste de una alternancia de lavas andesíticas y riolíticas con piroclásticos ácidos.
Formación Tarqui
(PT)
Edad Pleistocénica. Constituidas por rocas ígneas extrusivas (tobas riolíticas y lavas riolíticas).
Tabla 2.1 Formaciones geológicas que se encuentran en el área de estudio
9 Obra citada página 12
15
3.2. Geología Local
La planta de procesamiento minero industrial y su infraestructura auxiliar se
encuentran ubicadas sobre la Formación Macuchi, constituida por lavas
andesíticas y basálticas de color verdoso obscuro inter-estratificadas con
tobas, areniscas y limonitas volcánicas. También es posible encontrar
diabasas de color verdoso obscuro con una mineralización ofiolítica y de
transición gabroica. Al Este de Camilo Ponce Enríquez, se localizan lavas
andesíticas, porfiríticas, sulfídicas con rumbos aproximados de Norte a Sur y
probable buzamiento hacia el Oeste.
3.3. Geología estructural
Una probable continuación de la Falla Bulubulu al Norte, coloca la Unidad
Pallatanga sobre el Grupo Saraguro. Más al Sur no está claro si esta
estructura se une con la falla “La Tigrera” que pasa por un cinturón de tobas
ácidas anormalmente paradas y buzando hacia el Este del Grupo Saraguro
que van desde Narihuiña, a través de los prospectos de oro de Tres
Chorreras y Gigantones hasta la zona del Sistema de Fallas Jubones a unos
8-10 Km al Oeste de Uzhcurrumi. Relaciones discordantes entre la
Formación Jubones y los estratos más antiguos del Grupo Saraguro, indican
los movimientos a lo largo de este lineamiento ocurrieron en el Oligoceno
Tardío hace unos 23-28 Ma.
Cerca de Uzhcurrumi, una falla principal del sistema de Fallas Jubones
probablemente con movimiento inverso, lleva rocas metamórficas sobre los
estratos de la Formación Santa Isabel y el Grupo Saraguro.
Varias Fallas con Rumbo E-SE ocurren dentro de la Unidad Pallatanga,
ninguna posee una extensión mayor y desaparecen rápidamente en los
estratos del Grupo Saraguro. Serpentinita de origen incierto, ocurre a lo largo
de la Falla de Río Chico de Rumbo NO-SE (Misión Britanica-Codigem.
1998)10
10
LEÓN C. (2000). Determinación y Origen de las Alteraciones Hidrotermales Presentes en el Túnel de
la Sociedad Primero de Mayo del Yacimiento Bella Rica. Tesis no publicada. Universidad de Guayaquil
16
3.4. Mineralización
Las vetas comprenden asociaciones de cuarzo-carbonato auríferas
multifase. Los contenidos de sulfuros son típicamente <1 % pero pueden
llegar hasta 15% y a formar vetillas semi-masivas (de escala mm-cm; < 5
cm) en todos los sectores de esta área minera. Los sulfuros incluyen pirita y
arsenopirita con cantidades subordinadas de calcopirita, esfalerita y más
localizada estibnita, trazas de pirrotina, galena y sulfoantimoniuros. El oro es
frecuentemente libre.
3.5. Tipos de yacimientos minerales de la región
El Campo Minero Ponce Enríquez, situado dentro del Subdistrito Machala-
Naranjal, en la parte occidental del Distrito Azuay, es conocido por sus
depósitos de Cu-Au-Mo en pórfidos y en vetas, brechas y stockworkepi-
mesotermales desarrollados dentro de rocas volcánicas y que están
espacialmente relacionados con pórfidos.
El Subdistrito Machala-Naranjal está en un segmento del Terreno Oceánico
Pallatanga delimitado por las fallas Bulubulu y Chimbo en sus lados Oriental
y Nor-Oeste y por la Falla Jubones en el lado meridional. Hacia el Este y Sur
la Unidad Pallatanga está recubierta por materiales volcánicos del Grupo
Saraguro. El campo Minero Ponce Enríquez ocupa la parte central de este
subdistrito donde la Unidad Pallatangaestá principalmente expuesta y forma
una banda casi continua limitada por fallas a lo largo de las estribaciones
occidentales de la Cordillera Occidental. La unidad comprende basaltos
toleíticos lávicos masivos y almohadillados con intrusiones básicas y
cantidades subordinadas de volcanoclastitas, sedimentos pelágicos y
rebanadas tectónicas de rocas ultramáficas. La base de esta unidad no está
expuesta y, hacia el Este, está cubierta discordantemente por rocas
volcánicas, de composición intermedia a silícea calco-alcalina del Grupo
Saraguro. El espesor de esta unidad ha sido estimado en más de 1 Km, al
Este de Ponce Enríquez
17
Localmente la mineralización está encajada en rocas andesíticas de la
Unidad Pallatanga, esta roca intrusiva está formada de fenocristales de
plagioclasas y clorita dispuestos en una matriz afanítica, finamente
granulada de estructura microcristalina compuesta de magnetita, clorita y
diseminaciones de pirita.
Estas vetas se han originado a partir de fallamientos longitudinales (dirección
predomínate N-S), en la roca encajante que han sido rellenadas con
soluciones hidrotermales de naturaleza epi-mesotermal que contiene los
siguientes minerales: pirita, calcopirita, pirrotina, arsenopirita, marcasita,
galena, oro, cuarzo y carbonatos. Las vetas del yacimiento buzan hacia el E
con ángulos entre 20° y 80° grados. Su potencia no sobrepasa los 0,60 m.
Las alteraciones que están relacionadas a la mineralización son la
cloritización, silicificación y piritización en donde se emplazan las vetas.11
3.6. Método de explotación empleado en el yacimiento Bella Rica
La elección correcta del sistema de explotación asegura una alta efectividad
en la extracción del mineral metálico, por lo que para elegir un método de
explotación adecuado, se han considerado básicamente los costos de
explotación y el aprovechamiento racional del yacimiento, así como también
ciertos parámetros que influyen en la elección del sistema de explotación,
tales como: condiciones geológicas y orientación de las vetas, factores
topográficos, hidrográficos y climáticos de la zona, propiedades físico-
mecánicas de las rocas encajantes, tipo de mineral requerido, gastos
mínimos que demandan los trabajos de extracción, seguridad minera para el
personal y los equipos a emplearse, maquinaria disponible.
Con estos parámetros y dadas las condiciones minero-técnicas del
yacimiento, se aplican métodos combinados de: cámaras almacén
(shrinkagestoping), cámara con corte y relleno (cut and fill) y en menor
proporción, entibación con cuadros de madera. La explotación se realizará
11
Lara C, y Otros. (2011). Caracterización Geomecánica del Macizo Rocoso para el Diseño de las Labores Mineras
e Implementación de un Sistema de Fortificación en el 5to Nivel de Producción de la Empresa Minera Somilor S.A. Tesis de grado no publicada. Universidad Central del Ecuador.
18
en bloques y ramales de veta, para lo cual se franquean cruceros, pozos y
chimeneas, hasta llegar a la estructura mineralizada. Posteriormente, según
las condiciones mineralógicas lo permitan, se efectuará el corte y
almacenamiento temporal de mineral o en otros casos se rellena
definitivamente con roca de caja y si no hay consistencia en la caja alta, se
entiba con cuadros de madera.
La figura 2.1 representa un esquema sobre la ubicación del arranque del
mineral mediante pisos (niveles), que consiste en lo siguiente:
El arranque del mineral mediante pisos se lo efectúa dividiendo al campo
minero? en pisos y acarreando el mineral hasta los horizontes de transporte
con ayuda de rastrillos y vagonetas. La altura de los pisos depende del
ángulo de caída y del tipo de acarreo a utilizarse para trasegar el mineral
arrancado.
Los pisos inclinados? de altura de 30-40 m, son preparados mediante
galerías de pisos y chimeneas de corte franqueadas en los frentes de
arranque. Para sostener las galerías de preparación se deja pilares de
dimensiones de 2.5x5m, en los que se abren ventanas que serán utilizadas
para el trasiego del mineral hacia los horizontes de transporte.
El arranque empieza desde las chimeneas de corte a uno o a los dos lados
de éstas. El mineral es arrancado de corrido en toda la potencia del
yacimiento, utilizando barrenos de 1.20 - 1.80 m de profundidad. Los frentes
son sostenidos con la ayuda de postes ubicados a una distancia entre ellos
de 1 – 2 m y de 1.5 m entre filas. En yacimientos de gran potencia (˃2 m),
los frentes se sostienen con ayuda de cuadros de madera o a su vez se deja
pilares de roca estéril o mineral de baja ley (pobre).
19
Figura 2.1. Variante del sistema de almacenamiento con ubicación del largo de las cámaras a la
extensión y dejando pilares de entre cámaras.
1. Cámara preparada para los trabajos de arranque.
2. Cámara en proceso de almacenamiento
3. Cámara en proceso de trasiego del mineral.
Otra de las variantes utilizadas es la ubicación de las cámaras en dirección a
la extensión del yacimiento, dejando pilares entre éstas (Figura 2.2). La
preparación consiste en lo siguiente:
El piso se divide en bloques y éste a su vez en cámaras y pilares. Además
de los pilares de entre cámaras se dejan pilares sobre la galería de
transporte. El alto de los pisos llega hasta 30 m, mientras que el largo de los
pisos, si los contactos son estables y continuos, es de 40 m, en función del
tipo de roca y mineral disponible, por lo que este largo puede ser mayor. El
ancho de los pilares (ancho en dirección a la extensión del yacimiento) por
las mismas condiciones varía de 6 a 10 m12
12
Guamán, A. (2010). Estudio del Procesamiento del Mineral de R-Nivel, en la Planta Metalúrgica
Cazadores S.A. ubicada en el distrito minero Portovelo – Zaruma. Tesis no publicada. Universidad Central del Ecuador.
1
2
3
20
Figura 2.2. Variante del sistema de cámaras y dejando pilares
1. Cámaras abiertas y pilares
2. Nivel de transporte.
21
CAPÍTULO IV
DISEÑO METODOLÓGICO
4.1. TIPOS DE ESTUDIO
La metodología que se utiliza en el presente trabajo es descriptiva,
prospectiva y transversal.
Es descriptiva porque se realiza la medición de variables de forma
independiente, así como la explicación del comportamiento del
fenómeno estudiado, sin dejar de mencionar la utilización de
materiales como memorias fotográficas, libretas de campo, que
proporcionan la recolección sistemática y ordenada de datos.
Es prospectiva porque el trabajo será usado como base para la
mejora del sistema de recuperación de minerales actual.
Es transversal porque será realizado en el período agosto – diciembre
del año 2013.
El estudio se divide en las siguientes etapas:
Trabajo de campo
Que se basa en la observación directa de las actividades de la mina y la
planta de beneficio, tanto de la conminución del mineral extraído, así como
un análisis de las posibles interferencias que pueden ocurrir en alguna de
estas fases. También comprende la obtención de datos provenientes de
reportes históricos de las diferentes fases de la recuperación.
Trabajo de oficina
En oficina se ordenará, tabulará y efectuará el análisis de la información
obtenida. Para esta labor se utilizarán herramientas informáticas orientadas
a facilitar la estadística de los datos recolectados.
22
4.2. UNIVERSO Y MUESTRA
El Universo está conformado por todos los procesos de producción
(Perforación, Voladura, Ventilación, Carguío, Transporte, Chancado,
Molienda y Flotación) de la Mina SOMINUR Cía. Ltda.
La muestra está conformada por el sistema de recuperación de metales
útiles contenidos en el mineral del yacimiento Bella Rica.
4.3. TÉCNICA
Para recolectar la información necesaria para el desarrollo del presente
estudio, se recopilará información teórica y bibliográfica de fuentes
calificadas como tesis de grado, folletos y revistas especializadas, libros
pertinentes al tema de análisis, estudios mineros de la zona.
Con la información de campo, se hará uso de toda la tecnología disponible y
útil para una adecuada recolección de los datos necesarios para el
desarrollo del presente estudio.
4.4. RECOLECCIÓN DE DATOS
Para el presente proyecto de investigación las fuentes bibliográficas serán
primarias y secundarias.
Para el presente trabajo de investigación, la información primaria será:
Registros de la planta de tratamiento.
Información topográfica.
Bitácoras de control.
Información de trabajos anteriores.
Para el proceso de investigación de campo se utilizará la técnica de
observación participante y estructurada.
Como fuentes secundarias se utilizarán:
Artículos publicados en Internet referente a los procesos de flotación y
lixiviación.
23
Investigaciones y tesis publicadas acerca de procesos de flotación.
Libros especializados sobre flotación.
Libros especializados en procesos metalúrgicos.
Catálogos de maquinaria.
Catálogos de productos químicos
Tablas comparativas de propiedades físico mecánicas de las rocas.
4.5. PROCESAMIENTO DE DATOS
La información recolectada, será procesada clasificada y analizada mediante
varios software que faciliten la elaboración de tablas y gráficos, útiles para el
tratamiento, análisis e interpretación de datos.
Se usará el software Microsoft Excel para procesar tablas y datos
estadísticos.
24
CAPÍTULO V
MARCO TEÓRICO DEL PROCESO METALÚRGICO
5.1. Fundamentos de la concentración de minerales
5.2. Introducción
La recuperación de minerales ha sido un desafío para el hombre, por lo que
se la considera de desarrollo, paralelamente con su evolución. Así, muchas
fases del desarrollo humano se denominan según el uso de los minerales o
metales típicos de esas épocas como sucede con la Edad de Piedra, un
poco más evolucionada cuando se habla de la Edad del Hierro, Cobre y
Bronce. El método más rudimentario sin duda ha sido la simple selección
manual de los materiales de interés.
Las antiguas culturas desarrollaron un alto conocimiento de la recuperación
de minerales y metales, principalmente del oro, mediante la aplicación de
operaciones de concentración gravimétrica, debido a la alta densidad de
este metal, procesos que se realizaron principalmente en ríos (material
aluvial) pero también por técnicas de fundición, lo que hoy se conoce como
pirometalurgia, es decir, usando temperaturas elevadas para alcanzar el
punto de fusión del metal de interés.
El mayor número de operaciones metalúrgicas requiere la liberación de las
partículas metálicas, para lo cual se deben efectuar operaciones de
trituración (chancado) y molienda, con equipos diseñados y construidos para
tales fines. Un factor gravitante para estos procesos es el tamaño de la
partícula para obtener la liberación óptima de los minerales de interés, por tal
razón, este suele ser un factor crítico, pero al mismo tiempo el menos
eficiente desde el punto de vista costo-beneficio de la energía usada. 13
En definitiva la metalurgia consiste en separar el metal o compuesto metálico
del material residual del mineral mediante distintos métodos: mecánicos,
químicos o eléctricos.
13
Rosenqvist, T (1987). Fundamentos de Metalurgia Extractiva (1era
ed.).México: Editorial LIMUSA S.A.
25
En los últimos años se han desarrollado investigaciones con resultados
favorables respecto de la bio-lixiviación, técnica que utiliza bacterias para la
recuperación de metales.14
5.3. Reducción del tamaño de los minerales
5.3.1. Reducción de tamaño o conminución
Proceso a través del cual se produce una reducción de tamaño de las
partículas de mineral, mediante trituración y/o molienda, con el fin de:
Liberar las especies diseminadas.
Facilitar el manejo de los sólidos.
Obtener un material de tamaño apropiado y controlado.
5.3.2. Principios de la conminución
La mayor parte de los minerales son materiales cristalinos que se unen por
enlaces químicos o fuerzas físicas y que poseen gran cantidad de defectos
en su estructura.
Ante la aplicación uniforme de fuerzas de compresión o de tracción en el
material rocoso, se produce el fallamiento (rompimiento), esto es porque al
aplicar una fuerza igual o superior a la resistencia de los enlaces que unen a
los átomos que constituyen el mineral; sin embargo, el material
generalmente se fractura a fuerzas mucho menores debido a:
Los defectos que éste posee.
Las grietas que se produzcan durante su proceso de formación, minado y
manejo previo del mineral.
El mineral está constituido por especies diseminadas de diferente
comportamiento químico-mecánico.
Todas estas heterogeneidades en el mineral actúan como concentradores
de esfuerzos, que conllevan a que el material tratado se comporte como un
14
Portal Minero Ediciones (2006). Manual general de minería y metalurgia (1era ed.). Chile: Servicios de Impresiones Laser S.A.
26
compuesto completamente frágil, cuya resistencia mecánica es función de
las características de sus heterogeneidades.
Antes de la fractura, los minerales acumulan parte de la energía aplicada, la
que se transforma en energía libre superficial a medida que las partículas se
van fracturando. Esta energía libre superficial no es más que el resultado de
los enlaces insatisfechos para cada uno de los átomos de la nueva superficie
formada por la fractura del mineral. A mayor energía libre superficial más
activa será la superficie de la partícula para reaccionar con agentes
externos, lo que facilitará en algunos casos el proceso de separación de las
diferentes especies que constituyen el mineral.
La energía requerida para fracturar una partícula disminuye ante la
presencia de agua u otro líquido, ya que éste puede ser absorbido por las
partículas hasta llenar las grietas. La fuerza aplicada sobre el líquido
aumenta considerablemente su presión y ésta se concentra en los defectos y
puntas de grieta.
Dependiendo de la forma de aplicación de la carga y de la mecánica de la
fractura de las partículas, se obtendrá un mecanismo de falla característico y
una distribución granulométrica propia para cada caso.15
5.3.3. Teoría de la conminución
Figura 3.1 Tipos de fracturamiento del mineral
15
Universidad de Antioquia. Facultad de ingeniería en metalurgia 2007
27
Independiente del tipo de carga aplicada, la fractura de las partículas se da
por las fuerzas de tracción directa o indirecta que tienden a separar los
átomos que la constituyen.
Figura 3.2 Estado tensional del mineral
Ante la aplicación de cargas de tracción, un material debería experimentar
un comportamiento elástico, acompañado de un comportamiento plástico,
cuya magnitud dependerá de la fragilidad del material. No obstante, dado
que los minerales son materiales cuyos enlaces son principalmente iónicos y
covalentes, y además poseen una gran cantidad de defectos, que de
acuerdo con Griffith reducen la energía necesaria para la fractura,
generalmente se rompen sin que tengan la oportunidad de experimentar
ninguna deformación plástica.
Entre mayor sea el tamaño de una partícula, mayor será la probabilidad de
ocurrencia de defectos, por lo tanto, la energía necesaria para la fractura
será menor.
Por el contrario, a medida que disminuye el tamaño de la partícula, la
probabilidad de ocurrencia de defectos disminuye y, por lo tanto, se requerirá
mayor energía para producir su fractura, hasta tal punto que la energía
necesaria puede hacerse infinita. Esto puede ser atribuido a la distribución
homogénea de esfuerzos y a la deformación plástica que puede
28
experimentar incluso en la punta de la grieta. El tamaño de partícula al que
ocurre este fenómeno es conocido como límite de molienda.
Para una partícula a la que se le aplica una carga de compresión, tanto el
esfuerzo que se produce sobre ella, como su deformación, son función de la
carga aplicada e inversamente proporcional al diámetro de la partícula al
cuadrado.
Dónde: σ: Deformación F: Fuerza aplicada d: Diámetro de la partícula
Así mismo, la energía que actúa sobre la partícula en el punto de carga es
función de la carga y de la deformación.
En el proceso de conminución, es fundamental conocer la relación entre la
energía aplicada para la fractura de las partículas y el tamaño que éstas
alcanzan.
Se ha podido establecer que en este proceso la mayor parte de la energía se
pierde por efecto del funcionamiento de los equipos en los que se produce la
reducción de tamaño (trituradoras y molinos). En el proceso de molienda
sólo el 1% de la energía aplicada es utilizada en la fractura de las
partículas.16
5.4. Trituración
Es la primera etapa mecánica en el proceso de conminución, cuyo principal
objetivo es la liberación de las especies valiosas contenidas en el mineral
tratado. Generalmente se utiliza para reducir rocas hasta obtener partículas
hasta de 0.5 cm, lo que se puede realizar en múltiples etapas a las que se
les denominan:
16
Universidad de Antioquia. Facultad de ingeniería en metalurgia 2007
29
Trituración primaria
Trituración secundaria
Trituración terciaria
En la trituración la fractura de las partículas se da principalmente por la
aplicación de fuerzas de compresión:
Figura 3.3 Trituradora de quijadas
Durante la trituración, las fuerzas de compresión que actúan sobre las
partículas pueden llegar a producir aglomerados que reducen la capacidad
del equipo, por lo tanto, este proceso generalmente se realiza en seco y
evitando la presencia de cualquier aglomerante. 17
5.4.1. Tipos de trituradoras
5.4.1.1. Electro energéticas
Trituradoras de quijadas o mandíbulas, utilizadas como mecanismo previo a
la trituración primaria, para la fractura de rocas de sobre medida. Utiliza
potencia de hasta 250 Kw .Trituradoras giratorias
Figura 3.4 Energía aplicada al mineral a triturar
17
Universidad de Antioquia. Facultad de ingeniería en metalurgia 2007
30
5.4.1.2. Trituradoras de mandíbulas o quijadas
Doble conexión articulada
Utilizada para la trituración primaria y secundaria de rocas duras, tenaces y
abrasivas, así como para materiales pegajosos, con planos definidos de
fractura. La alimentación debe ser relativamente gruesa y con baja cantidad
de finos. Se aplican potencias de 2 a 225 Kw, para obtener razones de
reducción entre 4 y 9.
Figura 3.5 Trituradora de doble conexión articulada
Pivote elevado
De características similares a la de doble conexión articulada, sin embargo,
su diseño reduce el rozamiento contra las caras de la quebradora y el
atascamiento, por lo que la velocidad de trituración es mayor y la eficiencia
de la energía aplicada para la desintegración también se eleva. La razón de
reducción que se puede conseguir es también de 4 y 9, en tanto que la
potencia aplicada para la fractura es del orden de 11 a 150 Kw.
Figura 3.6 Trituradora de pivote elevado
31
Excéntrico elevado
Su diseño disminuye el atascamiento tanto a la entrada como a la salida del
material, por lo que la velocidad a la cual se produce el proceso de
desintegración es mayor. El desgaste de las caras de la trituradora es alto,
así como los daños por fatiga del material. Presenta bajo aprovechamiento
de la energía aplicada y no es muy útil para la desintegración de rocas duras
y abrasivas. La potencia aplicada oscila entre 2 y 400 Kw, para obtener una
razón de reducción entre 4 y 9.18
Figura 3.7 Triturador excéntrico elevado
Trituradora Dodge
Su uso se limita a laboratorio, por cuanto no es muy útil para la
desintegración de rocas de gran tamaño, por el atascamiento que presenta.
Se requiere de la aplicación de potencias de 2 a 11 Kw, para lograr una
razón de reducción de 4 y 9
Figura 3.8 Trituradora tipo Dodge
18
Universidad de Antioquia. Facultad de ingeniería en metalurgia 2007
32
5.4.1.3. Trituradoras de giratorias
Quebradoras de campana
Se utiliza para trituración primaria y secundaria con mínimo de finos, posee
mayor capacidad que las quebradoras de quijadas, adicionalmente son más
eficientes en la trituración de materiales con planos de fractura bien
definidos. Requieren de una potencia de 5 a 750 Kw, para obtener una razón
de reducción de entre 3 y 10.
Figura 3.9 Trituradora tipo campana
Trituradoras de cono
Se emplean para trituración secundaria y terciaria. Utilizan de 2 a 600 Kw,
para obtener una razón de reducción de 6 a 8 en trituración secundaria y de
4 a 6 en trituración terciaria19
Figura 3.10 Trituradoras tipo cono
19
Universidad de Antioquia. Facultad de ingeniería en metalurgia 2007
33
De disco giratorio
Se utiliza para trituración hasta tamaño de partícula muy fino o trituración
cuaternaria. Se requiere una potencia de entre 100 y 400 Kw, para lograr
una razón de reducción de 2 a 4
Figura 3.11 Trituradora de disco giratorio
5.4.1.4. Trituradoras de rodillo
Su aplicación ha sido reemplazada por las quebradoras de cono, a bajas
relaciones de reducción el contenido de finos obtenido es relativamente bajo.
Requiere de potencias de 27 a 112 Kw, para lograr una razón de reducción
de 3.20
Figura 3.12 Trituradora de dos rodillos
5.4.1.5. Trituradora de impacto
Se caracterizan por sus placas quebradoras y su descarga abierta. Se
utilizan para trituración primaria, secundaria o terciaria, de materiales
20
Universidad de Antioquia. Facultad de ingeniería en metalurgia 2007
34
blandos o deleznables.se recomienda para alta relación de reducción, alta
capacidad, formas cúbicas, producto bien graduado y mínimo de finos.
Puede utilizarse a velocidades mayores para producir más finos.
Figura 3.13 Trituradoras de impacto
5.5. Molienda
La molienda es la última etapa del proceso de conminución, en la que las
partículas son fracturadas por efecto de las fuerzas de impacto y en menor
proporción por fuerzas de fricción y compresión, lo que produce fracturas por
estallido, abrasión y crucero, bien sea en medio seco o húmedo.
La molienda se realiza en recipientes cilíndricos rotatorios construidos
generalmente de acero o de un material resistente al desgaste, los que en su
interior son cargados con cuerpos moledores de libre movimiento, que
pueden tener forma de bolas o de barras y construidas de acero, material
cerámico (Al2O3, SiC, ZrO2, entre otros) y en otros casos, del mismo
mineral a moler (molienda autógena), o de mezclas del mineral a moler y
otro material extraño (molienda semiautógena).
En la molienda se puede obtener una mayor razón de reducción que en el
proceso de trituración, especialmente si se trabaja en medio húmedo, no
obstante, la forma de aplicación de la carga sobre las partículas y los
factores que controlan este proceso limitan su uso a partículas con tamaño
inferior al que se puede triturar.
El resultado de la molienda depende de:
35
Tamaño de la alimentación (partículas a moler y medios de molienda).
Movimiento de la carga dentro del molino (mecanismo de molienda).
Espacios vacíos existentes entre la carga del molino.
La molienda es un proceso sujeto a las leyes de la probabilidad que tiene
una partícula de encontrarse en un punto en el que prevalece un tipo de
fuerza en un momento determinado.
5.5.1. Factores de molienda
La energía requerida para la fractura, depende exclusivamente de:
Naturaleza de las partículas a moler (dureza, resistencia mecánica,
defectos, etc).
Tamaño inicial de las partículas a moler.
Tamaño final de las partículas a moler.
Medio de molienda (húmedo, seco).
La efectividad con la que se aplica la energía sobre las partículas,
para que se lleve a cabo su fractura depende de:
Tamaño de la alimentación o carga
Volumen de la carga
Tamaño de los cuerpos moledores
5.5.2. Volumen de carga
El volumen de la carga está constituido por la cantidad de partículas
alimentadas al molino, cuerpos moledores y agua (cuando la molienda se
realiza en húmedo) factor del que depende la fracción de energía realmente
utilizada en el proceso de molienda. No toda la energía producida por la
carga interna del molino se invierte en el proceso de fractura de las
partículas, una buena parte de ella se disipa en forma de calor y ruido21
5.6. Concentración Gravimétrica
Los métodos de separación por gravedad (concentración gravimétrica) se
usan para tratar una gran variedad de minerales, que varían desde los
21
Rosenqvist, T (1987). Fundamentos de Metalurgia Extractiva (1era
ed.).México: Editorial LIMUSA S.A.
36
sulfuros metálicos pesados hasta carbón, en algunos casos con tamaños del
orden de los micrones.
En los últimos años, muchas compañías han re-evaluado los sistemas
gravimétricos debido al incremento en los costos de los reactivos de
flotación, la relativa simplicidad de los proceso gravimétricos que producen
poca contaminación ambiental.
Actualmente, las técnicas más modernas que se aplican en este tipo de
concentración incluyen equipos que aprovechan la fuerza centrífuga para la
separación de partículas finas. Entre estas tecnologías modernas se pueden
citar las siguientes: el concentrador centrífugo Knelson, el concentrador
centrífugo Falcon, el jig centrífugo Kelsey y el Separador de Gravedad
Múltiple (MGS) Mozley.
5.6.1. Concentración por impulsos
Son cribas, tamices o rejillas sumergidas en un fluido, que le imprime
movimiento vertical a las partículas a clasificar, de tal forma que por efecto
de la diferencia en su densidad, experimenten aceleración diferencial y por lo
tanto las partículas más densas se depositan en el fondo (en contacto con la
rejilla), mientras que las más livianas se depositan en la parte superior,
formando estratificaciones fácilmente separables.
Los concentradores por impulsos son utilizados principalmente para
concentrar partículas con tamaños entre 0,5mmy2 mm, por la eficiencia
lograda en este rango de tamaños.
5.6.2. Concentración por sacudimiento
Este proceso de concentración se lleva a cabo en una mesa ligeramente
inclinada, sobre la cual se alimentan pulpas con aproximadamente 25% de
sólidos, los cuales experimentan un movimiento asimétrico (sacudidas), lo
que proporciona su desplazamiento en diagonal a lo ancho y largo de la
mesa.22
22
Universidad de Antioquia. Facultad de ingeniería en metalurgia 2007
37
En general este proceso se utiliza para separar partículas de menor tamaño
que las separadas en los concentradores por impulsos y la selectividad de la
separación depende de variables como:
Variables de diseño:
Geometría de la mesa
Material de la superficie de la mesa
Láminas separadoras (forma y distribución)
Aceleración de las sacudidas
Velocidad del motor
Controles de operación
Inclinación de la mesa
Densidad de la pulpa alimentada
Caudal del agua de lavado
Ubicación del punto de alimentación
5.6.3. Concentración de flujo por gravedad
5.6.3.1. Concentradores en espiral
La espiral consiste de un canal helicoidal cilíndrico con sección transversal
semicircular modificada. En la parte superior existe una caja destinada a
recibir la alimentación en forma de pulpa. A medida que ella se escurre, las
partículas más pesadas se encuentran en una faja a lo largo del lado interno
del flujo de la pulpa y son removidas por aberturas localizadas en la parte
más baja de su sección transversal.
CAPACIDAD DE TRATAMIENTO DE SÓLIDOS.
La capacidad de tratamiento de sólidos de los espirales los cuales varían de
0,5 a 2,5 ton/h, la tasa más utilizada es de 1,5 ton/h. El flujo de pulpa de la
alimentación depende de las características de la menas. Para materiales
finos se aconseja flujos de 50 a 65 L/min, para materiales medios, 70 a 90
L/min y para materiales gruesos, en torno de 110 L/min.
38
CONSUMO DE AGUA.
El consumo de agua para cada espiral, incluyendo el agua de lavado varía
de 50 a 110 L/min. Esta agua es normalmente recuperada y recirculada. En
el caso de las espirales de retiradas limitadas, el agua de lavado ha sido
reducida e incluso en ciertos casos ha sido eliminada.
PORCENTAJE DE SÓLIDOS.
El porcentaje de sólidos es de 20 a 30%, pulpas conteniendo sólidos de
granulometría gruesa, pueden tener hasta 50% de sólidos.
GRANULOMETRÍA DE ALIMENTACIÓN.
Los límites granulométricos de los minerales pesados contenidos en la pulpa
pueden variar hasta 4 mallas. Cuanto más amplio es el rango
granulométrico, menor será la eficiencia de concentración. La eficiencia de
las espirales normalmente disminuye para granulometrías menores a 200
mallas.
PESOS ESPECÍFICOS DE LOS MINERALES A SEPARAR.
La diferencia de pesos específicos entre los minerales útiles y los minerales
de ganga deben ser siempre mayores que 1,0 para obtener una
concentración adecuada. La eficiencia de las espirales crece con el aumento
de los pesos específicos de los minerales pesados.
FORMA O TAMAÑOS DE LAS PARTÍCULAS.
Puede influir de tal forma a la concentración, que en ciertos casos, tratando
minerales de pesos específicos muy próximos, puede obtenerse una buena
concentración.23
5.6.3.2. Concentradores de canaleta
La concentración en canaletas se caracteriza por la existencia de una masa
de partículas minerales suspendidas o arrastradas por una corriente de agua
23
Universidad de Antioquia. Facultad de ingeniería en metalurgia 2007
39
a lo largo de una canaleta y sujeta a las fuerzas de gravedad y a la presión
de la corriente, produciéndose una estratificación por densidades.
En las canaletas los volúmenes de agua usados son muy grandes y por
consiguiente el régimen de escurrimiento es turbulento, muy diferente al
régimen de lámina líquida observado en el escurrimiento laminar.
CANALETAS SIMPLES
Las canaletas simples (sluices) son seguramente los aparatos
concentradores más primitivos que se conocen.
Son utilizados principalmente para el tratamiento de minas aluviales en las
cuales el mineral valioso se encuentra libre en granulometría fina y la
diferencia de peso específico con el de la ganga es grande. Su aplicación
principal es en la concentración de oro, platino y casiterita.
Las canaletas simples son construidas de madera y presentan el piso
irregular para aprisionar los minerales pesados. El piso irregular se obtiene
gastando el fondo colocando tacos de madera, reglas, gradas, etc. Estos
obstáculos se llaman rifles debido a su función de recoger de la corriente de
agua los minerales pesados.
CANALETAS ESTRANGULADAS
La canaleta estrangulada (pinchedsluice) consiste en una canaleta inclinada
con un ancho decreciente en la dirección del flujo. En el flujo descendente se
establece una gradiente de velocidad y las partículas más finas y más
pesadas se concentran en los niveles inferiores por una combinación de
caída retardada y consolidación intersticial.24
Con la disminución del ancho, la espesura del lecho aumenta, mejorando la
separación entre minerales pesados y livianos, a través de un cortador.Una
única canaleta estrangulada es muy insuficiente, ya que la razón de
concentración es baja. El éxito de la operación se debe a la operación con
múltiples canaletas, en serie, si es posible fluyendo por gravedad.
24
Universidad de Antioquia. Facultad de ingeniería en metalurgia 2007
40
Estos equipos han sido proyectados para tratar minerales totalmente
liberados, como es el caso de arenas de playa.
Las canaletas estranguladas se construyen de metales livianos y forrados en
goma para soportar el desgaste. Son aparatos simples, livianos, baratos y
ocupan poco espacio.
Las canaletas estranguladas en su forma elemental son de 2 a 3 pies de
largo, estrechándose de 9 pulgadas de ancho en la parte superior, a 1
pulgada en la descarga. La pulpa de alimentación presenta un 50 a 55% de
sólidos y es alimentada en la parte superior, estratificándose a medida que
desciende por la canaleta.
En el extremo de la descarga existe una placa formando un pequeño ángulo
con la canaleta, destinada a hacer que la pulpa se desparrame antes de
llegar a los cortadores. Estos cortadores interceptan el flujo al final y afuera
de la canaleta, y lo dividen en los productos concentrados, middling y
relave.25
5.7. Procesos Hidrometalúrgicos
5.7.1. Aspectos Generales
Se denominan “hidrometalúrgicos” los procesos de beneficio de los metales
que se realizan con métodos físico-químicos en fase líquida. Ejemplo de este
tipo de procesos, son los aplicados en la obtención de cobre a través de la
lixiviación en pilas, extracción por solventes y electro obtención.
La hidrometalurgia se desarrolla en general en 3 etapas sucesivas:
1. La primera es conocida como “lixiviación” y consta de la disolución
selectiva de los metales en solución acuosa, desde los minerales que los
contienen.
2. La segunda realiza el procesamiento y transformación de los metales
disueltos en el medio acuoso, producido en una etapa anterior, mediante
25
Universidad de Antioquia. Facultad de ingeniería en metalurgia 2007
41
agentes externos que permiten la “purificación y/o concentración” de los
metales que se busca producir.
3. La tercera recupera selectivamente los metales disueltos en el medio
acuoso generado. Esta etapa es conocida como “precipitación”, porque
genera, como producto final el metal recuperado, ya sea en forma pura o
como parte de un compuesto que lo contiene.
En el proceso físico-químico de la lixiviación (LX) intervienen agentes
lixiviantes sobre el mineral, que actúan como disolventes de los metales, los
que normalmente quedan contenidos y disueltos en la solución acuosa.
Ocasionalmente se hace necesario introducir a la solución lixiviante, otro
agente externo para que actúe como oxidante o reductor en la disolución del
metal mediante un cambio en los potenciales redox (reacciones de óxido-
reducción) de la solución. En algunos casos especiales, también se debe
introducir presión, generar vacío o modificar la temperatura.
En la purificación y/o concentración están comprendidos los procesos de
adsorción con carbón activado y los procesos de extracción con resinas de
intercambio iónico (IX) o resinas líquidas. Estos últimos, también conocidos
como extracción por solventes (SX), utilizan reactivos líquidos de origen
orgánico, disueltos en un diluyente polar.26
En la precipitación están comprendidos los procesos de cristalización o
cementación, los que hacen uso de las propiedades químicas de
desplazamiento galvánico, utilizando otro metal de reemplazo menos noble.
También se incluyen los procesos de precipitación por reducción por gases a
presión o los de precipitación electrolítica, conocidos como: procesos de
electro obtención o electrodepositación (EW), cuando el metal viene ya
disuelto precipitándose desde la solución y; electro-refinación (ER), cuando
simultáneamente se disuelve el metal desde un ánodo para precipitarse en
un cátodo.
26
Dudenkov, S y otros (1980). Fundamentos de la teoría y la práctica de empleo de reactivos de flotación. Editorial MIR
42
En general, en hidrometalurgia se llevan a cabo reacciones del tipo sólido-
líquido, salvo en el caso de extracción por solventes, donde se produce un
intercambio líquido-líquido, pero con líquidos inmiscibles. Existen también
algunos casos, en que las reacciones se producen entre gas y líquido. Se
trata en consecuencia siempre de reacciones heterogéneas.27
5.7.2. Concentración por flotación
La flotación es un proceso de separación de minerales de distinto origen que
se efectúa desde sus pulpas acuosas por medio de burbujas de gas y en
base a sus propiedades hidrofílicas e hidrofóbicas.
Se puede efectuar la separación de varios componentes en 2 grupos:
“flotación colectiva” donde el concentrado es de al menos 2 o más
componentes y; “flotación selectiva” donde se efectúa una separación de
compuestos complejos en productos que contengan no más de una especie
individual.
La flotación contempla la existencia de 3 fases: sólida, líquida y gaseosa. La
fase sólida representa las materias a separarse, la fase líquida es el medio
para dicha separación y la fase gaseosa es, generalmente, aire inyectado en
la pulpa en forma neumática o mecánica para poder formar las burbujas que
son los núcleos alrededor de los cuales se adhieren las partículas sólidas
útiles.
La flotación se basa en las propiedades hidrofílicas (afinidad por el agua) e
hidrofóbicas (sin afinidad por el agua), de una especie mineral que se
requiere separar de otras, sin valor comercial, llamadas gangas.
Para relacionar en forma cuantitativa las propiedades hidrofóbicas de un
mineral, se utiliza el ángulo de contacto. En el caso de la existencia de las
tres fases, corresponde al ángulo formado por el plano tangente a la
interfase líquido-gas y el plano formado por el sólido en contacto trifásico
sólido-líquido-gas.
27
Dudenkov, S y otros (1980). Fundamentos de la teoría y la práctica de empleo de reactivos de flotación. Editorial MIR
43
AIRE O
ACEITE
AIRE O ACEITE
SUPERFICIE SOLIDA HIDRÓFILO
AGUA
SUPERFICIE SOLIDA HIDRÓFOBA
AGUA
Partículas de pocas especies minerales tienen flotabilidad natural, es decir,
forman una unión estable burbuja-partícula. Para ello, es necesario cambiar
las propiedades superficiales de las partículas minerales de hidrofílicas a
hidrofóbicas mediante el uso de un reactivo colector. También, es necesario
que éstas posean el tamaño adecuado que asegure una buena liberación de
las especies minerales.28
5.7.3. Factores que controlan la flotación
5.7.3.1. Tipo y calidad de los minerales
La eficiencia del proceso de flotación y los resultados obtenidos son
influenciados por un gran número de factores, tales como las características
químico-mecánicas de los minerales, su estructura y origen, condiciones de
la superficie, tamaño de la partícula, densidad de la pulpa, temperatura de la
pulpa, composición del agua de proceso, dosificación de reactivos, diseño de
la planta de flotación, etc. Para obtener los mejores resultados posibles, los
distintos factores deben ser mantenidos en sus valores óptimos.
Las características de los minerales tales como su composición
mineralógica, la estructura de las impurezas, etc., determinan las
condiciones requeridas para la flotación de cada mineral. La separación de
un determinado mineral depende de los minerales asociados, por ejemplo, la
fluorita y el fosfato del cuarzo es más fácil separarlos de dolomita y calcita.
Similarmente, es más fácil la separación de minerales sulfurosos que la
separación de minerales sulfurosos superficialmente oxidados.
28
Dudenkov, S y otros (1980). Fundamentos de la teoría y la práctica de empleo de reactivos de flotación. Editorial
MIR.
44
5.7.3.2. Tamaño y forma de las partículas de los minerales
El tamaño óptimo de la partícula depende de las propiedades de la
superficie, la gravedad específica y la forma de las partículas. Los minerales
que poseen una propiedad más fuerte de repeler al agua y una baja
gravedad específica, pueden ser flotados junto con los tamaños gruesos. Por
ejemplo, las partículas de carbón pueden ser flotadas en un rango de
tamaño de 1.5 a 2.0 mm.
Por otro lado, minerales que presentan una fractura plana y poseen una alta
gravedad específica, por ejemplo la galena, puede ser fácilmente flotada.
La presencia de partículas finas o lamas en la pulpa usualmente causa
efectos contrarios en la flotación, ya que reduce la velocidad de la misma e
incrementa el consumo de reactivos y decrece la selectividad.
En el caso de minerales sulfurosos, el efecto del tamaño de la partícula es
mucho más importante, debido a que las partículas pequeñas son oxidadas
más rápidamente, además, el paso de los minerales a la solución se
incrementa cuando decrece el tamaño de la partícula. Esta situación
conduce a una reducción de la selectividad, baja la calidad de los
concentrados y demanda un alto consumo de reactivos.
5.7.3.3. Densidad de la pulpa
La densidad de la pulpa puede ser considerada como el porcentaje de
sólidos contenido en ella, expresada en peso o en volumen.
La densidad de la pulpa tiene un gran efecto en la flotación. Cuando se
incrementa la densidad de la pulpa, el tiempo de retención en la celda de
flotación y la concentración volumétrica de reactivos se incrementan. Esto
que podría parecer el mejor resultado, puede obtener solo la máxima
densidad de pulpa, sin embargo, no es así, ya que una excesiva densidad de
la pulpa nos llevará a obtener resultados adversos tales como: la flotación de
minerales finos de la ganga, demasiada aireación de la pulpa y la reducción
de la cantidad de concentrado. La densidad de la pulpa usada en la práctica
varía de 15 a 40 % de sólidos. Una alta densidad de pulpa se emplea en
45
operaciones de flotación primaria llamada Rougher y en concentración de
minerales ricos. Una baja densidad de pulpa se aplica en la concentración
de minerales pobres y operaciones de re purificación
5.7.3.4. Tipo de celdas de flotación
Actualmente se utilizan 3 tipos de celdas de flotación:
Mecánicas: son el tipo más común, caracterizado por un impulsor mecánico
que agita la pulpa y la dispersa.
Neumáticas: carecen de impulsor, utilizan aire comprimido para agitar y
airear la pulpa.
Columnas: se caracterizan por tener un flujo en contracorriente de las
burbujas de aire con la pulpa y las burbujas mineralizadas con el flujo de
agua de lavado.
Los minerales que flotan se mantienen en una espuma estable en la parte
superior de la celda de flotación, de donde son retirados por rebose para
formar el concentrado.
Los productos de la flotación contienen habitualmente entre el 50% y 70% de
sólidos. Gran parte del agua contenida en las pulpas producidas por la
flotación se retira en los espesadores del concentrado y de las colas, los que
realizan simultáneamente los procesos de sedimentación y clarificación. El
material obtenido en la descarga de los espesadores de concentrado puede
contener entre 50% y 65% de sólidos. El agua aún remanente en estos
concentrados espesados es posteriormente retirada mediante filtros hasta
obtener un producto final con el 8% - 10% de humedad.29
5.7.4. Reactivos químicos utilizados en la flotación
Los reactivos utilizados en la flotación dependen del papel que cumplen en
el proceso de recuperación mineralúrgica por lo que existen los colectores,
los espumantes, los modificadores, los depresores y los activadores.
29
Dudenkov, S y otros (1980). Fundamentos de la teoría y la práctica de empleo de reactivos de flotación. Editorial
MIR.
46
Reactivos colectores
Son un grupo grande de reactivos orgánicos, compuestos unitarios o
productos técnicos, muy diversos por su composición y estructura, los que
se absorben en la interfase sólido/líquido transformando la superficie
hidrofílica en hidrofóbica. Es decir, que estos reactivos disminuyen la
humectación de las partículas del mineral y aumentan su capacidad de
adherencia a las burbujas de aire.
Los colectores se dividen en las siguientes clases:
Xantatos
Son derivados del ácido carbónico en el que dos oxígenos son
reemplazados por azufre y un hidrógeno por un grupo aril.
El método de preparación de los xantatos alcalinos (de sodio o de potasio),
consiste en la disolución de un hidróxido alcalino en alcohol alquílico
apropiado, seguido por una adición de bisulfuro de carbono al metal-
alcoholato
Las reacciones son:
Alcohol alquílico Hidróxido de sodio Alcoholato de sodio Agua
Alcoholato de sodio Bisulfuro de carbono Xantato
Los xantatos son compuestos heteropolares que contienen un grupo
funcional inorgánico, iónico unido a una cadena de hidrocarburos, no iónicos.
En medio acuoso el xantato se divide en iones xantatos y en iones propios
del metal alcalino presente.
El nombre del xantato dependerá del alcohol y del metal de hidróxido
alcalino empleado. Los xantatos pueden ser:
XANTATO ETÍLICO DE SODIO, es el más débil pero el más selectivo de los
xantatos.
47
XANTATO ISOPROPÍLICO DE SODIO, frecuentemente más utilizado,
generan buenos resultados entre el poder de colección y selectividad.
XANTATO ISOBUTÍLICO DE SODIO, es más fuerte de este grupo pero
menos selectivo ante la presencia de pirita y otros sulfuros.
XANTATO AMÍLICO DE POTASIO, es el colector más fuerte y el menos
selectivo.
XANTATO ETÍLICO DE POTASIO, es una débil pero muy selectiva forma de
xantato que tiene alto grado de selectividad.
Ditiofosfatos
La estructura de estos compuestos se presenta con la siguiente fórmula
general:
RO S
P
RO Sme
Dónde:
R es el radical hidrocarburo aromático o alifático, átomo de hidrógeno o
metal alcalino. Los ácidos diaril y dialquilditiofosfóricos son líquidos con
buena solubilidad en medios acuosos.
Actualmente, los ditiofosfatos se obtienen por vía de la interacción del
pentasulfuro de fósforo con fenoles o alcoholes, aunque se ha encontrado
que existe una reacción de descomposición cuando se ponen en contacto
con el agua en medios alcalinos, proceso que ocurre tan lentamente que no
influye en los resultados de la flotación.
Tionocarbonatos
Se forman cuando una amina primaria o secundaria, presente en una
solución alcohólica o acuosa reacciona con CS2 en presencia de un metal-
hidróxido para formar la correspondiente sal
48
Usando una amina primaria
Usando una amina secundaria
La estabilidad de las soluciones de tionocarbonatos en varios rangos de pH
parece ser similar a la de los xanatos, esto es, en soluciones ácidas se
descomponen en aminas y CS2
Algunas de las características principales de estos reactivos son:
Normalmente son usados un pH de rango de entre 4 y 9.
No tienen acción espumante y se mezclan la mayoría de las veces, con la
aplicación de xanatos.
Líquido solo ligeramente soluble en agua.
En la mayoría de las plantas se agregan en el circuito de molienda.
Pueden usarse en circuitos ácidos o básicos.30
Reactivos espumantes
Son reactivos activadores de la superficie de las partículas que ayudan en la
formación y estabilización de la espuma en la que los minerales hidrofóbicos
se colectan o adhieren.
Tipos de espumantes
Alcoholes, aldehídos y glicoles se utilizan para modificar la tensión
superficial y generar una burbuja de tamaño más pequeño y uniforme, las
que incrementan la cantidad de aire dentro de la espuma de la celda. Sin
agentes espumantes, la tensión superficial no permitirá que la burbuja se
cargue con minerales y pase sin romperse a la superficie. Alcoholes
30
Dudenkov, S y otros (1980). Fundamentos de la teoría y la práctica de empleo de reactivos de flotación. Editorial
MIR.
49
aromáticos, metilisobutil carbinol y aceite de pino son los espumantes más
utilizados en las plantas de flotación de minerales metálicos.
Reactivos modificadores
Son compuestos que modulan el sistema de flotación regulando la química
de la solución o la dispersión o la aglomeración de partículas en la pulpa de
la flotación. Una gran cantidad de compuestos orgánicos e inorgánicos
actúan como modificadores entre los que constan los reguladores de pH
como los ácidos sulfúrico y clorhídrico, el dióxido de azufre, el carbón, la cal
y el hidróxido de amonio. Dentro de los floculantes constan, las sales de
aluminio, poliacrilina, poliacrilatos, óxidos de polietileno y dispersantes tales
como el silicato de sodio y polifosfatos.
Algunos modificadores de pH utilizados en flotación son:
Cal
Carbonato de sodio
Silicatos alcalinos
Hidróxido de sodio
Ácido sulfúrico
Ácido fluorhídrico
Otros agentes modificadores de pH de uso común son:
Sulfato de cobre
Sulfato de zinc
Nitrato de plomo
Hidrosulfuro de sodio
Reactivos depresores o depresantes
Son compuestos que mejoran la interacción de la superficie del mineral con
las moléculas de agua evitando la adsorción del colector. Silicato de sodio,
cianuros, cromatos, dicromatos, sulfuro de hidrógeno, hidrosulfuro de sodio,
polímeros sintéticos y naturales como quebracho, taninos y almidón, se usan
como depresores en la flotación.
50
El cianuro de sodio es el depresor comúnmente utilizado porque produce
una concentración suficiente del ión cianuro. Los sulfuros de hierro pueden
ser deprimidos en un pH tan bajo como 7, la calcopirita en un pH que varía
de 7 a 8 y los otros sulfuros de cobre en un pH de 9 o superior.
Otros productos reguladores de pH son: el hidróxido de magnesio y la trona
(forma natural del carbonato de sodio).
Reactivos activadores
Son compuestos químicos agregados a la pulpa de flotación para causar la
adsorción del colector sobre un mineral particular. Sales de cobre, fluoruros
e iones metálicos actúan como activadores.31
5.1.1. Flotación de diferentes tipos de minerales
Minerales de cobre-cobalto
Flotación de cobre: para separar el cobre del cobalto se realiza una flotación
subsecuente y se ajusta el pH a 11, más y se flota el cobre. El cobalto se
deprime con pH por encima de 11.
Flotación de cobalto: rango de pH de 8 a 9. Dependiendo de su asociación
mineralógica, el cobalto puede ser flotado a un pH de 4 después que se
ajuste con ácido sulfúrico (H2SO4) y se agreguen disulfuro de sodio, para
conseguir que el cobre se deprima.
Minerales asociados a este grupo:
Linaetita (Co3S4)
Carolita (Cu(Co,Ni)2S4
Cobaltita (CoAsS)
Bornita (Cu5FeS4)
Enargita (Cu3AsS4)
Calcosina (Cu2S)
Calcopirita (CuFeS2)
31
Dudenkov, S y otros (1980). Fundamentos de la teoría y la práctica de empleo de reactivos de flotación. Editorial
MIR.
51
Minerales de cobre-molibdeno
Flotación de cobre: el rango de pH varía de 10 a 11 usando cal para
precipitar pirita.
Algunas plantas de tratamiento también usan diesel para ayudar a la
flotación del molibdeno desde un concentrado colectivo de cobre-
molibdenita.
Flotación de molibdenita: el rango de pH varía entre 7.5 a 8.5 con la adición
de ácido sulfúrico (H2SO4). Se agrega depresor de cobre, mayoritariamente
se usa sulfhidrato de sodio.
Minerales asociados a este grupo:
Calcosina (Cu2S)
Calcopirita (CuFeS2)
Molibdenita (MoS2)
Bornita (Cu5FeS2)
Minerales de cobre-plomo-zinc
En la mayoría de las operaciones mineralógicas se realiza la flotación del
cobre y posteriormente del plomo antes de flotar el zinc, si la cinética de
velocidad de los minerales de cobre es más rápida que la del plomo-zinc.
Flotación de cobre: si el rango de pH varía de 10 a 11, se usa cal. Si hay
pequeñas cantidades de metal precioso (Au), se utiliza carbonato de cobre.
Flotación de plomo: el zinc se puede deprimir si se agrega SO2, sulfato de
zinc o cianuro.
Flotación de zinc: se flota el zinc contenido en las colas de la flotación
primaria del plomo, agregando CuSO4 para activar el zinc.
Minerales asociados a este grupo:
Calcosina (Cu2S)
Calcopirita (CuFeS2)
Esfalerita (ZnS)
52
Marmatita (ZnS(FeS)x)
Galena (PbS)
Minerales de cobre-zinc
Flotación de cobre: si el rango de pH es de 10 a 11, se usa cal. Si hay
pequeñas cantidades de metal precioso (Au), se usa carbonato de sodio.
El zinc se puede deprimir si se agrega SO2, sulfato de zinc o cianuro.
Flotación de zinc: se flota el zinc contenido en las colas de la flotación
primaria del cobre agregando CuSO4 para activar el zinc.
Minerales asociados a este grupo:
Calcosina (Cu2S)
Calcopirita (CuFeS2)
Esfalerita (ZnS)
Marmatita (ZnS(FeS)x)
Minerales de plomo-zinc
Flotación de plomo: si el rango de pH es de 8 a 9, se usa cal. Si hay
pequeñas cantidades de metal preciso (Au), se utiliza carbonato de sodio.
El zinc se puede deprimir si se agrega SO4, sulfato de zinc o cianuro.
Seguido de la flotación del zinc contenido en las colas de flotación primaria,
agregando CuSO4 para activar el zinc.32
Flotación de zinc: rango de pH en la flotación de zinc de 10.5 a 11,
normalmente la cal se agrega antes que el CuSO4.
Minerales asociados a este grupo:
Esfalerita (ZnS)
Marmatita (ZnS(FeS)x)
Galena (PbS)
32
Dudenkov, S y otros (1980). Fundamentos de la teoría y la práctica de empleo de reactivos de flotación. Editorial
MIR.
53
Flotación de minerales sulfurados de cobre
De los minerales sulfurados de cobre tienen valor industrial la calcopirita,
calcosina y bornita.
La siguiente tabla presenta los minerales sulfurados de cobre más
importantes y sus características:
MINERAL FÓRMULA QUÍMICA
CONTENIDO DE Cu
%
DENSIDAD
gr/cm3
Cobre nativo
Bornita
Calcosina
Calcopirita
Covelina
Digenita
Enargita
Tenantita
Tetraedrita
Cu
Cu5FeS4
Cu2S
CuFeS2
CuS
Cu2S
Cu3AsS4
3Cu2S.As2S3
3Cu2S.Sb2S3
100
63.3
79.8
34.6
66.4
79.8
48.3
57.5
52.1
8.8
5.0
5.7
4.2
4.6
5.7
4.4
4.4
4.8
Tabla 3.1. Lista de minerales sulfurados de cobre
Para la flotación del cobre, con o sin pirita, se emplea el aceite de pino
como espumante los xantatos, como colectores. Para mantener la
alcalinidad del circuito y deprimir la pirita se emplea casi siempre cal (CaO).
El consumo normal medio de reactivos es el siguiente:
Reactivo Unidad Máximo Mínimo Observaciones
CAL Kg./TM 5 1.5 Según proceso
ACEITE PINO gr/TM 100 25 Según proceso
COLECTORES gr/TM 75 25 Xantatos
Tabla 3.2. Consumo normal de reactivos
Desde el punto de vista del uso de los reactivos necesarios para la flotación,
de las menas de cobre se subdividen en los siguientes tipos
54
Menas de cobre en las que los minerales útiles están presentados por
calcosina, bornita y cobre nativo. Para la flotación de estas menas se utilizan
dos reactivos xantato, y un colector fuerte.
Menas de cobre en las que los minerales útiles están representados por
calcosina, bornita y calcopirita. Para la flotación de estas menas también se
usan como reactivos: xantato y Z-200.
Menas de cobre en las que este metal está representado por la calcopirita.
Para la flotación de estas menas los reactivos utilizados dependen de la
granulometría de la calcopirita (fina o gruesa).
En las menas sulfurosas con frecuencia se encuentra oro y plata, lo que es
muy característico para las menas de cobre-pirita, los que poseen una
capacidad de flotación más elevada que los minerales de cobre.
Tanto para los minerales de cobre, como para el oro y la plata, el colector
más común es el xantato, en tanto que el cianuro y cal actúan como
depresores.33
Flotación de minerales oxidados de cobre
Las menas oxidadas de cobre provienen de procesos secundarios que
tienen lugar en los horizontes superiores de los yacimientos de minerales
sulfurosos.
En la siguiente tabla se exponen las características de los minerales
oxidados de cobre más difundidos:
MINERAL FÓRMULA QUÍMICA
CONTENIDO DE COBRE
% DUREZA
DENSIDAD gr/cm
3
Cuprita Tenorita Malaquita Azurita Atacamita Crisocola Dioptas Calcantita
Cu2O CuO CuCo3Cu(OH)2 2CuCo3Cu(OH)2 CuCl2.3Cu(OH)2
CuSiO3.nH2O 6CuSiO3.6H2O CuSO4.5H2O
88.88 79.9 57.4 55.3 61.2 36-45 5 25.4
3.5 – 4 3.5 3.5 – 4 3.5 – 4 -------- 2 – 4 5 2.5
5.85 – 6.15 5.8 – 6.4 3.9 – 4 3.7 – 3.9 -------- 2.0 – 2.3 3.28 – 3.35 2.1 – 2.3
33
Dudenkov, S y otros (1980). Fundamentos de la teoría y la práctica de empleo de reactivos de flotación. Editorial
MIR.
55
Broshantita CuSo4.3Cu(OH)2 56.2 --------- --------
Tabla 3.3. Lista de minerales de cobre oxidados más difundidos
Flotación de minerales de cobre-zinc-pirita
El mineral industrial básico de zinc es la esfalerita (blenda). En la naturaleza
se encuentran algunas variedades de blenda, desde la incolora, que no
contiene hierro, hasta la oscura y negra (marmatita), en la que una parte de
los cationes de zinc está sustituida por cationes de hierro. El contenido de
zinc en la esfalerita pura asciende al 67.1%; la marmatita, la que puede ser
representada con la fórmula ZnS(FeS)x, tiene una cantidad variable de zinc
y hasta el 20% de hierro.
Durante la flotación de los sulfuros de cobre, de zinc y de hierro, la mayor
dificultad representa la selección de los minerales de cobre de los de zinc.
La separación de la esfalerita de los minerales de hierro se realiza bastante
fácil con ayuda de cal. La esfalerita flota en una gama bastante amplia del
pH (incluyendo el medio de la cal).
Los métodos industriales de recuperación de los minerales de cobre y zinc
contempla la posibilidad de reducirlos a los siguientes reactivos de flotación:
Flotación de los minerales de cobre con suspensión de la esfalerita:
Con cianuro de sodio o calcio.
Con caparrosa blanca.
Con cianuro de cobre o calcio en combinación con caparrosa blanca.
Con cianuro en combinación con caparrosa blanca y sulfito de sodio.
Con sulfito de sodio en combinación con dosis muy pequeñas de
cianuro en un medio de sosa introduciendo, como operación
adicional, la aceleración de la pulpa.
56
Con cianuro en combinación con gas sulfuroso (pH 5).
2. Flotación de la esfalerita con suspensión de los minerales de cobre
Con ferrocianuro.
Con oxidación parcial del concentrado colectivo espesado y filtrado, y, con la
subsiguiente re-pulpación en agua tibia.
Flotación de oro-pirita
En la flotación de oro el rango natural de pH es de 8 a 9. La cal deprime el
oro nativo, por lo que debe usarse carbonato de sodio si es necesario
dispersar las lamas.
Minerales asociados a este grupo:
Calcosina (CuS2)
Calcopirita (CuFeS2)
Molibdenita (MoS2)
Bornita (Cu5FeS2)
Pirita (FeS)
Pirrotina (Fe1-xS2)
Argentita (Ag2S)
Tetrahedrita ((CuFeAg)Sb4S13)
Oro nativo y plata
5.2. Lixiviación
Tal como se indicó anteriormente, la primera de las etapas que conforman
las aplicaciones en hidrometalurgia corresponde a la definida como
disolución selectiva, denominada lixiviación o LX, según su nombre técnico
usual en minería.
El típico yacimiento porfídico de cobre, que en su estado original de
formación, corresponde a un cuerpo intrusivo de tipo monzonita/dacita
contiene mineralización primaria finamente diseminada de calcopirita
(CuFeS2), de pirita (FeS2), con subproductos como molibdenita (MoS2), oro
y plata generalmente en estado nativo o como sulfuro (Ag2S)
57
Este tipo de yacimiento primario ha sido sometido por largo tiempo (millones
de años), a una intensa transformación producida por fenómenos de óxido-
reducción, entre los que se puede destacar los que suceden en profundidad
a altas presiones y temperaturas y en las zonas que se encuentran más
cercanas a la superficie, con presencia de fenómenos de meteorización y
oxidación (en condiciones más cercanas a las ambientales). Por último, las
alteraciones que producen principalmente los cursos de aguas superficiales
con sus contenidos de oxígeno y sales disueltas, ayudados sin lugar a dudas
por la presencia de bacterias sulfa y ferro oxidantes, que actúan como
catalizadores.
Así, la transformación en los yacimientos pH, y se puede representar de la
siguiente forma:
De esta manera, las soluciones ácidas de cobre, ya agotadas en su
contenido de oxígeno, descienden y reaccionan con nuevos sulfuros, pero
ahora en las condiciones reductoras que prevalecen por debajo del nivel
freático de las napas de agua subterráneas. De esta forma, las especies
minerales primarias de pirita y calcopirita se van transformando a minerales
secundarios del tipo calcosina-covelina de acuerdo a las siguientes
expresiones de estequiometria variable
Para que este sistema de minerales en transformación adquiera importancia
económica, se debe producir un fuerte desplazamiento y concentración de
soluciones mineralizadas a profundidades significativas a través del
movimiento de las napas subterráneas. De esta forma, los sulfuros
secundarios así formados pasan a constituir lo que se conoce como “zona
de enriquecimiento secundario”.
Una oxidación posterior de la zona de enriquecimiento secundario,
eventualmente catalizada por la presencia de bacterias, puede dar lugar a la
58
formación de los llamados minerales oxidados, tales como la crisocola,
tenorita, brochantita, malaquita, atacamita, etc.
Así mismo, en esta etapa de transformación secundaria, tienen importancia
las reacciones del ácido sulfúrico con los minerales de ganga como las
ortoclasas, y aquellas conducirán la formación de arcillas.
Para que lo anteriormente se cumpla, aún en períodos geológicos muy
largos, los depósitos deben experimentar importantes grados de
fracturamiento, y erosión fenómenos que producen la permeabilidad que
permite el desplazamiento (profundización) de soluciones mineralizadas, las
que darán lugar a la formación de los distintos tipos de minerales
5.3. Métodos de Lixiviación
Los diferentes métodos de lixiviación de minerales para ser aplicados, deben
maximizar la recuperación del mineral y los beneficios económicos con los
más bajos costos de inversión y operación.
En la mayoría de los casos, los procesos de lixiviación se aplican
directamente sobre los minerales a través de un ataque químico. Para
mejorar el rendimiento cinético de estos procesos se considera además el
uso de reactivos, agitación, temperatura y presión. El tiempo de lixiviación es
otro factor importante a la hora de seleccionar el método más rentable para
un determinado mineral, mismo que deberá garantizar:
Valor económico del metal a recuperarse, es decir, su ley, calidad, reservas
disponibles y precio de venta.
Porcentaje de recuperación metalúrgica.
Costo de explotación, transporte del mineral hasta la planta, chancado,
molienda, clasificación y pre-tratamiento (aglomeración y curado).
Costos de los procesos de concentración y eventual pre-tratamiento térmico
(flotación, tostación u otro proceso piro-metalúrgico necesario).
59
Facilidad de disolución relativa de los minerales a lixiviarse.
Costos de los reactivos utilizados
5.3.1. Lixiviación in situ
La lixiviación in situ, comprende el proceso a través del cual se aplican
soluciones químicas directamente al mineral localizado en el propio
yacimiento, sin que sea sometido a extracción minera. Este método posee
dos modalidades según el yacimiento se ubique sobre o debajo el nivel
freático de las aguas subterráneas.34
Figura 3.14. Taladros de inyección de líquido de lixiviación
5.3.2. Lixiviación in situ Gravitacional
Esta variante se aplica a yacimientos ubicados sobre el nivel freático de las
aguas subterráneas. En este caso, las soluciones recuperadas deben
desplazarse por gravedad, lo que requiere de minerales con condiciones de
alta permeabilidad o con fragmentación previa, proveniente de una
explotación minera
5.3.3. Lixiviación in situ Forzada
Se aplica a yacimientos ubicados debajo del nivel freático de aguas
subterráneas. En estos casos se aprovecha la permeabilidad interna de las
34Portal Minero Ediciones (2006). Manual general de minería y metalurgia (1
era ed.). Chile: Servicios
de Impresiones Laser S.A.
60
rocas de caja, la temperatura y las presiones que se generan a
considerables profundidades.
El proceso contempla la inyección de soluciones lixiviantes a través de
pozos profundos, similares a los usados en la extracción de petróleo, en
tanto que la solución obtenida se succiona a la superficie desde una batería
de pozos cosechadores, distribuidos de tal forma que estimulen el paso de
las soluciones a través de la roca, forzando así la disolución de los
minerales. Resulta evidente que las filtraciones y las pérdidas de soluciones
constituyen parte importante de las ineficiencias de este proceso.
Esta técnica de lixiviación forzada in situ, se ha utilizado con éxito en la
recuperación de sales fácilmente solubles, como son los yacimientos de
halita (ClNa), silvina (KCl), minerales de uranio y algunos fosfatos.35
5.3.4. Lixiviación en Botaderos
La lixiviación en botaderos o dumpleaching, consiste en el tratamiento de
minerales de baja ley, que normalmente se generan en la explotación de
todo yacimiento y que corresponden al mineral que posee leyes por debajo
de la ley de corte, fracción conocida también como “estéril mineralizado”,
habitualmente depositado en escombreras que alcanzan alturas de más de
100 m.
En otros casos, este mineral corresponde a ripios de antiguas operaciones
de lixiviación los que por sus contenidos (bajas leyes), pasan a ser
interesantes debido al desarrollo de menos y más eficientes métodos de
procesamiento.
En todos estos casos las soluciones lixiviantes se riegan sobre la superficie
de la escombrera usando sistemas de goteo o aspersión, para minimizar las
pérdidas por evaporación del agua.
Las soluciones recuperadas son enviadas por gravedad hacia lagunas o
piscinas especiales. El ciclo de estas operaciones habitualmente es muy
35Portal Minero Ediciones (2006). Manual general de minería y metalurgia (1
era ed.). Chile: Servicios
de Impresiones Laser S.A.
61
largo (cercano a 1 año), y presenta bajas recuperaciones (40% y 60%, del
mineral existente), en tanto que su fortaleza son los costos de operación
más bajos del mercado.
5.3.5. Lixiviación en Pilas
La lixiviación en pilas es similar a la operación que se realiza en los
botaderos, con la diferencia de que en este caso, el mineral tiene una ley
más alta factor que cubre su procesamiento, mismo que incorpora una
planta de chancado (primario, secundario y terciario). Al construir las pilas
(montones) con mineral chancado, es necesario aglomerar los finos
generados, de forma que restituyan la permeabilidad del mineral al valor que
presenta antes de ser chancado.
Para obtener una buena homogenización en la etapa de aglomeración y
entender el curado ácido, que recomienda este proceso, se usa el tambor
aglomerador, que consiste en un cilindro metálico de características externas
similares a las de un molino de bolas o barras, o de un horno secador de
concentrado, revestido interiormente con láminas y tuberías perforadas para
el suministro de agua, que inicialmente, humedece y prepara el mineral para
la adición del ácido concentrado.
Figura 3.15. Lixiviación en pilas
Minerales con contenido de oro también son procesados mediante lixiviación
en pilas con aglomeración, previo carguío, impermeabilización de la base y
regadío, pero agregando una etapa previa de acondicionamiento y adición
de agua, cal y cemento para crear acondiciones de pH alcalino al lecho de la
pila, dando así una rigidez a los finos aglomerados. El resto de los sistemas,
62
tanto de riego como de recolección de soluciones, son similares al caso de la
lixiviación con ácido.
Los hilos se conforman de capas de mineral de 3 a 8 m de espesor en la
base se impermeabiliza con membranas de polietileno de alta densidad para
evitar escurrimiento durante el proceso.
Para operaciones menores, el carguío de las pilas se hace habitualmente
con camiones y apiladores de correa o “stackers” autopropulsados, evitando
el uso de cargadores, porque éstas dañan los aglomerados.
Para operaciones medianas el carguío se cumple con correas modulares
articuladas que terminan en un stacker.
En operaciones mayores el carguío se efectúa con complejos sistemas
apiladores montados sobre orugas alimentados con correas transportadoras
estacionarias y móviles. Para descargar una pila se usa normalmente un
recolector tipo pala de rueda con capachos o cangilones (rotopala).
Las soluciones se alimentan a la pila con goteros geométricamente
distribuidos, que pueden estar enterrados (cubiertos) si las condiciones
geográficas, ambientales, de presión y temperatura así lo recomiendan. Para
la recolección de las soluciones enriquecidas se usan cañerías de drenaje
perforadas y canaletas abiertas.
En general, las pilas pueden ser “dinámicas”, también llamadas “on-off”, o
permanentes. En las primeras, el mineral es removido una vez agotado el
proceso, pudiendo reutilizar la base impermeabilizada para tratar otro
mineral. En cambio, en la pila permanente, una vez agotado el mineral, se
carga sobre ella una segunda pila, usando, en algunos casos, la misma
membrana de impermeabilización de la base original y, en otros, poniendo
otra membrana.
5.3.6. Lixiviación en Bateas
La lixiviación en “bateas inundadas”, conocida también como sistema de
“lixiviación por percolación”, consiste en una batea de hormigón revestida
63
interiormente con asfalto antiácido o resina epóxica, con un fondo falso de
madera y tela filtrante, que se llena con mineral hasta las ¾ de su capacidad
en altura y se inunda con soluciones lixiviantes. Desde el fondo filtrante, las
soluciones son recirculadas y traspasadas a la siguiente batea. Las
sucesivas recirculaciones permiten subir el contenido del metal recuperable
en la solución rica, como para ser enviada posteriormente a separación
electrolítica directa.
Este sistema de operación dinámico, es aplicable solo a minerales con una
cinética de disolución extremadamente rápida ya que el ciclo de lixiviación es
de 6 a 12 días.
Los sistemas de lixiviación en bateas están habitualmente constituidos por
una serie de 10 a 12 bateas, aprovechando un mismo puente móvil para el
carguío a través de correas transportadoras con un carro repartidor. La
descarga se realiza mediante una pala tipo almeja que almacena a una tolva
de alimentación a los camiones que movilizan los relaves a las respectivas
escombreras.
5.3.7. Lixiviación por Agitación
Los minerales de alta ley o contenidos de alto valor de metales preciosos, se
usa el sistema de “lixiviación por agitación”, que conlleva una molienda
húmeda, que se justifica por la mejor recuperación y menor tiempo de
procesamiento. El mineral finamente molido dentro de los estanques de
lixiviación por agitación, tiene mayor área expuesta a la lixiviación y la
agitación permite disminuir el espesor de la capa límite de difusión,
maximizando el área de la interfase gas-líquido.
La agitación se puede realizar con agitadores rotativos mecánicos o bien con
aire tipo air-lift en reactores denominados “pachucas” (neumáticas).36
36
Portal Minero Ediciones (2006). Manual general de minería y metalurgia (1era
ed.). Chile: Servicios de
Impresiones Laser S.A.
64
5.4. Cianuración
La cianuración es un proceso que se aplica al tratamiento de menas de oro,
desde hace muchos años.37 Se basa en que el oro y la plata nativos, son
solubles en soluciones cianuradas alcalinas diluidas, regidas por la siguiente
ecuación de ELSNER:
Las operaciones mediante el uso de cianuros alcalinos se vienen aplicando
desde hace ya casi un siglo, y de hecho, la mayor parte de las plantas de
tratamiento obtienen el oro mediante esta tecnología.
En el pasado se decía que las operaciones de cianuración estáticas no
presentaban recuperaciones adecuadas, los hechos demuestran que cuando
el oro es liberado, las recuperaciones metalúrgicas obtenidas son
aceptables.
Aunque en operaciones de cianuración por agitación se alcanzan
recuperaciones mayores del 90%, también se alcanzan cotidianamente en
plantas de cianuración de VatLeaching recuperaciones similares, pese a que
los tiempos de tratamiento deben ser mucho más prolongados.
En general, desde el punto de vista operativo, las operaciones de
cianuración pueden clasificarse en dinámicas y estáticas, dependiendo si el
material sólido es sometido o no a movimiento.
En casi todos los casos la extracción de los metales preciosos disueltos
suele hacerse mediante la precipitación por reducción iónica, esto es por
reemplazo del oro por otro metal como el zinc. Así, desde hace mucho
tiempo el oro se lo extrae mediante el uso de polvo de zinc (el método
llamado MerrilCrowe), que requiere la condición básica de desoxigenar el
mineral mediante el uso de una torre de vacío.
Otra alternativa, muy generalizada en los últimos tiempos, es el uso de
carbón activado para recuperar los metales preciosos disueltos por
37
Wotruba, H (1996). El uso de la cianuración en la pequeña minería de oro. Tecnologías y riesgos ambientales.
Congreso Nacional de la metalurgia de oro y plata. Universidad Técnica de Oruro. Bolivia.
65
adsorción. Esto es posible por el contacto de la solución rica en oro con
columnas de carbón activadas (CIC, por sus siglas en inglés). Otra
posibilidad es que el carbón sea agregado a la pulpa en agitación (CIP, por
sus siglas en inglés), al mismo tiempo que ocurre la lixiviación (CIL), proceso
durante el cual ocurre la adsorción, y resulta ventajoso porque no es
necesario realizar separación sólido-liquido ya que el carbón actúa sin
mayores inconvenientes.38
5.4.1. Operaciones de Cianuración Dinámicas
En este tipo de operaciones, la pulpa, es decir, la mezcla de líquido (solución
lixiviante) y sólido (mineral o relave), se mantiene en movimiento, o sea en
agitación. El objetivo de este tipo de operación, obedece a la intención de
acelerar el proceso de disolución y exposición de las partículas de metales
preciosos a la acción del agente disolvente.
Frecuentemente, estas operaciones pueden ser continuas, de manera que
en simultáneo puede irse alimentando el material al proceso y efectuar, al
mismo tiempo, la descarga del mineral ya procesado (relave).
En general, este tipo de plantas suelen ser continuas, es decir que la pulpa
es alimentada en el primer tanque y a lo largo del proceso fluye hasta el
último tanque, donde ya se ha extraído el oro como metal.
En esta operación el proceso suele requerir de un tiempo de tratamiento
(tiempo de residencia) de 18 horas para el caso de los minerales oxidados.
Eventualmente, puede haber minerales que requieren un mayor tiempo, de
tratamiento para alcanzar mayores recuperaciones; sin embargo, se debe
evaluar concienzudamente el costo-beneficio, porque no siempre las altas
recuperaciones resultan más rentables, porque un proceso más largo implica
mayores gastos operativos.
Los tanques de lixiviación pueden ser de diversas capacidades formas y
medidas, aunque se recomienda un mínimo de 3 tanques, para plantas
38
Monge, F y otros (2005) "Asistencia Técnica y Capacitación para el Desarrollo Técnico y Empresarial de Amalar".
COSUDE Proyecto GAMA. Argentina
66
continuas, con lo que se obtiene una adecuada homogenización para evitar
la probabilidad de que algunas partículas circulen sin permanecer el tiempo
promedio determinado.39
5.4.2. Tipos de Tanques Agitadores
Tanques Agitadores Mecánicos
Para estas operaciones se usan plantas en las que la pulpa circula en
tanques de metal, usualmente cilíndricos, en los que el mineral se mantiene
en suspensión agitada mediante impulsores metálicos mecánicos.
Tanques Agitadores Neumáticos
Es una operación similar a la anterior, es decir que también se utilizan
tanques metálicos para agitar la pulpa pero con la diferencia que la
suspensión de la pulpa se efectúa mediante bombeo de aire en la base del
tanque (llamados Pachucas). Muchos expertos consideran que además de
esta forma, se pueden acelerar las reacciones de formación debido a la gran
cantidad de aire que se introduce en la pulpa.
5.4.3. Operaciones de Cianuración Estáticas
Se podrían definir como aquellas en las que el material sólido que se
procesa no es sometido a movimiento, es decir que, durante el proceso el
mineral o relave se mantiene sin movimiento. En este tipo de proceso, el
costo operativo suele ser bajo debido a que no existe gasto de energía, por
lo que se lo denomina proceso de bajo costo de capital. La inversión es
relativamente baja debido a las dimensiones de la planta, misma que se la
valora en función de su tonelaje
5.4.4. Tipos de Operación
HeapLeaching
Son operaciones de lixiviación en pilas (montón), que en la mayoría de
casos el mineral puede ser procesado tal como proviene de la mina dándole
39
Monge, F y otros (2005) "Asistencia Técnica y Capacitación para el Desarrollo Técnico y Empresarial de Amalar".
COSUDE Proyecto GAMA. Argentina
67
el tamaño que demanda la planta, mediante fragmentación por voladura,
ajustando la malla de perforación y voladura. En ocasiones, el mineral puede
ser previamente sometido a operaciones de chancado antes de ser
transportado a las plataformas de lixiviación.
Antes de iniciar una operación de lixiviación en pilas (montones) se debe
preparar una plataforma con ligera inclinación, impermeabilizando una gran
área para almacenar el mineral para cuyo objeto, se deben instalar sistemas
impermeabilizantes, con materiales sintéticos (polímeros) de diversa
naturaleza, textura y resistencia.
Sobre la plataforma de lixiviación, se instalan tuberías para la recolección de
la solución enriquecida, la que se la recibe en la base de la plataforma y se
la transporta a tanques de solución. En la parte superior de cada pila se
instala un sistema de riego por goteo mediante tuberías, solución que se la
descarga según un flujo predeterminado (dosificación).
La solución lixiviante contiene los reactivos necesarios para tratar el mineral
proveniente de la mina, considerando las propiedades físico-mecánicas y
mineralógicas (cianuro de sodio y cal).40
40
Monge, F y otros (2005) "Asistencia Técnica y Capacitación para el Desarrollo Técnico y Empresarial de Amalar".
COSUDE Proyecto GAMA. Argentina
68
Fotografía 1. Mina Yanacocha, plataforma de acumulación mineral e instalación de tuberías para el riego por goteo de la solución que contiene cianuro de sodio. Tomado por: D. Alegría
Fotografía 2. Mina Yanacocha, plataformas de acumulación de mineral. Tomado por: D. Alegría
69
VatLeaching
Esta operación por ser adecuada a la minería en pequeña escala, merece la
siguiente descripción detallada41
Etapas de Operación
Trituración
El mineral extraído de la mina es triturado con el uso de trituradoras, hasta
conseguir el tamaño adecuado (aproximadamente ¾”).
Molienda
El mineral triturado se alimenta a molinos de bolas o barras durante una hora
y media aproximadamente. Concluida la molienda, se descarga el mineral
pulverizado y se lo conduce a la zona de aglomeración.
Aglomeración.
El mineral o relave a ser procesado se lo mezcla con cemento y cal para dar
la alcalinidad protectora luego de lo cual se lo humedece con solución de
cianuro concentrada (80%), ya que el 20% restante se lo agrega durante los
días posteriores de tratamiento. Esta etapa se lo realiza manualmente o
usando un aglomerado cilíndrico, que en su interior posee un aspersor de la
solución concentrada de cianuro. El mineral aglomerado se lo deposita en la
poza de lixiviación, cuidando no dañar (romper) los "pellets" a ser procesado.
Curado
Es la pulpa reposada, o sea el mineral aglomerado que contiene ya los
reactivos a utilizar. En esta etapa, se deja el mineral en reposo para que se
produzca la disolución del oro, reacción que ocurre en un ambiente muy
aeróbico (con mucho oxigeno del ambiente), condiciones en las que el
cemento y la cal reaccionan con las arcillas, y los pellets toman consistencia.
Generalmente, el tiempo de reposo no es superior a 24 horas desde que
concluye el llenado de la poza. En esta etapa se disuelve cerca del 90% del
41
Monge, F y otros (2005) "Asistencia Técnica y Capacitación para el Desarrollo Técnico y Empresarial de Amalar".
COSUDE Proyecto GAMA. Argentina
70
oro existente en el mineral, en tanto que el 10% restante se disolverá a lo
largo de la operación completa o quedará en los relaves.
Riegos o Lavados
Esta etapa consiste en lavados sucesivos para extraer el oro disuelto (y
disolver el 10% del total soluble). Los lavados son necesarios para disminuir
la concentración del oro en la solución, que se retiene en el mineral húmedo
aglomerado con contenidos de agua del alrededor del 18%. Los lavados
sucesivos permiten llevar la concentración del oro en solución, a menos de
1 mg/l o hasta donde requiera disminuirla rentablemente.
En la práctica se realizan entre 12 y 15 riegos o lavados con la misma
solución que recircula en circuito cerrado.
Adsorción
La solución que recicla a contracorriente pasa a través de columnas de
carbón activado en lecho fluidizado, mismas que totalizan 4 o 5 columnas
ensambladas en estructuras metálicas o de PVC. El carbón activado que se
utiliza es granulado y posee una malla adecuada, con capacidades de
adsorción operativa cercana a 5 o 6 grAu/Kg de carbón. Lo conveniente es
cosechar las 3 o 4 primeras columnas, dejando la última que concentra muy
poco metal para usarla en el siguiente proceso.
Desorción
Es el proceso inverso de la adsorción y consiste en la extracción de los
metales concentrados en el carbón activado, mediante el uso de una
solución de cianuro alcalino caliente. En este proceso, las soluciones que
contienen oro están altamente concentradas, se someten a la acción de una
corriente continua de bajo voltaje para obtener un precipitado que se lo lleva
fundición y refinación en barras de aceptación comercial.42
42
Monge, F y otros (2005) "Asistencia Técnica y Capacitación para el Desarrollo Técnico y Empresarial de Amalar".
COSUDE Proyecto GAMA. Argentina
71
5.4.5. Métodos de Aplicación en la región
En la región se utilizan los métodos de concentración gravimétrica, flotación,
lixiviación y cianuración por la variante de VatLeaching, debido a que la
mayor parte de de mineral útil es refractario, por lo cual la secuencia de
estos método optimiza la recuperación del mismo
72
CAPÍTULO VI
ANÁLISIS E INTERPRETACIÓN DE DATOS
6.1. Organización Empresarial
SominurCia. Ltda. tiene una organización empresarial jerárquica y funcional
según departamentos encargados de las operaciones, la administración de
la Empresa, la seguridad y salud ocupacional. En la cúspide estratégica se
encuentra la junta de accionistas conformada por los socios de la empresa,
bajo la cual están la presidencia y la Gerencia, quienes se encargan de
garantizar que la Empresa funcione adecuadamente y alcance sus objetivos.
La Gerencia administra cada área de operaciones (mina, molinos, mecánica,
eléctrica, bodega y obras civiles) a través del Administrador. Las áreas de
operaciones se encargan de la producción y, dependiendo del área, la
cadena de mando está constituida por jefes, supervisores y operadores.
La Planta de Beneficio Sominur, encargada de la obtención y refinación de
oro y plata, está administrada directamente por la Gerencia y bajo la
responsabilidad de un jefe de planta.
Con esta organización empresarial, Sominur Cia. Ltda. pretende alcanzar un
uso más efectivo de los factores de producción para obtener así una mayor
rentabilidad.
73
6.1.1. Organigrama
Junta de accionistas
Presidente Gerente
Administrador
Jefe de
Mina Supervisores Operadores
Jefe de Molinos
Supervisor Operadores
Jefe de Mecánica
Operadores
Jefe Electrico
Operadores
Jefe Bodega
Ayudante de Bodega
Jefe Obras civiles
Albañiles
Jefe Planta
Beneficio
Supervisor Planta de Beneficio
Ayudante Supervisor Planta de Beneficio
Operadores
Asistente Administrativo
Asesor técnico
Jefe de Seguridad Física
Guardias
Jefe de SSO
74
6.1.2. Objetivo
Sominur Cía. Ltda. se ha planteado como objetivo fundamental ejecutar
actividades de exploración, explotación y beneficio de minerales, con
responsabilidad socio-ambiental, apoyando al desarrollo de la comunidad,
para la cual realiza su gestión basándose en procesos y normas de calidad
y utilizando tecnologías limpias, con talento humano altamente calificado y
comprometido con los principios y valores de la empresa, según las leyes del
Estado Ecuatoriano.
6.1.3. Capacidad de Producción
La Empresa Sominur Cía. Ltda, procesa diariamente, un promedio de 70
Ton/día de mineral aurífero sulfurado y oxidado, proveniente de sus diversos
frentes de explotación.
La fotografía 3, muestra una veta que contiene minerales polimetálicos con
valores interesantes de oro. Los frentes de trabajo se comunican con la
superficie mediante dos entradas diferentes, interconectadas verticalmente
por una chimenea de 300 m de altura, a través de la cual por medio de
“winches” el mineral arrancado se descarga a vagones impulsados por una
locomotora a gas que lo conduce a la planta de beneficio.
Fotografía 3. Veta de mineral aurífero presente en un frente de explotación de la compañía. Tomado por: D. Alegría
75
6.1.4. Escala de la Actividad Minero-Mineralúrgica
Debido a la producción diaria que explota y procesa la empresa, la gestión
minero-metalúrgica de Sominur Cía. Ltda. se encasilla en el régimen de la
pequeña minería, categoría que, no obstante está sustentada en procesos y
maquinaria técnica y adecuadamente relacionada, que responden con
eficacia y continuidad
6.2. Características Generales de la Explotación Minera
La Cordillera Occidental constituida por afloramientos de rocas volcánicas y
volcano-sedimentarias de la Formación Macuchi, consta de la litología de la
zona donde se encuentra la mina de Sominur Cía. Ltda, en la que se han
mapeado además las formaciones geológicas: Piñón, Cayo y Yunguilla, que
conforman un prisma acrecional, Macuchi, con un ambiente marino
compuesto de lavas andesíticas y brechas; la Unidad Silante, constituida por
rocas sedimentarias de ambiente continental (conglomerados, grauvacas,
arenas tobáceas y lutitas rojas), y la San Tadeo, que aflora en las cuencas
(valles) y está compuesta por material piroclástico, aglomerados y flujos de
lodo.
Cabe recalcar que en esta zona también existe oro libre, el cual hoy en día
es explotado y recuperado por métodos gravimétricos, por parte de
pequeñas sociedades de mineros.
El yacimiento que explota Sominur Cía. Ltda. es de tipo vetiforme estructuras
que se encajan tanto en el yacente como en el pendiente en rocas
volcánicas (andesiticas), presentando un rumbo preferencial N-S con
buzamientos que oscilan desde los 35° hasta los 80° hacia el Este.
6.3. Etapas Principales del Proceso Productivo
6.3.1. Explotación Minera
El método utilizado por Sominur Cía. Ltda. es el de corte y relleno desde
niveles inferiores hacia niveles superiores, con un arranque por bancos
horizontales lo que facilitan el relleno de los tajos explotados.
76
La preparación de los bloques contempla la construcción (franqueo) de
chimeneas separadas entre sí, por 30 m de distancia horizontal en sentido
del rumbo de la vetas. La potencia de la veta en los diferentes trabajos de
arranque varía desde 20cm hasta un máximo de 1m.
La explotación es selectiva debido a que se extraen solo los bloques que
contienen leyes de interés empresarial.
El ciclo minero es el normal ya que se inicia con la perforación y voladura de
frentes de producción, continuando con la recopilación y trasiego de mineral
arrancado, mismo que previamente pasa una clasificación visual para
separarlo del estéril luego son trasportados a superficie para alimentar la
planta (mineral) y el estéril depositarlo en la escombrera
6.3.2. Trituración y Molienda Inicial
El mineral que provee la mina es sometido a reducción de tamaño en dos
trituradoras de mandíbula, alimentadas con el mineral que no pasa por la
zaranda dispuesto a la salida de la tolva de almacenamiento temporal. El
mineral triturado alimenta a los molinos chilenos en cuya entrada también
existe otra zaranda de clasificación.
El sistema completo de alimentación se muestra en la fotografía 4, donde de
izquierda a derecha se puede observar: la zaranda, una de las trituradoras
de mandíbula, y los trapiches chilenos
Fotografía 4.Sistema de reducción de tamaño de partículas del mineral. De izquierda a
derecha: Criba, trituradora de mandíbula y trapiche chileno. Tomado por: D. Alegría.
77
6.3.3. Concentración Gravimétrica del Oro
Luego de la salida de los molinos (trapiches chilenos), están instalados los
canalones para la respectiva concentración gravimétrica del oro, producto
que se lo alimenta a un pequeño molino de bolas, de donde pasa
directamente a los agitadores del sistema de lixiviación.
La pulpa que no es concentrada en los canalones llega al espesador, donde
se agrega cal y floculante para promover y agilizar el proceso de flotación,
instalación que se muestra en la fotografía 5, donde de derecha a izquierda
se observan los tanques para agregar cal y agua y el espesador. El agua
que rebosa del espesador se la conduce a las piscinas de sedimentación,
mostradas en la fotografía 6, para su reutilización en el proceso.
A la salida del espesador, se controla el porcentaje de sólidos (densidad de
la pulpa) que ingresará al área de flotación.
Fotografía 5.De derecha a izquierda: tanques de cal y floculantes, seguidos del espesador. Tomado por: D. Alegría
78
Fotografía 6: Piscinas de sedimentación. Tomado por: D. Alegría
6.3.4. Concentración por Flotación
El sistema de flotación cuenta con una celda de acondicionamiento donde se
dosifican los reactivos (colectores, depresores y espumantes), así como la
cal para controlar y mantener el pH 7. El sistema cuenta con 5 celdas en
serie, en las que se flotan los minerales auríferos que pasarán luego al
proceso de lixiviación, que se aprecia en la fotografía 7, en la que en primer
plano se presenta el acondicionador, seguido de las 5 celdas de flotación
tipo Serrano. Las colas de flotación pasan directamente a las relaveras
situadas montaña abajo.
Fotografía 7. En primer plano,acondicionador, seguido por las 5 celdas de flotación.
Tomado por: D. Alegría.
79
6.3.5. Cianuración de los Concentrados
Una vez flotados, los concentrados que contienen oro pasan a los agitadores
en los que se agrega cal para lograr un medio básico y cianuro de sodio para
disolver el oro, en un proceso de lixiviación química. La fotografía 8, detalla
el interior de uno de los agitadores, antes de ser llenado con el concentrado
de flotación. La solución lixiviada pasa directamente a las piscinas de
solución rica y pobre, antes de proceder con la adsorción de carbón
activado. Las colas de lixiviación pasan a las pachucas donde se lleva a
cabo un proceso CIP o carbón en pulpa.
Fotografía 8.Agitador usado para la lixiviación, previo al llenado con concentrado proveniente de la flotación del mineral aurífero. Tomado por: D. Alegría
6.3.6. Recuperación del oro de Solución Cianuro con Carbón
Activado
Las torres de adsorción se llenan con la solución proveniente de los tanques
de lixiviación, donde el carbón activado es preñado con los metales valiosos,
a través de las seis torres disponibles, las cuales se muestran en la
fotografía 9.
80
Fotografía 9: Torres contenedoras de carbón activado, utilizadas para la absorción del oro proveniente de las soluciones cianuradas, generadas durante la lixiviación.
Tomado por: D. Alegría
6.3.7. Adsorción y Desorción del Carbón Activado Cargado de Oro y
Plata
Se emplea carbón de concha (corteza) de coco proveniente de Tailandia que
se activa térmicamente con agua hirviendo y químicamente con ácido
clorhídrico, previo a su empleo en el proceso de adsorción de oro.
El proceso de desorción comienza con un lavado térmico (Solución Streap
compuesta de cianuro, soda caustica y alcohol con un pH=14) del carbón
activado preñado o cargado con metales para eliminar las impurezas que
pueden retrasar o interrumpir la recuperación aurífera. Se introduce la carga
en la torre y se la circula por ella, la que previamente experimenta una
subida de su temperatura de 65 a 80 ºC, aunque la experiencia indica que
rara vez ésta supera los 70ºC. Una vez que se alcanza la temperatura ideal
para activar el proceso (70°C), se añade un tanque de metanol de 250 lts y 2
sacos de soda cáustica (NaOH), de 25 kg cada uno, hasta que la prueba a
escala de fundición indique que no hay más oro en la solución electrolítica.
81
6.3.8. Electrodepositación del Oro.
Del circuito de desprendimiento, la solución cargada con oro, plata y otros
metales, es bombeada hacia las celdas de electro obtención, en las que los
metales recuperados se depositan en los cátodos y la solución empobrecida
va nuevamente al intercambiador de calor, donde recupera su temperatura y
entra nuevamente al lecho de carbón cargado, para realizar el mismo
recorrido hacia la celda electrolítica. Este proceso se repite hasta que el
carbón desprende todo el oro a la solución y de ésta todo el oro se aloja en
los cátodos de las celdas. El voltaje de uso es de 1.7 voltios; en 24 horas el
oro se disolverá a una densidad de corriente de 30 A/pie2. Las celdas de
electro obtención están compuestas de cátodos y ánodos de acero, que son
sostenidos por barras de cobre, recubiertos por mallas plásticas, en donde
se realiza la transferencia de electrones, generando un precipitado muy fino
de oro y otros metales. El sólido fino de oro depositado en las mallas de
acero, es bombeado a filtros de manga, para mezclarlos con los fundentes.
Una vez terminado el proceso de electrodepositación, las mallas son
retiradas de las celdas y trasladadas al laboratorio de procesos, en donde se
retira la malla plástica. La separación del oro de las mallas aceradas se lo
realiza con ácido nítrico concentrado, cuyo precipitado que se obtiene del
ataque con ácido nítrico concentrado se lo traslada al área de refinación.
82
6.3.9. Diagrama de Flujo de la Planta de Beneficio
Transporte de Mineral
(Mina-Planta)
Tolva de alimentación
(Material Grueso)
Trituración (trituradora de mandibulas)
Molienda del mineral (molinos tipo chileno)
Separación gravimétrica
(canalones)
Colas
Espesador
Clarificado a piscinas
Relavera
Tanque Acondicionador
(Cabeza de flotación)
Flotación
(Celdas tipo Serrano)
Colas de flotación
Concentrado de flotación (Cabeza de lixiviación)
Lixiviación
Solución rica en oro
Adsorción en carbón activado
Relaves de lixiviación
Pachucas
Tratamiento ambiental
Desorción
Fundición y lingoteo
Concentrado con Oro
Molienda secundaria (Molino de Bolas)
83
CAPÍTULO VII
SIMULACIÓN DEL PROCESO
7.1. Objetivo de la Experimentación
Analizar diferentes alternativas técnicas para mejorar el proceso de flotación
en la planta de beneficio SOMINUR CÍA. LTDA.
7.2. Metodología de la Experimentación
Debido a que la Empresa no cuenta con un laboratorio para análisis químico
de minerales provenientes de los diferentes frentes de explotación, se realizó
un convenio con la Universidad San Francisco de Quito, para la ejecución de
dichos ensayos experimentales.
7.3. Resultados Obtenidos
7.3.1. Molienda Realizada por la Empresa
La gráfica 5.1muestra la distribución granulométrica arrojada por los molinos
de la Empresa (trapiches chilenos de 4 y 3 ruedas), que procesaron mineral
fresco (M2 y M3) y mineral oxidado (M4) y el porcentaje de mineral pasante,
versus el tamaño de malla empleado en cada uno de los molinos.
Gráfica 5.1.Curvas granulométricas de los molinos 2, 3 y 4 de Sominur.
20
30
40
50
60
70
80
90
100
50 500 5000
% p
asan
te
Micras
M2
M3
M4
84
En la gráfica 5.1, la tendencia es positiva a partir de las 65 micras
incrementando su tendencia hasta las 400 micras, tamaño en el cual la
curva se estabiliza en el punto de inflexión, sosteniéndose a lo largo de su
tendencia.
7.3.2. Molienda experimental
La gráfica 5.2 muestra la distribución granulométrica obtenida
experimentalmente para el mineral fresco de la Empresa, moliendo el mismo
en un molino de bolas, durante períodos de 10, 20, 30, 45 y 60 minutos,
respetivamente, para cada curva, proceso efectuado hasta obtener un
porcentaje de pasante superior al 80%, correspondiente a 75 micras y el
porcentaje de pasante versus el tamaño de la partícula.
Gráfica 5.2. Curvas granulométricas experimentales obtenidas para el mineral fresco.
La distribución granulométrica obtenida para el mineral oxidado de se indica
en la gráfica 5.3, en la que se pueden observar las curvas obtenidas en
moliendas realizadas durante 10, 20, 30 y 45 minutos en un molino de bolas,
así como el porcentaje de mineral pasante, versus el tamaño de partícula
que posee el mineral luego de cada tiempo de molienda.
20
30
40
50
60
70
80
90
100
50 500 5000
% p
asan
te
Micras
10 m
20 m
30 m
45 m
60 m
85
Gráfica 5.3. Curvas granulométricas experimentales obtenidas para el mineral oxidado.
Las curvas en la gráfica 5.2 que reflejan el análisis de las variables a 10, 20
y 30 minutos, se comportan de manera similar, iniciando el ascenso de su
tendencia a 65 micras, e incrementa sostenidamente hasta romper la
tendencia a 250 micras, equivalente al 90% de material pasante recuperado.
Lo contrario se presenta en la curva de 60 min, en la que su tendencia
demuestra estabilidad en un porcentaje pasante de alrededor del 100%.
Se puede observar además, que la dispersión de las muestras es controlada
ya que sus curvas son semejantes para 10, 20 y 30 minutos.
Las curvas en la gráfica 5.3, que reflejan el análisis de las variables a 10, 20
y 30 minutos, se comportan de manera similar iniciando el ascenso de su
tendencia a 65 micras, e incrementándose sostenidamente hasta romper la
tendencia a 250 micras, siendo su equivalente al 90% de material pasante
recuperado.
Lo contrario se presenta en la curva de 45 min, en la que su tendencia
demuestra estabilidad, en un porcentaje pasante de alrededor del 90%.
40
50
60
70
80
90
100
50 500 5000
% p
asan
te
Micrones
10 m
20 m
30 m
45 m
86
Flotación
Los ensayos de flotación se llevaron a cabo de tal manera que permitieran
comparar el efecto de los diversos colectores, al trabajar con mineral fresco
y oxidado, por separado, así como una mezcla de ellas, manteniendo las
demás condiciones constantes.
7.3.3. Recuperación Alcanzada en la Flotación
En la gráfica 5.4 se observa el porcentaje de recuperación de oro, plata,
cobre y hierro, que se logró con los distintos colectores, para la mezcla de
los dos minerales, que se encontraban en las mismas proporciones que el
mineral empleado diariamente en la planta de flotación.
Gráfica 5.4. Porcentaje de recuperación de la mezcla del mineral fresco con oxidado.
Los resultados de la flotación independiente del mineral gris se pueden
observar en la gráfica 5.5, que muestra el porcentaje de recuperación de oro,
plata, cobre y hierro, obtenido con los diferentes colectores empleados.
0
10
20
30
40
50
60
70
80
90
Som 2750 5430
Po
rce
nta
je d
e r
ecu
pe
raci
on
Colectores empleados
Oro
Plata
Cobre
Hierro
87
Gráfica 5.5. Porcentaje de recuperación para el mineral fresco.
Seguidamente, la gráfica 5.6 muestra la relación obtenida en la flotación solo
del mineral oxidado, con la recuperación de oro, plata, cobre y hierro en
porcentaje, para cada uno de los colectores empleados.
Gráfica 5.6. Porcentaje de recuperación para el mineral oxidado.
La gráfica 5.4, que muestra la recuperación de oro (Au), el colector más
eficiente es el 5430, que proporciona un 50%de recuperación, mejorando de
este modo en un 20% la eficiencia actual de la Empresa.
0
10
20
30
40
50
60
70
80
Som 2750 5430 3505 5210 2420
Po
rce
nta
je d
e r
ecu
pe
raci
on
Colectores empleados
Oro
Plata
Cobre
Hierro
0
10
20
30
40
50
60
70
Som 2750 5430 3505 5210 2420
Po
rce
bta
je d
e r
ecu
pe
raci
on
Colectores empleados
Oro
Plata
Cobre
Hierro
88
La gráfica 5.5, que muestra la recuperación de oro (Au), el colector más
eficiente es el 2750 que, proporciona un 14%de recuperación, mejorando en
un 6% la eficiencia actual de la Empresa.
La gráfica 5.6, que representa la recuperación de oro (Au), el colector más
eficiente es el 2420 que, proporciona un 25% de recuperación, mejorando en
un 21% la eficiencia actual de la Empresa.
7.3.4. Lixiviación
La experimentación en la lixiviación se efectuó para comprender el efecto de
diversos parámetros (pH, porcentaje de recuperación, tiempo de lixiviación),
así como la influencia de los dos minerales (frescos y oxidados) que en
líneas generales se procesan en la Planta de beneficio de Sominur Cía.
Ltda. así como promover procesos mejorados.
7.3.5. Variación del Mineral y Tiempos de Molienda en la Lixiviación
La gráfica 5.7 muestra el efecto que tiene sobre la cianuración del mineral
oxidado, el tiempo de molienda, resultado que se representa en los ppm de
oro alcanzado a lo largo de 16 h de lixiviación, a un pH de 11,3.
Gráfica 5.7. Recuperación de oro a lo largo de 16h de lixiviación del mineral oxidado, a un pH de 11,3.
1,2
1,4
1,6
1,8
2
2,2
2,4
2,6
2,8
3
3,2
0 2 4 6 8 10 12 14 16 18
pp
m A
u
Tiempo (h)
10m
20m
30m
89
La gráfica 5.8 muestra igualmente el efecto que tiene sobre la cianuración
del mineral oxidado, el tiempo de molienda, resultado que se representa en
los ppm de oro alcanzado a lo largo de 16 h de lixiviación a un pH de 10,5.
Grafica 5.8. Recuperación de oro a lo largo de 16h de lixiviación del mineral oxidado, a un
pH de 10,5.
Las gráficas 5.9 y 5.10 muestran, respectivamente, el efecto que tiene sobre
la cianuración del mineral fresco el tiempo de molienda, resultado que se
representa en los ppm de oro alcanzados a lo largo de 16 h de lixiviación, a
un pH de 11,3 y 10,5, en su orden.
Gráfica 5.9. Recuperación de oro a lo largo de 16h de lixiviación del mineral fresco a un pH
de 11,3.
1,4
1,6
1,8
2
2,2
2,4
2,6
2,8
3
0 2 4 6 8 10 12 14 16 18
pp
m A
u
Tiempo (h)
10m
20m
30m
1
1,1
1,2
1,3
1,4
1,5
1,6
1,7
1 2 4 8 16
pp
m A
u
Tiempo (h)
30 min
45 min
90
Gráfica 5.10. Recuperación de oro a lo largo de 16h de lixiviación del mineral fresco a un
pH de 10,5.
La tendencia de las curvas reflejada en la gráfica 5.7, muestra que entre la
primera y cuarta hora, el valor incremental de las curvas es totalmente
positivo (ascendente), reduciéndose entre la cuarta y la octava hora para,
posteriormente, estabilizarse a partir de la octava hora.
Las curvas de 10 y 20 min reflejan una recuperación de 2.4 ppm de oro (Au),
siendo éstas superadas y optimizadas por la curva de 30 min, que a las 8
horas alcanza una recuperación de 3 ppm de oro (Au), manteniendo como
variante preestablecida el pH de 11.3.
La grafica 5.8, indica que al manejar un pH de 10.5, como variable
independiente, se obtiene una mejora de la curva a los 20 min, la que tiene
su punto de quiebre alrededor de las 4 h y alcanza su recuperación máxima
de 3 ppm a las 16 h.
La curva, a los 10 min solamente alcanza una recuperación máxima de 1.8
ppm de oro (Au), a las 16 h.
La tendencia de las curvas de la gráfica 5.9, refleja que entre la primera y
octava hora, el valor incremental de las curvas es totalmente positivo
(ascendente). Su punto de quiebre se obtiene a partir de la octava hora,
1
1,2
1,4
1,6
1,8
2
2,2
1 2 4 8 16
pp
m A
u
Tiempo (h)
30 min
45 min
91
donde su tendencia se transforma en negativa (decrece), disminuyendo su
recuperación de 1.6 a 1.5 ppm, manteniendo como variante preestablecida
el pH en 11.3.
Las curvas de 30 y 45 min de la gráfica 5.10, mantienen su tendencia
positiva (ascendente) hasta las 8 h, logrando una recuperación máxima de
1.8 ppm; a partir de la cual la curva de 45 min sostiene su tendencia
alcanzando una recuperación límite de 2 ppm, mientras que la curva de 30
min se estabiliza en 1.8 ppm hasta las 16 h.
7.3.6. Variación del pH en la Lixiviación
El pH es un aspecto fundamental en la lixiviación con soluciones cianuradas,
puesto que al trabajar a pH relativamente bajos, se puede producir la
liberación de ácido cianhídrico, pero al aumentarlo en demasía (el pH), la
cinética de la lixiviación se ve alterada.
Las gráficas 5.11 y 5.12 muestran el efecto que tiene la variación del pH en
dos corridas de lixiviación, una realizada a pH 10,5 y otra a pH 11,3, para un
mismo tiempo de molienda. Esto se aprecia en la variación de la
concentración de oro disuelto en solución, representado en ppm, para el
mineral fresco y mineral oxidado, respectivamente.
Gráfica 3.11. Recuperación de oro a lo largo de 16h de lixiviación del mineral fresco a un
pH de 10,5 y 11,3.
1
1,2
1,4
1,6
1,8
2
2,2
1 2 4 8 16
pp
m d
e A
u
Tiempo (h)
pH 10,5
pH 11,3
92
Gráfica 3.12: Recuperación de oro a lo largo de 16h de lixiviación del mineral oxidado a un
pH de 10,5 y 11,3.
En la gráfica 5.11, la estadística del cuadro refleja valores incrementales
sostenidos (ascendentes) alrededor de las 8 h, tiempo en el que se observa
un punto de corte negativo (descendente) en el pH 11.3, en tanto que para el
pH 10.5, su tendencia es sostenida (ascendente), dentro de las 16 h,
alcanzando la recuperación máxima de 2 ppm de oro durante las 16 horas
de prueba.
La gráfica 5.12 refleja lo mismo que el caso anterior con la curva de pH 10.5
manteniendo su trayectoria positiva sostenida (ascendente) hasta alcanzar
una recuperación máxima de 3 ppm a las 16 horas, en tanto que la curva de
pH 11.3, presenta una tendencia incremental (ascendente) hasta las 8 h,
punto donde se estabiliza, alcanzando su recuperación máxima de solo 2.4
ppm de oro (Au), a las 16 horas.
7.3.7. Efecto de la granulometría en la Lixiviación
La liberación previa del mineral antes de un proceso de lixiviación puede ser
determinante en la recuperación total alcanzada en el proceso, así como el
tiempo en el cual se consigue la misma.
1
1,2
1,4
1,6
1,8
2
2,2
2,4
2,6
2,8
3
0 2 4 6 8 10 12 14 16 18
pp
m A
u
Tiempo (h)
pH 10,5
pH 11,3
93
La gráfica 5.13 muestra la recuperación de oro en función del tiempo para el
mineral oxidado y fresco, con una molienda óptima, así como para el mineral
de salida de los molinos de la Empresa.
Gráfica 5.13. Recuperación de oro a lo largo de 48 h de lixiviación de minerales a molienda óptima y
salida de molino de la Empresa.
En la gráfica 5.13, la curva “O” mantiene una tendencia sostenida y
demuestra que la recuperación de oro (2,25 ppm) es mucho más eficiente
que las curvas “f” y “m”, las que obtienen recuperaciones máximas que
oscilan entre 0.6 y 1 ppm de oro (Au).
7.3.8. Arquitectura del Modelo Económico
La investigación realizada en la tesis plantea 2 situaciones: la operación
actual de la empresa, y la operación propuesta, producto de los resultados
de la investigación. En el presente análisis, se realiza una comparación de
los dos escenarios, donde se convierten ciertos elementos de la situación
actual como son: la relación equipos, maquinaria, hombre y recuperación
aurífera al final del proceso. Los análisis realizados y los resultados
obtenidos en laboratorio, permiten tener una mejor visión de los aspectos
económico y operacional, manteniendo el mismo consumo de reactivos en
las operaciones de flotación y lixiviación, pero debido al cambio del tipo de
molienda se observa una mejora notable en los procesos de recuperación de
oro; es así que, al procesar la misma cantidad de mineral (70 Ton/día), tanto
0
0,5
1
1,5
2
2,5
0,5 1 2 4 8 12 24 48
pp
m d
e A
u
Horas
f
m
o
94
la situación actual, como en la propuesta, la ganancia y rentabilidad
aumentan considerablemente.
La estructura organizativa y las actividades.
Las actividades son operaciones o conjuntos de ellas convenientemente
agrupadas y ordenadas, destinadas a crear y añadir valor a un producto o
servicio.
El nivel de agregación de tareas parte de dos elementos:
a. Maquinaria
b. Personal
Según la situación actual, el costo/día y el costo $/Ton de equipo y
maquinaria, se demuestra a continuación, a través de un análisis porKw/h,
horas de trabajo, y valor unitario:
En la Concesión Minera Bella Rica, en cuanto al personal operativo,se
consideran 3procesos relacionados a: molienda, flotación, lixiviación, como
se refleja en el siguiente cuadro:
ACTIVIDAD Cantidad kw/hHoras de
operación
Valor
unitario
Costo/dia
(USD)
Costo
$/Ton
MOLIENDA
Molino Chileno 4 60 24 0,08 460,8 6,58
FLOTACIÓN
Celdas de Flotación 6 40 16 0,08 307,2 4,39
LIXIVIACIÓN
Tanques de Lixiviación 4 40 16 0,08 204,8 2,93
TOTAL 972,80 13,90
EQUIPOS DE LA SITUACIÓN ACTUAL
95
Actividades y valor agregado
La maquinaria de la empresa Sominur Cía. Ltda. mantiene rasgos
tradicionales, sobre la base de experiencias empíricas, de baja dotación
tecnológica y personal, razón por la cual debe mejorar su productividad. De
esta manera, uno de los mayores aportes de la presente investigación es la
propuesta de mejora en: sustitución del molino chileno por un molino de
bolas, lo que determina que la operación de 24 horas con el molino chileno
tenga un costo día de 460,80 USD, tomando en cuenta que para este efecto
se utilizan cuatro molinos y el gasto es de 60Kw/h por cada uno; este
consumo al ser sustituido por un molino de bolas se reduce a 35Kw/h,
manteniendo los costes de flotación y lixiviación además de mejorar su
rentabilidad en aproximadamente un 50%, como se demuestra en el
siguiente cuadro:
En la variable personal, los molinos chilenos necesitan para la operación 8
personas, 2 personas para la flotacióny2 personas para la lixiviación. Con la
utilización del molino de bolas se produce una disminución de personal, de 8
ACTIVIDAD Cantidad TurnosHoras
laboradas
Salario/
hora
Costo/dia
(USD)
Costo
$/Ton
MOLIENDA
Personal 8 3 8 2,97 570,24 8,15
FLOTACIÓN
Personal 2 2 8 2,97 95,04 1,36
LIXIVIACIÓN
Personal 2 2 8 2,97 95,04 1,36
TOTAL 760,32 10,86
PERSONAL EN LA SITUACIÓN ACTUAL
ACTIVIDAD Cantidad kw/hHoras de
operación
Valor
unitario
Costo/dia
(USD)
Costo
$/Ton
MOLIENDA
Molino de Bolas 1 35 24 0,08 67,2 0,96
FLOTACIÓN
Celdas de Flotación 6 40 16 0,08 307,2 4,39
LIXIVIACIÓN
Tanques de Lixiviación 4 40 8 0,08 102,4 1,46
TOTAL 476,80 6,81
EQUIPOS DE LA SITUACIÓN PROPUESTA
96
a 2 lo que determina la reducción del costo de hora hombre como se
demuestra en el cuadro siguiente:
Quizá una de las mayores aportaciones de estos dos modelos de costes a
las operaciones, ha sido precisamente enfatizar la relación máquina hombre,
que desde el punto de vista teórico determinado en capítulos anteriores
refleja una necesidad de optimizar la relación de estas dos variables hacia
un valor agregado monetario que permita mayor sostenibilidad y
productividad empresarial.
Análisis Mensual
De acuerdo a los datos establecidos anteriormente, se puede realizar una
proyección mensual comparando el costo beneficio de la situación actual en
la empresa, con la propuesta de mejora planteada en este trabajo.
Al comparar los costos de gasto de equipo y personal requerido tanto para la
situación actual como para la mejora se tiene el siguiente cuadro:
ACTIVIDAD Cantidad TurnosHoras
laboradas
Salario/
hora
Costo/dia
(USD)
Costo
$/Ton
MOLIENDA
Personal 2 3 8 2,97 142,56 2,04
FLOTACIÓN
Personal 2 2 8 2,97 95,04 1,36
LIXIVIACIÓN
Personal 2 2 8 2,97 95,04 1,36
TOTAL 332,64 4,75
PERSONAL EN LA SITUACIÓN PROPUESTA
Costo/dia
(USD)
COSTO
MENSUAL
(USD)
Costo/dia
(USD)
COSTO
MENSUAL
(USD)
MEJORA PROPUESTA
24283,20
ACTIVIDAD
ANALISIS MENSUAL DE PERSONAL Y EQUIPO
SITUACIÓN ACTUAL
Personal +
Equipo1733,12 51993,60 809,44
97
Según la propuesta de mejora establecida en el cuadro anterior, se obtiene
una disminución en el costo mensual de 27710,40 USD, con relación al
gasto mensual generado actualmente en la empresa, lo cual representa un
incremento en la ganancia.
De igual forma, al realizar un análisis comparativo de la recuperación de oro
obtenida actualmente en la empresa y aquella determinada en los ensayos
de laboratorio realizados, se tiene un incremento del orden del 20%, lo que
se puede observar en el siguiente cuadro:
De los datos del cuadro se puede establecer que se tiene un incremento de
126000 USD, en el que está considerado el precio real del oro a la fecha del
estudio.
Después del análisis económico realizado se concluye que, con la mejora
propuesta existe un ahorro de 28106.26 USD, y un incremento en la
recuperación de oro en 3600 g mensuales, determinando que la propuesta
es factible de realizar y a ser implementada en la actualidad.
Según los datos obtenidos del trabajo realizado se puede determinar las
siguientes ventajas de la propuesta de mejora:
Disminuye la mano de obra contratada, generando una mayor
ganancia económica a la empresa,
Tener una mayor recuperación de oro abaratando los costos por cada
tonelada.
g/Ton
(día)
g/Ton
(mes)
Precio del oro
(USD)
Ingreso
(USD)
g/Ton
(día)
g/Ton
(mes)
Precio del oro
(USD)
Ingreso
(USD)
630000
SITUACIÓN ACTUAL MEJORA PROPUESTA
7560003521600720
ACTIVIDAD
Recuperación de
Oro3518000600
ANÁLISIS MENSUAL DE RECUPERACIÓN
98
Al mejorar la molienda, permite tener una mejor concentración,
facilitando los procesos de flotación y lixiviación, para obtener una
mejor recuperación aurífera.
El molino de bolas no necesita de una trituración secundaria, a
diferencia del molino chileno que sí necesita un tamaño de mineral
condicionado.
El molino de bolas necesita menos volúmenes de agua para el
proceso de molienda, en relación a los molinos chilenos.
99
CAPÍTULO VIII
CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES
8.1. Conclusiones
El uso de los molinos chilenos deben ser remplazados, por los
molinos de bolas, para generar una recuperación mayor al 80%,
comparada con aquella que se obtiene actualmente con los molinos
chilenos.
El colector 5430, genera un 20% de incremento en la recuperación de
oro por el método de flotación, mejorando así el proceso actual de la
planta.
El tiempo óptimo de recuperación aurífera es de 8 h, debido a que si
éste se incrementa, aumentan los costos y disminuye la recuperación.
El pH adecuado para la pulpa en el proceso de lixiviación con cianuro
de sodio es de 10.5, valor que debe mantenerse constante para
alcanzar la máxima recuperación de oro.
Los cambios (mejoras) propuestos disminuyen los costos operativos,
mejoran la recuperación de oro e incrementan los beneficios
económicos para la Empresa Sominur Cía.
8.2. Recomendaciones
Mejorar la homogenización del mineral en el proceso para evitar el
aumento en el tiempo de operación y el consumo de reactivos,
mediante la determinación de una ley de cabeza confiable.
Implementar una alimentación continua de mineral hacia los molinos
para evitar desfases en el tiempo de molienda.
Emplear un molino de bolas en lugar de los molinos chilenos para
asegurar una mejor y mayor recuperación de oro en los procesos de
molienda y clasificación, flotación y cianuración.
100
Mantener control sobre el pH de la pulpa (10.5) en el proceso de
lixiviación porque el aumento (11.3 actual) del mismo disminuye la
recuperación de oro.
Implementar un laboratorio químico-metalúrgico adecuadamente
equipado para realizar ensayos permanentes y controlar la mejora
continua en los procesos de recuperación de oro.
101
CAPÍTULO IX
REFERENCIA BIBLIOGRÁFICA
9.1. Bibliografía Consultada
Blalock, A. (1988). El Proceso de Investigación Científica. (3ra ed.).
México. Editorial Limusa.
Carvajal, L. (1999). Metodología de la Investigación. Curso General y
Aplicado. (17a ed.). Cali-Colombia. Editorial Fald.
CODIGEM. (1995). Ecuador, País de Expectantes Posibilidades
Mineras. Quito. Corporación de Desarrollo e Investigación Geológico-
Minero-Metalúrgica.
Dudenkov, S y otros (1980). Fundamentos de la teoría y la práctica de
empleo de reactivos de flotación. Editorial MIR.
Galindo, A. (1995). Gran Diccionario Enciclopédico Visual. Colombia:
Panamericanas Formas e impresos S.A.
Gutiérrez, A. (1992). Curso de Elaboración de Tesis y Actividades
Académicas. Quito: Ediciones Serie Didáctica A.G.
Lara C, y Otros. (2011). Caracterización Geomecánica del Macizo
Rocoso para el Diseño de las Labores Mineras e Implementación de un
Sistema de Fortificación en el 5to Nivel de Producción de la Empresa
Minera Somilor S.A. Tesis de grado no publicada. Universidad Central
del Ecuador.
Portal Minero Ediciones (2006). Manual general de minería y
metalurgia (1era ed.). Chile: Servicios de Impresiones Laser S.A.
Rodríguez, N. (1998). Teoría y Práctica de la Investigación Científica
(4ª ed.). Quito: Editorial Universitaria.
Rosenqvist, T (1987). Fundamentos de Metalurgia Extractiva (1era
ed.).México: Editorial LIMUSA S.A.
102
Sampieri, R. & Coautores. (1998). Metodología de la Investigación (2ª
edición). México. Editorial Mc. Graw - Hill.
Vargas, O y otros. Remediar el impacto ambiental utilizando un método
alternativo en la refinación de oro con ácido clorhídrico y peróxido de
hidrógeno en “SOMINUR” Cía. Ltda. en el distrito minero de Bella Rica.
Tesis no publicada. Universidad Técnica de Machala.
103
CAPÍTULO X
ANEXOS
ANEXO N°1
CARACTERIZACIÓN DEL MINERAL
104
Análisis granulométrico
El relave utilizado para realizar el presente trabajo proviene de una
concentración gravimétrica, habiéndosele extraído todo el oro libre por el
proceso de la molienda fina y posterior amalgamación.
El análisis se efectúo con una serie de tamices colocados en orden de
tamaño de partícula ascendente de mayor a menor, de diferente luz de malla lo
que permitió hacer determinaciones desde milímetros hasta 80-100 µm,
trabajando en seco. En el tamiz superior se situaron 300 g de muestra y el
tamizado se completó pasados 30 minutos. Una vez pasados los 30 minutos
las fracciones recogidas en cada tamiz se pesaron, y se determinó el porcentaje
retenido y el porcentaje retenido acumulado.
Análisis por difracción de rayos X
La determinación de fases cristalinas se realizó tanto en la muestra inicial de
mineral como en la fase magnética del mismo. Para analizar las diferentes
fases que componen este mineral, se realizó un muestreo minucioso.
Después las muestras se secaron en estufa a 35°C, durante tres días. La
separación de la fracción magnética del mineral se hizo manualmente
utilizando un imán y 400 g de muestra. Para la difracción de rayos X, se utilizó
un difractómetro marca Philips, modelo X'Pert-MPD. Las condiciones en las que
se realizaron los análisis son las siguientes: tensión de 45 kV, intensidad de 40
mA; monocromador curvado de cobre (para eliminar la contribución de Kp);
longitud de onda Ka del cobre (1,5406 Á); y barrido de dos horas entre los
ángulos 10° y 70° en modo continuo.
Composición mineralógica
En la tabla 3.4 se muestran las principales fases mineralógicas del sólido
utilizado en el presente trabajo las cuales han sido determinadas por
difracción de rayos X.
Sobre la base del difractograma que se muestra en la figura 6, la fase
principal fue la sílice existiendo, además, otras fases secundarias tipo
silicatos de aluminio. Cabe destacar la presencia de distintos compuestos
105
de hierro de naturaleza tanto sulfurada como oxidada en donde, a menudo,
se concentra una parte importante de los metales preciosos. Los sulfures
confieren un carácter refractario a la materia prima y es de esperar que,
por dicha razón, la solubilización del oro requiera de tratamientos previos
de naturaleza química (piro o hidrometalurgia) o químico-biológica
(biolixiviación) para disminuir dicha refractariedad. Es importante
destacar que estas fases que contienen hierro tienen unas ciertas
características magnéticas y que, por tanto, podrían ser separadas del resto
utilizando una concentración basada en un campo magnético.
Fases Fórmula Química
Sílice SÍO2
Pirita FeS2
Pirrotita FeS
Magnetita Fe3O4
Albita (Na,Ca)A(Si,Al)3O8
Nimita (Ni,Mg Fe++
)5Al(SÍ3Al)O10(OH)8
Blenda ZnS
Cordierita Mg. 1.776; Fe 0.180; Al 3.823; Si 4.823; O,1.8;(H2O)0.71
Tabla 3.4. Fases principales del mineral determinadas mediante difracción de “Rayos X”
Gráfica 4.1. Fases principales del mineral determinadas mediante difracción de “Rayos X”
106
Análisis granulométrico
Los resultados del análisis granulométrico son importantes porque condicionan
de manera directa la atacabilidad del mineral. En este caso presente, se dispuso
de un mineral con un tamaño de partícula menor a 300μm en un 100%. Los
resultados se muestran en la tabla 3.5.
Apertura de malla
(μm)
Peso retenido por
tamiz (g) Retenido (%)
Retenido
Acumulado (%)
300 15.20 5.06 5.06
250 28.06 9.35 14.41
200 59.44 19.81 34.22
150 71.24 23.74 57.96
100 74.93 24.97 82.93
<100 51.2 17.06 100
Total 300 100
Tabla 3.5. Análisis gravimétrico de atacabilidad del mineral
Análisis químico
En la Tabla 3.6, se detallan los resultados obtenidos para los metales
preciosos (oro y plata) realizado mediante ensayo al fuego por fusión-
copelación, para los metales pesados realizado mediante absorción atómica
por disgregación previa de la muestra, y el azufre total, azufre sulfato,
analizados por el método "Eschka" y analítico respectivamente.
Elemento Au Ag Fe Cu Zn Pb
S^SO42Composición 6,7 21,1 15,1 0,3 0,004 9,4
Tabla 3.6. Análisis químico del mineral en cuanto a metales preciosos (g/t), pesados y especies del azufre (estos últimos en porcentaje)
107
ANEXO N°2
TABLAS DE CONTROL DEL ESPESADOR Y LAS
CELDAS DE FLOTACIÓN
108
ESPESADOR FLOTACIÓN
Nº FECHA HORA
TIEMPO DE
LLENADO 20 lt/s
DENSIDAD DE LA PULPA
gr/lt
% SOLIDO
TIEMPO DE
LLENADO 20 lt/s
DENSIDAD DE LA PULPA
gr/lt
% SOLIDO
1 8/8/2013 12:00 4.80 1254 30.50 3.88 1175 22.80
2 8/8/2013 13:00 3.50 1295 35.00 2.01 1168 31.60
3 8/8/2013 14:00 3.80 1187 23.80 3.53 1165 31.60
4 8/8/2013 15:00 4.16 1201 25.50 3.72 1175 22.80
5 8/8/2013 16:00 3.92 1217 27.00 3.30 1173 22.20
6 8/8/2013 17:00 4.20 1220 27.50 3.50 1170 22.20
7 8/8/2013 18:00 4.08 1227 28.00 3.31 1175 22.80
8 8/8/2013 19:00 4.50 1218 27.00 3.23 1174 22.20
9 8/8/2013 20:00 4.60 1289 33.80 3.60 1175 22.80
10 8/8/2013 21:00 4.90 1269 32.00 3.43 1173 22.20
11 8/8/2013 22:00 4.52 1248 30.00 3.80 1175 22.80
12 8/8/2013 23:00 4.92 1267 32.00 3.12 1172 22.20
13 8/8/2013 0:00 4.22 1219 27.00 3.06 1159 20.80
14 8/9/2013 1:00 4.08 1225 28.00 3.19 1167 21.60
15 8/9/2013 2:00 4.26 1210 26.50 3.57 1156 20.80
16 8/9/2013 3:00 4.24 1220 27.50 3.52 1173 22.20
17 8/9/2013 4:00 4.32 1221 27.50 3.47 1175 22.20
18 8/9/2013 5:00 4.01 1200 25.50 3.48 1175 22.80
19 8/9/2013 6:00 4.18 1220 27.50 3.27 1158 20.80
20
21
22
23
24
25
26
27
28
29
30
109
ESPESADOR FLOTACIÓN
Nº FECHA HORA
TIEMPO DE
LLENADO 20 lt/s
DENSIDAD DE LA PULPA
gr/lt
% SOLIDO
TIEMPO DE
LLENADO 20 lt/s
DENSIDAD DE LA PULPA
gr/lt
% SOLIDO
1 8/9/2013 7:00 4.03 1286 33.80 3.06 1160 21.00
2 8/9/2013 8:00 3.78 1201 25.50 3.52 1168 21.60
3 8/9/2013 9:00 3.12 1230 28.50 3.30 1173 22.20
4 8/9/2013 10:00 1.18 1226 28.00 3.38 1158 20.80
5 8/9/2013 11:00 3.45 1236 29.00 3.22 1166 21.60
6 8/9/2013 12:00 4.03 1219 27.50 3.35 1167 21.60
7 8/9/2013 13:00 4.92 1265 32.00 3.26 1175 22.80
8 8/9/2013 14:00 4.42 1266 32.00 2.97 1174 22.20
9 8/9/2013 15:00 3.54 1263 35.00 2.38 1175 22.80
10 8/9/2013 16:00 3.68 1244 29.50 2.61 1173 22.20
11 8/9/2013 17:00 3.51 1249 30.00 2.67 1175 22.80
12 8/9/2013 18:00 3.62 1255 31.00 2.63 1169 21.60
13 8/9/2013 19:00 3.55 1231 28.50 3.11 1171 22.20
14 8/9/2013 20:00 4.27 1242 39.50 3.98 1170 22.20
15 8/9/2013 21:00 4.02 1257 31.00 3.16 1172 22.20
16 8/9/2013 22:00 4.03 1253 30.50 2.90 1168 21.60
17 8/9/2013 23:00 4.16 1216 27.00 3.06 1154 20.00
18 8/9/2013 0:00 3.00 1235 29.00 2.53 1175 22.80
19 8/10/2013 1:00 3.47 1201 25.50 3.51 1168 21.60
20 8/10/2013 2:00 3.56 1204 26.00 3.56 1153 20.80
21 8/10/2013 3:00 3.78 1209 27.50 3.40 1167 21.60
22 8/10/2013 4:00 3.83 1216 27.00 3.48 1168 21.60
23 8/10/2013 5:00 4.03 1225 28.00 3.52 1170 22.20
24 8/10/2013 6:00 3.97 1226 28.00 3.63 1169 21.60
25
26
27
28
29
30
110
ESPESADOR FLOTACIÓN
Nº FECHA HORA
TIEMPO DE
LLENADO 20 lt/s
DENSIDAD DE LA PULPA
gr/lt
% SOLIDO
TIEMPO DE
LLENADO 20 lt/s
DENSIDAD DE LA PULPA
gr/lt
% SOLIDO
1 8/10/2013 7:00 4.26 1212 27.00 3.46 1168 20.00
2 8/10/2013 8:00 3.94 1223 28.00 3.42 1171 22.20
3 8/10/2013 9:00 4.22 1230 28.50 3.51 1177 22.80
4 8/10/2013 10:00 4.10 1244 29.50 3.54 1175 22.80
5 8/10/2013 11:00 4.00 1236 29.50 3.45 1173 22.80
6 8/10/2013 12:00 4.03 1255 31.00 3.47 1175 22.80
7 8/10/2013 13:00 4.25 1257 31.00 2.89 1165 21.60
8 8/10/2013 14:00 3.95 1252 30.50 3.06 1175 22.80
9 8/10/2013 15:00 3.00 1226 28.00 2.15 1155 20.80
10 8/10/2013 16:00 3.04 1200 25.50 2.97 1173 22.20
11 8/10/2013 17:00 3.00 1231 28.50 3.92 1156 20.80
12 8/10/2013 18:00 3.05 1223 27.50 2.27 1155 20.80
13 8/10/2013 19:00 3.03 1239 29.00 2.93 1158 20.80
14 8/10/2013 20:00 3.09 1251 30.50 2.28 1154 20.00
15 8/10/2013 21:00 3.00 1204 25.50 2.90 1153 20.00
16 8/10/2013 22:00 3.12 1207 26.00 2.71 1160 21.00
17 8/10/2013 23:00 3.01 1217 27.00 2.35 1154 20.00
18 8/10/2013 0:00 3.06 1208 26.00 2.56 1154 20.00
19 8/11/2013 1:00 4.00 1184 23.80 3.98 1164 21.60
20 8/11/2013 2:00 4.04 1258 31.50 3.58 1175 22.80
21 8/11/2013 3:00 4.02 1217 27.00 3.62 1162 21.00
22 8/11/2013 4:00 4.03 1243 30.00 3.48 1166 21.60
23 8/11/2013 5:00 4.08 1244 30.00 3.20 1156 20.80
24 8/11/2013 6:00 4.11 1285 33.80 3.15 1170 22.20
25
26
27
28
29
30
111
ESPESADOR FLOTACIÓN
Nº FECHA HORA
TIEMPO DE
LLENADO 20 lt/s
DENSIDAD DE LA PULPA
gr/lt
% SOLIDO
TIEMPO DE
LLENADO 20 lt/s
DENSIDAD DE LA PULPA
gr/lt
% SOLIDO
1 8/11/2013 7:00 4.04 1269 32.50 3.30 1169 22.20
2 8/11/2013 8:00 4.06 1275 32.90 3.21 1172 22.20
3 8/11/2013 9:00 3.92 1258 31.50 3.41 1169 22.20
4 8/11/2013 10:00 4.02 1243 30.00 3.38 1158 21.00
5 8/11/2013 11:00 4.01 1264 32.00 3.15 1157 20.80
6 8/11/2013 12:00 4.00 1199 25.50 3.73 1156 20.80
7 8/11/2013 13:00 4.25 1240 29.50 3.60 1168 21.60
8 8/11/2013 14:00 3.48 1275 32.50 2.46 1172 22.20
9 8/11/2013 15:00 3.06 1227 28.00 2.82 1163 21.00
10 8/11/2013 16:00 3.03 1221 27.50 2.69 1152 20.00
11 8/11/2013 17:00 3.10 1212 26.50 2.80 1155 20.80
12 8/11/2013 18:00 3.06 1200 25.50 2.81 1175 22.80
13 8/11/2013 19:00 4.25 1246 30.00 3.63 1173 22.20
14 8/11/2013 20:00 4.90 1278 32.90 2.60 1175 22.80
15 8/11/2013 21:00 4.32 1261 31.50 3.60 1173 22.20
16 8/11/2013 22:00 3.72 1256 31.00 2.86 1175 22.80
17 8/11/2013 23:00 3.99 1238 29.00 2.98 1170 21.20
18 8/11/2013 0:00 3.50 1245 30.00 2.89 1175 22.80
19 8/12/2013 1:00 4.05 1210 26.50 3.48 1152 20.00
20 8/12/2013 2:00 3.94 1206 26.00 3.42 1156 20.80
21 8/12/2013 3:00 4.02 1269 32.50 3.40 1162 21.00
22 8/12/2013 4:00 4.05 1281 33.40 3.35 1171 22.20
23 8/12/2013 5:00 4.02 1296 35.00 3.18 1168 22.20
24 8/12/2013 6:00 4.02 1260 31.50 3.28 1173 22.50
25
26
27
28
29
30
112
ESPESADOR FLOTACIÓN
Nº FECHA HORA
TIEMPO DE
LLENADO 20 lt/s
DENSIDAD DE LA PULPA
gr/lt
% SOLIDO
TIEMPO DE
LLENADO 20 lt/s
DENSIDAD DE LA PULPA
gr/lt
% SOLIDO
1 8/12/2013 7:00 4.07 1248 30.50 3.22 1166 21.60
2 8/12/2013 8:00 4.08 1194 24.90 3.70 1162 21.00
3 8/12/2013 9:00 4.10 1199 25.50 3.79 1165 21.60
4 8/12/2013 10:00 4.50 1264 32.00 4.23 1170 22.20
5 8/12/2013 11:00 4.11 1233 29.00 3.74 1168 22.20
6 8/12/2013 12:00 4.08 1195 24.90 3.91 1156 20.80
7 8/12/2013 13:00 3.30 1252 30.50 2.81 1175 22.80
8 8/12/2013 14:00 3.10 1269 32.00 2.89 1163 21.00
9 8/12/2013 15:00 3.16 1240 29.50 2.93 1160 21.00
10 8/12/2013 16:00 3.06 1246 30.00 2.05 1168 21.60
11 8/12/2013 17:00 3.67 1194 24.90 2.57 1154 20.80
12 8/12/2013 18:00 3.90 1224 27.50 3.08 1169 21.60
13 8/12/2013 19:00 4.20 1228 28.00 3.61 1175 22.80
14 8/12/2013 20:00 4.60 1245 30.00 3.80 1173 22.20
15 8/12/2013 21:00 3.11 1297 35.00 2.01 1175 22.80
16 8/12/2013 22:00 3.00 1229 28.00 2.10 1167 21.60
17 8/12/2013 23:00 3.50 1208 26.00 2.59 1175 22.80
18 8/12/2013 0:00 4.12 1242 29.50 2.99 1160 21.00
19 8/13/2013 1:00 4.06 1231 28.50 3.64 1164 21.60
20 8/13/2013 2:00 4.07 1281 33.40 3.16 1174 22.80
21 8/13/2013 3:00 4.00 1281 33.40 2.96 1167 21.60
22 8/13/2013 4:00 3.69 1326 37.50 2.85 1176 22.80
23 8/13/2013 5:00 3.05 1255 31.00 2.75 1160 21.00
24 8/13/2013 6:00 3.06 1289 34.60 2.77 1177 22.80
25
26
27
28
29
30
113
ESPESADOR FLOTACIÓN
Nº FECHA HORA
TIEMPO DE
LLENADO 20 lt/s
DENSIDAD DE LA PULPA
gr/lt
% SOLIDO
TIEMPO DE
LLENADO 20 lt/s
DENSIDAD DE LA PULPA
gr/lt
% SOLIDO
1 8/13/2013 7:00 4.12 1265 32.00 3.56 1167 21.60
2 8/13/2013 8:00 4.11 1239 29.50 3.51 1152 20.00
3 8/13/2013 9:00 4.56 1174 22.80 4.40 1160 21.00
4 8/13/2013 10:00 4.53 1221 27.50 4.13 1167 21.60
5 8/13/2013 11:00 4.01 1180 23.30 3.90 1161 21.00
6 8/13/2013 12:00 5.06 1266 32.00 3.84 1163 21.60
7 8/13/2013 13:00 3.52 1200 25.50 2.91 1175 22.80
8 8/13/2013 14:00 3.60 1225 28.00 2.88 1174 22.20
9 8/13/2013 15:00 3.05 1253 30.50 2.10 1175 22.80
10 8/13/2013 16:00 4.32 1216 27.00 3.60 1170 22.20
11 8/13/2013 17:00 3.52 1248 30.00 2.89 1160 21.00
12 8/13/2013 18:00 3.81 1272 32.50 2.41 1163 21.00
13 8/13/2013 19:00 3.91 1269 32.00 2.57 1175 22.80
14 8/13/2013 20:00 3.99 1295 35.00 2.61 1175 22.80
15 8/13/2013 21:00 3.44 1268 32.00 2.55 1170 22.20
16 8/13/2013 22:00 3.50 1240 29.50 2.93 1173 22.20
17 8/13/2013 23:00 3.95 1278 32.90 2.80 1174 22.20
18 8/13/2013 0:00 4.11 1283 33.40 3.79 1175 22.80
19 8/14/2013 1:00 4.12 1217 27.00 3.87 1163 21.60
20 8/14/2013 2:00 1.02 1226 28.00 3.80 1166 21.60
21 8/14/2013 3:00 4.10 1247 30.00 3.66 1170 22.20
22 8/14/2013 4:00 3.54 1275 32.90 2.80 1173 22.80
23 8/14/2013 5:00 4.08 1277 32.90 3.21 1171 22.80
24 8/14/2013 6:00 3.96 1321 37.00 3.05 1167 21.60
25
26
27
28
29
30
114
ESPESADOR FLOTACIÓN
Nº FECHA HORA
TIEMPO DE
LLENADO 20 lt/s
DENSIDAD DE LA PULPA
gr/lt
% SOLIDO
TIEMPO DE
LLENADO 20 lt/s
DENSIDAD DE LA PULPA
gr/lt
% SOLIDO
1 8/14/2013 7:00 4.01 1176 22.80 3.67 1163 21.60
2 8/14/2013 8:00 4.13 1206 26.00 3.89 1154 20.80
3 8/14/2013 9:00 4.04 1180 23.30 3.85 1158 21.00
4 8/14/2013 10:00 3.98 1152 31.00 3.42 1164 21.60
5 8/14/2013 11:00 3.96 1314 36.70 2.90 1177 22.80
6 8/14/2013 12:00 3.62 1326 37.50 2.59 1157 20.80
7 8/14/2013 13:00 3.91 1232 28.50 3.06 1170 22.20
8 8/14/2013 14:00 3.83 1324 37.00 3.09 1175 22.80
9 8/14/2013 15:00 3.63 1205 26.00 3.31 1160 21.00
10 8/14/2013 16:00 3.90 1282 33.40 3.03 1155 20.80
11 8/14/2013 17:00 3.67 1289 33.80 2.89 1158 20.80
12 8/14/2013 18:00 3.93 1253 30.50 3.07 1160 21.00
13 8/14/2013 19:00 4.01 1299 35.00 3.60 1175 22.80
14 8/14/2013 20:00 3.05 1236 29.00 2.60 1173 22.20
15 8/14/2013 21:00 3.59 1240 29.50 3.16 1175 22.80
16 8/14/2013 22:00 4.02 1284 33.40 2.46 1170 22.20
17 8/14/2013 23:00 3.57 1277 32.90 3.18 1175 22.80
18 8/14/2013 0:00 3.21 1270 32.50 2.90 1174 22.20
19 8/15/2013 1:00 3.90 1262 31.50 3.05 1166 21.60
20 8/15/2013 2:00 4.08 1247 30.00 3.25 1166 21.60
21 8/15/2013 3:00 4.06 1253 31.00 3.06 1154 20.80
22 8/15/2013 4:00 4.00 1217 27.00 3.34 1161 21.00
23 8/15/2013 5:00 4.04 1315 36.70 3.38 1159 21.00
24 8/15/2013 6:00 4.02 1203 26.00 3.49 1162 21.00
25
26
27
28
29
30
115
ESPESADOR FLOTACIÓN
Nº FECHA HORA
TIEMPO DE
LLENADO 20 lt/s
DENSIDAD DE LA PULPA
gr/lt
% SOLIDO
TIEMPO DE
LLENADO 20 lt/s
DENSIDAD DE LA PULPA
gr/lt
% SOLIDO
1 8/19/2013 3:00 3.68 1299 35.00 2.77 1170 22.20
2 8/19/2013 4:00 4.24 1225 28.00 3.97 1155 20.80
3 8/19/2013 5:00 4.08 1303 35.20 3.67 1152 20.00
4 8/19/2013 6:00 4.05 1260 31.50 3.98 1150 20.00
5 8/19/2013 7:00 4.16 1205 26.00 3.69 1152 20.00
6 8/19/2013 8:00 4.01 1207 26.00 3.51 1156 20.80
7 8/19/2013 9:00 4.14 1220 27.50 3.45 1155 20.80
8 8/19/2013 10:00 3.60 1244 29.50 2.3 1175 22.80
9 8/19/2013 11:00 3.44 1225 28.00 2.34 1159 20.80
10 8/19/2013 12:00 3.38 1228 28.00 2.48 1155 20.80
11 8/19/2013 13:00 4.00 1202 25.50 3.49 1152 20.00
12 8/19/2013 14:00 4.19 1266 32.00 3.38 1160 21.00
13 8/19/2013 15:00 3.68 1239 29.50 3.01 1177 22.80
14 8/19/2013 16:00 4.01 1191 24.30 3.35 1153 20.80
15 8/19/2013 17:00 4.04 1268 32.50 3.21 1161 21.00
16 8/19/2013 18:00 4.02 1245 30.00 3.23 1166 21.60
17 8/19/2013 19:00 3.81 1256 31.00 3.08 1170 22.20
18 8/19/2013 20:00 4.08 1280 33.40 3.05 1173 22.80
19 8/19/2013 21:00 3.81 1186 23.80 3.42 1157 20.80
20 8/19/2013 22:00 4.02 1172 22.20 3.85 1152 20.00
21 8/19/2013 23:00 4.61 1244 30.00 4.35 1167 21.60
22 8/19/2013 0:00 4.32 1234 29.00 3.36 1169 22.20
23 8/20/2013 1:00 4.23 1233 28.50 3.54 1150 20.00
24 8/20/2013 2:00 3.86 1246 30.00 3.43 1172 22.20
25 8/20/2013 3:00 3.60 1220 27.50 3.01 1159 20.80
26 8/20/2013 4:00 3.86 1248 30.00 3.24 1158 20.80
27 8/20/2013 5:00 4.31 1246 30.00 3.59 1160 21.00
28 8/20/2013 6:00 3.85 1261 31.50 3.31 1150 20.00
29
30
116
ESPESADOR FLOTACIÓN
Nº FECHA HORA
TIEMPO DE
LLENADO 20 lt/s
DENSIDAD DE LA PULPA
gr/lt
% SOLIDO
TIEMPO DE
LLENADO 20 lt/s
DENSIDAD DE LA PULPA
gr/lt
% SOLIDO
1 8/20/2013 7:00 3.81 1220 27.50 2.55 1157 20.80
2 8/20/2013 8:00 3.94 1262 31.50 3.01 1173 22.20
3 8/20/2013 9:00 3.26 1277 32.90 2.40 1174 22.20
4 8/20/2013 10:00 3.96 1267 31.00 2.77 1160 21.00
5 8/20/2013 11:00 3.99 1255 31.00 2.80 1150 20.00
6 8/20/2013 12:00 3.50 1265 32.00 2.16 1167 21.60
7 8/20/2013 13:00 4.02 1218 27.50 3.25 1152 20.00
8 8/20/2013 14:00 4.06 1233 29.00 3.32 1153 20.80
9 8/20/2013 15:00 4.01 1234 29.00 3.40 1169 22.20
10 8/20/2013 16:00 4.11 1239 29.50 3.06 1157 20.80
11 8/20/2013 17:00 4.06 1245 30.00 3.04 1172 22.20
12 8/20/2013 18:00 4.07 1288 34.60 2.83 1176 22.80
13 8/20/2013 19:00 3.51 1206 26.00 3.25 1150 2.00
14 8/20/2013 20:00 4.02 1225 28.00 3.30 1161 21.00
15 8/20/2013 21:00 4.10 1241 29.50 3.32 1173 22.80
16 8/20/2013 22:00 4.08 1217 27.00 3.64 1160 21.00
17 8/20/2013 23:00 4.09 1252 30.50 3.30 1154 20.80
18 8/20/2013 0:00 4.06 1243 30.00 3.11 1152 20.00
19 8/21/2013 1:00 4.07 1252 30.50 3.04 1170 22.20
20 8/21/2013 2:00 3.50 1279 32.90 2.31 1150 20.00
21 8/21/2013 3:00 4.06 1265 32.00 3.06 1157 20.80
22 8/21/2013 4:00 4.12 1282 33.40 2.59 1160 21.00
23 8/21/2013 5:00 4.10 1294 34.60 3.09 1155 20.80
24 8/21/2013 6:00 3.80 1298 35.00 2.81 1175 22.80
25
26
27
28
29
30
117
ESPESADOR FLOTACIÓN
Nº FECHA HORA
TIEMPO DE
LLENADO 20 lt/s
DENSIDAD DE LA PULPA
gr/lt
% SOLIDO
TIEMPO DE
LLENADO 20 lt/s
DENSIDAD DE LA PULPA
gr/lt
% SOLIDO
1 8/21/2013 7:00 3.57 1272 32.50 2.29 1160 21.00
2 8/21/2013 8:00 3.89 1260 31.50 2.90 1150 20.00
3 8/21/2013 9:00 4.45 1269 32.00 3.01 1156 20.80
4 8/21/2013 10:00 4.40 1262 31.50 3.16 1150 20.00
5 8/21/2013 11:00 4.46 1278 32.90 2.50 1166 21.60
6 8/21/2013 12:00 4.37 1281 33.40 2.51 1163 21.00
7 8/21/2013 13:00 4.08 1248 30.50 3.15 1173 22.80
8 8/21/2013 14:00 4.06 1242 29.50 3.24 1162 21.00
9 8/21/2013 15:00 4.06 1249 30.50 3.08 1166 21.50
10 8/21/2013 16:00 3.60 1229 28.50 3.02 1155 20.80
11 8/21/2013 17:00 4.01 1277 32.90 3.00 1157 20.80
12 8/21/2013 18:00 3.89 1259 31.50 2.96 1177 22.80
13 8/21/2013 19:00 3.62 1240 29.50 3.03 1161 21.00
14 8/21/2013 20:00 3.71 1269 32.50 2.96 1171 22.20
15 8/21/2013 21:00 3.90 1318 37.00 2.68 1178 22.80
16 8/21/2013 22:00 3.40 1177 22.80 3.30 1161 21.00
17 8/21/2013 23:00 4.11 1275 32.90 3.56 1168 22.20
18 8/21/2013 0:00 4.06 1263 32.00 3.38 1165 21.60
19 8/22/2013 1:00 4.50 1275 32.90 3.01 1163 21.00
20 8/22/2013 2:00 4.08 1288 33.80 3.05 1166 21.60
21 8/22/2013 3:00 4.18 1271 32.50 3.06 1160 21.00
22 8/22/2013 4:00 4.00 1282 33.40 3.14 1151 20.00
23 8/22/2013 5:00 3.18 1225 28.00 2.75 1153 20.00
24 8/22/2013 6:00 3.27 1244 29.50 2.62 1167 21.60
25
26
27
28
29
30
118
ESPESADOR FLOTACIÓN
Nº FECHA HORA
TIEMPO DE
LLENADO 20 lt/s
DENSIDAD DE LA PULPA
gr/lt
% SOLIDO
TIEMPO DE
LLENADO 20 lt/s
DENSIDAD DE LA PULPA
gr/lt
% SOLIDO
1 8/22/2013 7:00 3.91 1233 29.00 3.21 1172 22.20
2 8/22/2013 8:00 4.00 1260 31.50 3.32 1171 22.20
3 8/22/2013 9:00 4.07 1248 30.50 3.17 1171 22.20
4 8/22/2013 10:00 3.41 1273 32.90 2.66 1176 22.80
5 8/22/2013 11:00 5.56 1364 40.80 3.30 1186 23.80
6 8/22/2013 12:00 5.42 1336 38.30 3.33 1165 21.60
7 8/22/2013 13:00 4.05 1263 31.50 2.99 1175 22.80
8 8/22/2013 14:00 4.11 1290 34.60 2.57 1170 22.20
9 8/22/2013 15:00 3.33 1257 31.00 2.55 1173 22.20
10 8/22/2013 16:00 3.38 1238 29.00 2.86 1161 21.00
11 8/22/2013 17:00 5.00 1271 32.50 3.28 1175 22.80
12 8/22/2013 18:00 4.94 1309 35.60 2.66 1170 22.20
13 8/22/2013 19:00 4.10 1300 35.20 2.88 1155 20.80
14 8/22/2013 20:00 4.03 1295 35.00 2.43 1161 21.00
15 8/22/2013 21:00 4.00 1287 33.80 2.98 1150 20.00
16 8/22/2013 22:00 4.86 1293 34.60 2.88 1157 20.80
17 8/22/2013 23:00 3.94 1303 35.20 2.90 1163 21.00
18 8/22/2013 0:00 4.48 1288 33.80 3.13 1175 22.80
19 8/23/2013 1:00 4.11 1319 37.00 3.03 1174 22.80
20 8/23/2013 2:00 4.10 1291 34.60 3.36 1169 22.20
21 8/23/2013 3:00 3.57 1253 31.00 3.15 1162 21.00
22 8/23/2013 4:00 4.09 1273 32.90 3.09 1170 22.20
23 8/23/2013 5:00 3.56 1285 33.80 2.86 1174 22.80
24 8/23/2013 6:00 3.55 1228 28.50 3.11 1153 20.80
25
26
27
28
29
30
119
ESPESADOR FLOTACIÓN
Nº FECHA HORA
TIEMPO DE
LLENADO 20 lt/s
DENSIDAD DE LA PULPA
gr/lt
% SOLIDO
TIEMPO DE
LLENADO 20 lt/s
DENSIDAD DE LA PULPA
gr/lt
% SOLIDO
1 8/23/2013 7:00 4.03 1284 33.80 3.12 1165 21.60
2 8/23/2013 8:00 4.00 1260 31.50 3.07 1161 21.00
3 8/23/2013 9:00 4.07 1241 29.50 3.27 1169 22.20
4 8/23/2013 10:00 4.08 1267 32.00 3.26 1164 21.60
5 8/23/2013 11:00 4.01 1266 32.00 3.01 1161 21.00
6 8/23/2013 12:00 4.03 1264 32.00 3.10 1170 22.20
7 8/23/2013 13:00 4.01 1270 32.50 3.00 1175 22.80
8 8/23/2013 14:00 4.09 1228 28.00 2.76 1168 21.60
9 8/23/2013 15:00 4.02 1224 27.50 3.20 1175 22.80
10 8/23/2013 16:00 4.25 1297 35.00 3.18 1170 22.20
11 8/23/2013 17:00 4.42 1267 32.00 3.00 1160 21.00
12 8/23/2013 18:00 3.49 1288 33.80 2.50 1155 20.80
13 8/23/2013 19:00 3.51 1253 30.50 2.76 1170 22.20
14 8/23/2013 20:00 3.54 1256 31.00 2.57 1172 22.20
15 8/23/2013 21:00 3.24 1214 26.50 2.62 1171 22.20
16 8/23/2013 22:00 3.17 1272 32.50 2.36 1162 21.00
17 8/23/2013 23:00 3.49 1245 30.00 2.54 1168 21.60
18 8/23/2013 0:00 3.61 1249 30.00 2.73 1150 20.00
19 8/24/2013 1:00 3.87 1281 33.40 3.03 1176 22.80
20 8/24/2013 2:00 3.63 1194 24.90 3.37 1168 22.20
21 8/24/2013 3:00 3.92 1220 27.50 3.18 1164 21.60
22 8/24/2013 4:00 4.05 1268 32.50 3.11 1160 21.00
23 8/24/2013 5:00 4.00 1260 31.50 3.05 1167 21.60
24 8/24/2013 6:00 4.02 1230 28.50 3.02 1168 22.20
25
26
27
28
29
30
120
ESPESADOR FLOTACIÓN
Nº FECHA HORA
TIEMPO DE
LLENADO 20 lt/s
DENSIDAD DE LA PULPA
gr/lt
% SOLIDO
TIEMPO DE
LLENADO 20 lt/s
DENSIDAD DE LA PULPA
gr/lt
% SOLIDO
1 8/24/2013 7:00 4.08 1288 34.60 2.82 1163 21.60
2 8/24/2013 8:00 4.07 1256 31.00 3.16 1272 22.20
3 8/24/2013 9:00 4.05 1279 33.40 2.83 1166 21.60
4 8/24/2013 10:00 4.60 1335 38.30 3.01 1176 22.80
5 8/24/2013 11:00 3.93 1259 31.50 3.10 1162 21.00
6 8/24/2013 12:00 4.04 1231 28.50 3.23 1165 21.60
7 8/24/2013 13:00 4.00 1266 32.00 3.62 1169 21.60
8 8/24/2013 14:00 4.03 1232 28.50 3.20 1162 21.00
9 8/24/2013 15:00 4.04 1226 28.00 3.29 1150 20.00
10 8/24/2013 16:00 4.00 1256 31.00 3.12 1161 21.60
11 8/24/2013 17:00 4.08 1241 29.50 3.20 1166 21.60
12 8/24/2013 18:00 4.39 1246 30.00 3.16 1150 20.00
13 8/24/2013 19:00 4.20 1235 29.00 3.18 1155 20.80
14 8/24/2013 20:00 4.08 1237 29.00 3.10 1168 21.60
15 8/24/2013 21:00 4.12 1254 30.50 3.07 1160 21.00
16 8/24/2013 22:00 4.11 1242 29.50 3.10 1169 21.60
17 8/24/2013 23:00 4.29 1271 32.50 3.06 1157 20.80
18 8/24/2013 0:00 4.05 1225 28.00 3.00 1170 22.20
19 8/25/2013 1:00 4.02 1219 27.50 3.29 1156 20.80
20 8/25/2013 2:00 4.01 1251 30.50 3.24 1170 22.20
21 8/25/2013 3:00 4.00 1248 30.50 3.20 1167 21.60
22 8/25/2013 4:00 4.03 1280 33.40 3.21 1174 22.80
23 8/25/2013 5:00 4.05 1292 34.60 3.02 1174 22.80
24 8/25/2013 6:00 3.91 1263 32.00 3.13 1167 21.60
25
26
27
28
29
30
121
ESPESADOR FLOTACIÓN
Nº FECHA HORA
TIEMPO DE
LLENADO 20 lt/s
DENSIDAD DE LA PULPA
gr/lt
% SOLIDO
TIEMPO DE
LLENADO 20 lt/s
DENSIDAD DE LA PULPA
gr/lt
% SOLIDO
1 8/25/2013 7:00 4.08 1225 28.00 3.19 1154 20.80
2 8/25/2013 8:00 4.08 1255 31.00 3.22 1171 22.20
3 8/25/2013 9:00 4.05 1267 32.00 2.98 1174 22.80
4 8/25/2013 10:00 4.06 1297 35.00 3.10 1172 22.20
5 8/25/2013 11:00 3.52 1237 29.00 3.14 1166 21.60
6 8/25/2013 12:00 3.96 1282 33.40 3.00 1173 22.80
7 8/25/2013 13:00 4.00 1285 33.80 3.98 1160 21.60
8 8/25/2013 14:00 4.90 1300 35.20
9 8/25/2013 15:00 5.16 1360 40.60 3.13 1165 21.60
10 8/25/2013 16:00 4.46 1447 47.00 2.32 1158 20.80
11 8/25/2013 17:00 4.18 1336 38.30 2.89 1170 22.20
12 8/25/2013 18:00 4.10 1256 31.00 3.36 1174 22.20
13 8/25/2013 19:00 4.00 1253 30.50 3.00 1154 20.00
14 8/25/2013 20:00 4.08 1309 35.60 2.56 1165 21.60
15 8/25/2013 21:00 4.00 1245 30.00 2.63 1169 21.60
16 8/25/2013 22:00 4.01 1220 27.50 3.40 1155 20.80
17 8/25/2013 23:00 4.45 1266 32.00 3.15 1150 20.00
18 8/25/2013 0:00 4.15 1229 28.00 3.10 1159 21.00
19 8/26/2013 1:00 4.02 1242 29.50 3.20 1159 21.00
20 8/26/2013 2:00 4.07 1242 29.50 3.24 1166 21.60
21 8/26/2013 3:00 4.08 1236 29.00 3.06 1154 20.80
22 8/26/2013 4:00 4.06 1236 29.00 3.10 1161 21.00
23 8/26/2013 5:00 4.09 1250 30.50 3.12 1158 21.00
24 8/26/2013 6:00 3.96 1236 29.00 3.02 1154 20.54
25
26
27
28
29
30
122
ESPESADOR FLOTACIÓN
Nº FECHA HORA
TIEMPO DE
LLENADO 20 lt/s
DENSIDAD DE LA PULPA
gr/lt
% SOLIDO
TIEMPO DE
LLENADO 20 lt/s
DENSIDAD DE LA PULPA
gr/lt
% SOLIDO
1 8/26/2013 7:00 4.01 1244 30.00 3.27 1158 21.00
2 8/26/2013 8:00 4.07 1263 32.00 3.34 1169 22.20
3 8/26/2013 9:00 4.08 1263 32.00 3.18 1161 21.00
4 8/26/2013 10:00 4.05 1236 29.00 3.10 1152 20.00
5 8/26/2013 11:00 4.09 1189 24.30 3.87 1165 21.60
6 8/26/2013 12:00 4.05 1286 33.80 2.98 1156 20.80
7 8/26/2013 13:00 4.17 1283 33.40 2.60 1155 20.80
8 8/26/2013 14:00 4.08 1253 30.50 3.02 1174 22.20
9 8/26/2013 15:00 3.44 1237 29.00 2.45 1170 22.20
10 8/26/2013 16:00 3.67 1230 28.50 2.86 1154 20.00
11 8/26/2013 17:00 3.59 1314 36.10 2.18 1171 22.20
12 8/26/2013 18:00 4.34 1325 37.50 2.53 1165 21.60
13 8/26/2013 19:00 4.64 1304 35.20 2.65 1173 22.20
14 8/26/2013 20:00 3.70 1280 33.40 2.15 1167 21.60
15 8/26/2013 21:00 4.24 1294 34.60 2.56 1175 22.80
16 8/26/2013 22:00 3.50 1300 35.20 2.50 1155 20.80
17 8/26/2013 23:00 3.57 1338 38.30 2.00 1150 20.00
18 8/26/2013 0:00 4.16 1310 36.10 2.40 1151 20.00
19 8/27/2013 1:00 4.04 1288 34.60 2.80 1160 21.00
20 8/27/2013 2:00 4.10 1300 35.20 2.75 1166 21.60
21 8/27/2013 3:00 3.54 1262 31.50 3.17 1176 22.80
22 8/27/2013 4:00 3.81 1276 32.90 3.05 1162 21.00
23 8/27/2013 5:00 4.00 1248 30.50 3.53 1168 22.20
24 8/27/2013 6:00 4.04 1302 35.20 2.89 1174 22.80
25
26
27
28
29
30
123
ESPESADOR FLOTACIÓN
Nº FECHA HORA
TIEMPO DE
LLENADO 20 lt/s
DENSIDAD DE LA PULPA
gr/lt
% SOLIDO
TIEMPO DE
LLENADO 20 lt/s
DENSIDAD DE LA PULPA
gr/lt
% SOLIDO
1 8/27/2013 7:00 3.61 1256 31.00 2.85 1173 22.80
2 8/27/2013 8:00 3.76 1265 32.00 2.83 1176 22.80
3 8/27/2013 9:00 3.30 1283 33.80 2.50 1170 22.20
4 8/27/2013 10:00 4.05 1266 32.00 3.20 1165 21.60
5 8/27/2013 11:00 4.00 1268 32.50 3.05 1168 22.20
6 8/27/2013 12:00 4.01 1279 33.40 3.20 1172 22.20
7 8/27/2013 13:00 4.04 1260 31.50 2.94 1166 21.60
8 8/27/2013 14:00 3.66 1255 31.00 2.65 1167 21.60
9 8/27/2013 15:00 3.60 1277 32.90 2.95 1169 21.60
10 8/27/2013 16:00 3.90 1270 32.50 2.80 1150 20.00
11 8/27/2013 17:00 3.54 1313 36.10 2.12 1169 22.20
12 8/27/2013 18:00 4.44 1287 33.80 2.94 1160 21.00
13 8/27/2013 19:00 4.04 1311 36.10 2.50 1174 22.20
14 8/27/2013 20:00 3.83 1308 35.60 2.24 1162 21.60
15 8/27/2013 21:00 4.04 1296 35.00 2.66 1160 21.60
16 8/27/2013 22:00 3.84 1316 36.70 2.34 1152 20.00
17 8/27/2013 23:00 3.78 1264 31.50 2.52 1175 22.80
18 8/27/2013 0:00 3.98 1278 32.90 3.05 1170 22.20
19 8/28/2013 1:00 3.58 1304 35.60 2.49 1173 22.80
20 8/28/2013 2:00 4.53 1355 40.00 3.36 1166 21.60
21 8/28/2013 3:00 3.72 1383 42.50 2.68 1170 22.20
22 8/28/2013 4:00 4.25 1280 33.40 3.52 1163 21.60
23 8/28/2013 5:00 3.60 1300 35.20 2.90 1177 22.80
24 8/28/2013 6:00 3.36 1251 30.50 2.95 1175 22.80
25
26
27
28
29
30
124
ESPESADOR FLOTACIÓN
Nº FECHA HORA
TIEMPO DE
LLENADO 20 lt/s
DENSIDAD DE LA PULPA
gr/lt
% SOLIDO
TIEMPO DE
LLENADO 20 lt/s
DENSIDAD DE LA PULPA
gr/lt
% SOLIDO
1 8/28/2013 7:00 4.12 1271 32.50 3.37 1162 21.00
2 8/28/2013 8:00 3.80 1275 32.90 3.00 1176 22.80
3 8/28/2013 9:00 3.87 1267 32.00 3.02 1171 22.20
4 8/28/2013 10:00 5.05 1187 23.80 4.82 1155 20.80
5 8/28/2013 11:00 4.11 1225 28.00 4.00 1156 20.80
6 8/28/2013 12:00 4.01 1290 34.60 2.90 1173 22.80
7 8/28/2013 13:00 3.78 1317 36.70 2.99 1150 20.00
8 8/28/2013 14:00 4.56 1260 31.50 3.39 1158 20.80
9 8/28/2013 15:00 3.93 1321 37.00 3.48 1170 22.20
10 8/28/2013 16:00 3.74 1257 31.00 3.69 1173 22.20
11 8/28/2013 17:00 3.75 1300 35.20 2.29 1175 22.80
12 8/28/2013 18:00 4.50 1202 25.50 3.48 1150 20.00
13 8/28/2013 19:00 4.70 1315 36.70 3.50 1175 22.80
14 8/28/2013 20:00 4.73 1232 28.50 3.39 1168 21.60
15 8/28/2013 21:00 3.93 1236 29.00 3.38 1166 21.60
16 8/28/2013 22:00 4.21 1208 26.00 3.88 1160 21.60
17 8/29/2013 21:00 4.24 1298 35.20 3.22 1174 22.80
18 8/29/2013 22:00 4.05 1281 33.40 3.00 1163 21.60
19 8/29/2013 23:00 4.03 1215 27.00 3.80 1160 21.00
20 8/29/2013 0:00 4.10 1231 28.50 3.72 1165 21.60
21 8/30/2013 1:00 4.85 1293 34.60 3.33 1155 20.00
22 8/30/2013 2:00 4.01 1308 35.60 2.20 1175 22.80
23 8/30/2013 3:00 3.46 1213 26.50 3.25 1154 20.00
24 8/30/2013 4:00 4.13 1247 30.00 3.67 1160 21.60
25 8/30/2013 5:00 4.53 1215 27.00 3.00 1150 20.00
26 8/30/2013 6:00 4.54 1286 33.80 3.05 1156 20.80
27
28
29
30
125
ESPESADOR FLOTACIÓN
Nº FECHA HORA
TIEMPO DE
LLENADO 20 lt/s
DENSIDAD DE LA PULPA
gr/lt
% SOLIDO
TIEMPO DE
LLENADO 20 lt/s
DENSIDAD DE LA PULPA
gr/lt
% SOLIDO
1 8/30/2013 7:00 4.18 1284 33.40 2.89 1162 21.00
2 8/30/2013 8:00 4.54 1224 27.50 3.68 1164 21.00
3 8/30/2013 9:00 4.42 1258 31.00 3.34 1173 22.20
4 8/30/2013 10:00 4.70 1248 30.00 3.78 1157 20.80
5 8/30/2013 11:00 3.68 1205 26.00 3.04 1150 20.00
6 8/30/2013 12:00 4.52 1240 29.50 3.38 1164 21.00
7 8/30/2013 13:00 4.16 1259 31.50 3.39 1157 20.80
8 8/30/2013 14:00 4.11 1252 30.50 3.58 1169 22.20
9 8/30/2013 15:00 4.05 1200 25.50 3.55 1173 22.80
10 8/30/2013 16:00 4.04 1233 29.00 3.46 1174 22.80
11 8/30/2013 17:00 4.13 1265 32.00 3.12 1153 20.80
12 8/30/2013 18:00 4.00 1231 28.50 3.30 1162 21.00
13 8/30/2013 19:00 4.10 1216 27.00 3.15 1169 22.20
14 8/30/2013 20:00 4.08 1233 29.00 3.75 1165 21.60
15 8/30/2013 21:00 4.05 1266 32.00 3.07 1163 21.60
16 8/30/2013 22:00 4.02 1169 22.20 3.85 1153 20.80
17 8/30/2013 23:00 4.10 1164 21.60 4.10 1136 18.20
18
19
20
21
22
23
24
25
26
27
28
29
30
126
ANEXO N°3
TABLAS DE CONTROL DE LOS TANQUES DE
LIXIVIACIÓN
127
AGITADOR N° 2
CARGA N° 63
N° LLENADAS FECHA HORA OBSERVACIONES
1 Primera 8/9/2013 18:30 - 20:00 Comienza llenado
2 Segunda 8/10/2013 24:00 - 7:30 Termina llenado
3 Tercera
Peso de la muestra
gr
Toneladas mineral
seco Ton
Altura vacío
m
Volumen sólido
m3
Volumen de la solución
m3 Au Diluido total
1345 3.00 1.50 0.75 5.10
Ley de cabeza (gr/ton) Au total de la carga
FECHA: 8/10/2013
N°
Tiempo de lixiviación
Lecturas Adición OBSERVACIONES Agitación de 30 min con
Cal Hora Proceso en horas
NaCN g/lt
pH NaCN
Kg CAL kg
Inicio 12:00 0 3.52 11.91 18 6 Agitación con aire y cal 1
hora
1 13:00 1 1.30 12.31 5
2 14:00 2 1.80 12.30 4
3 16:00 4 2.80 12.02
4 18:00 6 1.90 11.37 1
5 20:00 8 2.20 10.67 Se corta el aire
6 22:00 10 2.00 10.70
7 0:00 12 1.80 10.46
8 2:00 14 0.80 10.33 Termina lixiviación
9 16
10 18
11 20
12 22
N°
Tiempo de lavado longitud de vacío
m
Hora Decantado
en horas
1 6:00 4 1.50 2 10:30 4.5 2.00 3 14:15 4.5 2.00 4 5 6 7
128
AGITADOR N° 2
CARGA N° 64
N° LLENADAS FECHA HORA OBSERVACIONES
1 Primera 8/11/2013 19:30 - 5:30 Comienza llenado
2 Segunda 8/11/2013 5:30 Termina llenado
3 Tercera
Peso de la muestra
gr
Toneladas mineral
seco Ton
Altura vacío
m
Volumen sólido
m3
Volumen de la solución
m3 Au Diluido total
1385 3.00 1.50 0.75 5.10
Ley de cabeza (gr/ton) Au total de la carga
FECHA: 08/11/2013
N°
Tiempo de lixiviación
Lecturas Adición OBSERVACIONES Agitación de 30 min con
Cal Hora Proceso en horas
NaCN g/lt
pH NaCN
Kg CAL kg
Inicio 9:00 0 3.52 11.20 18 8 Agitacion con aire y cal 1
hora
1 10:00 1 1.40 12.12 9
2 11:00 2 3.20 11.92
3 13:00 4 3.10 11.37
4 15:00 6 2.60 10.87
5 17:00 8 2.00 10.37 Se corta el aire
6 19:00 10 1.70 10.08
7 21:00 12 1.60 10.10
8 23:00 14 1.40 10.07 Termina la lixiviación
9 16
10 18
11 20
12 22
N°
Tiempo de lavado longitud de vacío
m
Hora Decantado
en horas
1 2:00 3 1.50 2 6:00 4 2.00 3 9:30 3.5 2.00 4 5 6 7
129
AGITADOR N° 2
CARGA N° 65
N° LLENADAS FECHA HORA OBSERVACIONES
1 Primera 8/14/2013 0:00 - 11:30 Comienza llenado
2 Segunda 8/14/2013 11:30 Se descarga un poco demasiado
peso
3 Tercera
Peso de la muestra
gr
Toneladas mineral
seco Ton
Altura vacio
m
Volumen sólido
m3
Volumen de la solución
m3 Au Diluido total
1355 2.77 1.50 0.69 5.16
Ley de cabeza (gr/ton) Au total de la carga
FECHA: 8/14/2013
N°
Tiempo de lixiviación
Lecturas Adición OBSERVACIONES Agitación de 30 min con
Cal Hora Proceso en horas
NaCN g/lt
pH NaCN
Kg CAL kg
Inicio 16:30 0 3.29 11.90 17 6 Agitación con aire y cal 1
hora
1 17:30 1 1.80 12.44 5
2 18:30 2 2.40 12.42
3 20:30 4 2.30 12.17 5
4 22:30 6 2.21 12.01 1
5 0:30 8 2.40 11.88 Se corta el aire
6 2:30 10 2.00 11.82
7 4:30 12 1.60 11.79
8 6:30 14 1.20 11.61 Termina la lixiviación
9 16
10 18
11 20
12 22
N°
Tiempo de lavado longitud de vacío
m
Hora Decantado
en horas
1 10:00 3 1.50 2 14:00 4 2.00 3 17:30 3.5 2.00 4 5 6 7
130
AGITADOR N° 2
CARGA N° 66
N° LLENADAS FECHA HORA OBSERVACIONES
1 Primera 8/19/2013 10:30 - 12:30 Comienza llenado
2 Segunda 8/19/2013 16:00 - 22:30
3 Tercera 8/20/2013 0:00 - 4:00 Termina llenado
Peso de la muestra
gr
Toneladas mineral
seco Ton
Altura vacio
m
Volumen sólido
m3
Volumen de la solución
m3 Au Diluido total
1520 3.99 1.50 0.95 4.90
Ley de cabeza (gr/ton) Au total de la carga
FECHA: 8/20/2013
N°
Tiempo de lixiviación
Lecturas Adición OBSERVACIONES Agitación de 30 min con
Cal Hora Proceso en horas
NaCN g/lt
pH NaCN
Kg CAL kg
Inicio 7:00 0 5.10 10.51 25 7
1 8:00 1 2.80 11.28 1 Agitación con aire y cal 1
hora
2 9:00 2 1.40 10.88 5
3 11:00 4 1.70 11.70 5
4 13:00 6 2.80 10.62
5 15:00 8 2.60 10.93 Se corta el aire
6 17:00 10 1.60 10.61
7 19:00 12 1.20 10.20
8 21:00 14 1.00 10.22 Termina la lixiviación
9 16
10 18
11 20
12 22
N°
Tiempo de lavado longitud de vacío
m
Hora Decantado
en horas
1 22:30 2.5 1.50 2 2:00 2.5 2.00 3 5:30 3.5 2.00 4 5 6 7
131
AGITADOR N° 2
CARGA N° 67
N° LLENADAS FECHA HORA OBSERVACIONES
1 Primera 8/21/2013 10:00 - 19:30 Comienza llenado
2 Segunda 8/21/2013 19:30 Termina llenado
3 Tercera
Peso de la muestra
gr
Toneladas mineral
seco Ton
Altura vacio
m
Volumen sólido
m3
Volumen de la solución
m3 Au Diluido total
1515 3.95 1.50 0.94 4.91
Ley de cabeza (gr/ton) Au total de la carga
FECHA: 8/21/2013
N°
Tiempo de lixiviación
Lecturas Adición OBSERVACIONES Agitación de 30 min con
Cal Hora Proceso en horas
NaCN g/lt
pH NaCN
Kg CAL kg
Inicio 23:00 0 4.07 10.52 20 7 Agitación con aire y cal 1
hora
1 0:00 1 0.20 11.74 10
2 1:00 2 0.90 11.96 5
3 3:00 4 1.80 11.77 2
4 5:00 6 2.30 11.61
5 7:00 8 2.00 10.84 Se corta el aire
6 9:00 10 1.00 10.17
7 11:00 12 0.80 9.96 Termina Lixiviación
8 13:00 14 0.70 9.33
9 16
10 18
11 20
12 22
N°
Tiempo de lavado longitud de vacío
m
Hora Decantado
en horas
1 15:30 2.5 1.50 2 20:00 4.5 2.00 3 4 5 6 7
132
AGITADOR N° 2
CARGA N° 68
N° LLENADAS FECHA HORA OBSERVACIONES
1 Primera 8/23/2013 15:00 - 17:20 Comienza llenado
2 Segunda 8/24/2013 19:00 - 4:30 Termina llenado
3 Tercera
Peso de la muestra
gr
Toneladas mineral
seco Ton
Altura vacío
m
Volumen sólido
m3
Volumen de la solución
m3 Au Diluido total
1475 3.71 1.5 0.93 4.92
Ley de cabeza (gr/ton) Au total de la carga
FECHA: 8/24/2013
N°
Tiempo de lixiviación
Lecturas Adición OBSERVACIONES Agitación de 30 min con
Cal Hora Proceso en horas
NaCN g/lt
pH NaCN
Kg CAL kg
Inicio 8:00 0 4.47 10.67 22 7 Agitación con aire y cal 1
hora
1 9:00 1 0.20 11.69 10
2 10:00 2 0.70 11.75 5
3 12:00 4 1.00 11.03 5
4 14:00 6 1.30 9.86 3 1
5 16:00 8 1.30 9.68 1 Se corta aire
6 18:00 10 1.20 10.28 1
7 20:00 12 1.20 10.62
8 22:00 14 1.20 10.42 Termina lixiviación
9 16
10 18
11 20
12 22
N°
Tiempo de lavado longitud de vacío
m
Hora Decantado
en horas
1 2:00 4 1.50 2 6:00 4 2.00 3 8:30 2.5 2.00 4 5 6 7
133
AGITADOR N° 2
CARGA N° 69
N° LLENADAS FECHA HORA OBSERVACIONES
1 Primera 8/26/2013 2:00 - 13:30 Comienza llenado
2 Segunda 8/26/2013 13:30 Termina llenado
3 Tercera
Peso de la muestra
gr
Toneladas mineral
seco Ton
Altura vacío
m
Volumen sólido
m3
Volumen de la solución
m3 Au Diluido total
1420 3.22 1.50 0.77 5.08
Ley de cabeza (gr/ton) Au total de la carga
FECHA: 08/26/2013
N°
Tiempo de lixiviación
Lecturas Adición OBSERVACIONES Agitación de 30 min con
Cal Hora Proceso en horas
NaCN g/lt
pH NaCN
Kg CAL kg
Inicio 17:00 0 3.93 10.28 20 7 Agitación con aire y cal 1
hora
1 18:00 1 1.20 10.75 5
2 19:00 2 1.60 10.46 3 2
3 21:00 4 1.60 10.59
4 23:00 6 1.20 10.30
5 1:00 8 1.00 10.18 3 2 Se corta el aire
6 3:00 10 1.80 10.99
7 5:00 12 1.50 10.93
8 7:00 14 1.20 10.79 Termina la lixiviación
9 16
10 18
11 20
12 22
N°
Tiempo de lavado longitud de vacío
m
Hora Decantado
en horas
1 1:00 4 1.50 2 14:00 3 2.00 3 17:00 3 2.00 4 5 6 7
134
AGITADOR N° 2
CARGA N° 70
N° LLENADAS FECHA HORA OBSERVACIONES
1 Primera 8/28/2013 3:00 - 15:00 Comienza llenado
2 Segunda 8/28/2013 15:00 Termina llenado
3 Tercera
Peso de la muestra
gr
Toneladas mineral
seco Ton
Altura vacío
m
Volumen sólido
m3
Volumen de la solución
m3 Au Diluido total
1465 3.57 1.50 0.85 5.00
Ley de cabeza (gr/ton) Au total de la carga
FECHA: 8/28/2013
N°
Tiempo de lixiviación
Lecturas Adición OBSERVACIONES Agitación de 30 min con
Cal Hora Proceso en horas
NaCN g/lt
pH NaCN
Kg CAL kg
Inicio 17:30 0 6.00 10.88 30 8 Agitación con aire y cal 1
hora
1 18:30 1 3.70 10.94
2 19:30 2 2.80 10.79
3 21:30 4 1.90 10.37 5
4 23:30 6 2.60 10.47
5 1:30 8 2.00 10.33 Se corta el aire
6 3:30 10 1.90 10.29
7 5:30 12 1.70 10.19
8 7:30 14 0.70 10.07 Termina la lixiviación
9 16
10 18
11 20
12 22
N°
Tiempo de lavado longitud de vacío
m
Hora Decantado
en horas
1 12:00 4.5 1.50 2 15:30 3.5 2.00 3 18:00 2.5 2.00 4 5 6 7