UNIVERSIDAD CENTRAL DEL ECUADOR
FACULTAD DE INGENIERÍA EN GEOLOGÍA, MINAS, PETRÓLEOS Y
AMBIENTAL
CARRERA DE INGENIERÍA DE MINAS
Tecnologías limpias para el aprovechamiento de depósitos detríticos (oro
aluvial) ubicados en la Provincia del Napo
Trabajo De Titulación Modalidad, Proyecto Integrador previo a la obtención del
Título de Ingeniero de Minas
AUTOR: Jhonathan Alexis Tupiza Vicente
TUTOR: Ing. Adán Viterbo Guzmán García
QUITO, 2019
II
DERECHOS DE AUTOR
Yo, JHONATHAN ALEXIS TUPIZA VICENTE, en calidad de autor y titular de los derechos
morales y patrimoniales del Trabajo de Titulación: “TECNOLOGÍAS LIMPIAS PARA EL
APROVECHAMIENTO DE DEPÓSITOS DETRÍTICOS (ORO ALUVIAL) UBICADOS
EN LA PROVINCIA DEL NAPO”, de conformidad con el Art. 114 del CÓDIGO ORGÁNICO
DE LA ECONOMÍA SOCIAL DE LOS CONOCIMIENTOS, CREATIVIDAD E
INNOVACIÓN, concedo a favor de la UNIVERSIDAD CENTRAL DEL ECUADOR una
licencia gratuita, intransferible y no exclusiva para el uso no comercial de la obra, con fines
estrictamente académicos. Conservo a mi favor todos los derechos de autor sobre la obra,
establecidos en la norma citada.
Asimismo, autorizo a la Universidad Central del Ecuador para que realice la digitalización y
publicación de este trabajo de titulación en el repositorio virtual, de conformidad a lo dispuesto en
el Art.144 de la LEY ORGÁNICA DE EDUCACIÓN SUPERIOR.
El autor declara que la obra objeto de la presente autorización es original en su forma de expresión
y no infringe el derecho de autor a terceros, asumiendo la responsabilidad por cualquier
reclamación que pudiere presentarse por esta causa y liberando a la Universidad de toda
responsabilidad.
Quito, D.M., 25 de octubre del 2019
............................................................
Jhonathan Alexis Tupiza Vicente
C.I. 172244515-0
Telf.: 0984779408
E-mail: [email protected]
III
UNIVERSIDAD CENTRAL DEL ECUADOR
FACULTAD DE INGENIERÍA EN GEOLOGÍA, MINAS, PETRÓLEOS Y
AMBIENTAL
CARRERA DE INGENIERÍA DE MINAS
APROBACIÓN DEL TUTOR
En mi calidad de Tutor del Proyecto de Titulación, presentado por JHONATHAN ALEXIS
TUPIZA VICENTE, para optar por el Grado de Ingeniero de Minas; cuyo título es:
“TECNOLOGÍAS LIMPIAS PARA EL APROVECHAMIENTO DE DEPÓSITOS
DETRÍTICOS (ORO ALUVIAL) UBICADOS EN LA PROVINCIA DEL NAPO”,
considero que dicho trabajo reúne los requisitos y méritos suficientes para ser sometido a la
presentación pública y evaluación por parte del tribunal examinador que se designe.
En la ciudad de Quito, a los 29 días del mes de julio del 2019
______________________
Ing. Adán Guzmán
C.I. 180072711-5
TUTOR DE TESIS
IV
UNIVERSIDAD CENTRAL DEL ECUADOR
FACULTAD DE INGENIERÍA EN GEOLOGÍA, MINAS, PETRÓLEOS Y
AMBIENTAL
CARRERA DE INGENIERÍA DE MINAS
INFORME DE APROBACIÓN DEL TRIBUNAL
Los Miembros del tribunal del Proyecto de Titulación denominado: “TECNOLOGÍAS
LIMPIAS PARA EL APROVECHAMIENTO DE DEPÓSITOS DETRÍTICOS (ORO
ALUVIAL) UBICADOS EN LA PROVINCIA DEL NAPO”, preparado por el señor
TUPIZA VICENTE JHONATHAN ALEXIS, egresado de la Carrera de Ingeniería de
Minas, DECLARAN: Que el presente proyecto ha sido revisado, verificado y aprobado
legalmente, dando fe de la originalidad y autenticidad del autor sobre la presente obra.
En la ciudad de Quito DM, a los 25 días del mes de octubre del 2019.
______________________ _______________________
Ing. Carlos Ortiz Ing. Marlon Ponce M.Sc.
MIEMBRO MIEMBRO
V
DEDICATORIA
Dedicado a la memoria de mi padre, Fausto Guillermo Tupiza Tupiza, innegable ejemplo
de lucha y bondad, tuviste a la oportunidad de verme entrar, pero te apagaste en la mitad
del camino, no sin antes haberme enseñado lo suficiente, para nunca rendirme,
mostrándome que a pesar de que todo parezca caerse,
siempre se puede seguir adelante hasta el final, con una sonrisa.
VI
AGRADECIMIENTO
Mi más sincero agradecimiento a Dios, máximo Ingeniero creador de todo lo existente
A mi madre, Yolanda Vicente, por brindarme siempre su apoyo incondicional y la guía
moral para poder actuar de una manera correcta, mediante su intachable ejemplo.
A mis hermanos, Juan y Melany, razón suficiente para no rendirme ante la adversidad y
seguir adelante.
A la familia Vicente Collaguazo, quienes me han acompañado, guiado y apoyado durante
toda mi existencia.
A mis mejores amigos, Jonathan Tonato y Jonathan Gualotuña, quienes además de
compartir el nombre, me han sabido brindar su amistad desinteresada.
A todos mis amigos: Mónica, Daniel, Samir, y el resto a quienes jamás terminaría de
mencionar.
Al Instituto Nacional Mejía, “la casona de la Vargas”, templo formador de hombres
valientes y con valores, a cuál le debo mi templanza
A la gloriosa Universidad Central del Ecuador, “alma mater”, por darme la oportunidad
de instruirme en sus aulas
A mis maestros, quienes como mentores han sabido transmitir su conocimiento, mediante
su experiencia y su carácter ético y moral.
Al proyecto “Humanun Gold”, por haberme brindado la oportunidad de participar de este
proyecto internacional, descubriendo que aún tengo muchas capacidades para explotar.
Al Ingeniero Vicente Balseca, cuya experiencia y carisma, fueron las luces que me guiaron
al conocimiento en la oscuridad de la ignorancia.
Al Ingeniero Adán Guzmán, tutor de la investigación y a los Ingenieros Marlon Ponce y
Carlos Ortiz, tridente sin el cual no hubiese podido lograr esta meta.
VII
ÍNDICE DE CONTENIDO
DERECHOS DE AUTOR .............................................................................................................. II
APROBACIÓN DEL TUTOR ..................................................................................................... III
INFORME DE APROBACIÓN DEL TRIBUNAL ..................................................................... IV
DEDICATORIA ............................................................................................................................ V
AGRADECIMIENTO .................................................................................................................. VI
RESUMEN .................................................................................................................................. XV
ABSTRACT ............................................................................................................................... XVI
CAPÍTULO I ............................................................................................................................. XVI
1. ANTECEDENTES ................................................................................................................... 1
1.1. INTRODUCCIÓN ........................................................................................................... 1
1.2. ESTUDIOS PREVIOS REALIZADOS EN LA PROVINCIA DEL NAPO. .................. 3
1.3. JUSTIFICACIÓN DEL PROYECTO INTEGRADOR ................................................... 4
1.4. BENEFICIARIOS ............................................................................................................ 4
1.4.1. Beneficiarios directos................................................................................................ 4
1.4.2. Beneficiarios indirectos ............................................................................................ 5
1.5. RELEVANCIA ................................................................................................................ 6
1.6. APORTES DEL PROYECTO INTEGRADOR .............................................................. 6
1.7. RECURSOS ..................................................................................................................... 7
CAPÍTULO II ................................................................................................................................. 9
2. MARCO LÓGICO .................................................................................................................. 9
2.1. PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA ........................................................................ 9
2.2. FORMULACIÓN DEL PROYECTO ............................................................................ 10
2.3. VARIABLES INDEPENDIENTES Y DEPENDIENTES ............................................ 10
2.4. OBJETIVOS................................................................................................................... 11
2.4.1. Objetivo general ...................................................................................................... 11
2.4.2. Objetivos específicos .............................................................................................. 11
2.5. FACTIBILIDAD DEL PROYECTO ............................................................................. 12
2.6. ACCESO A LA INFORMACIÓN ................................................................................. 12
CAPÍTULO III .............................................................................................................................. 13
3. MARCO TEÓRICO .............................................................................................................. 13
3.1. LOCALIZACIÓN DEL PROYECTO ........................................................................... 13
3.2. VÍAS DE COMUNICACIÓN Y ACCESO AL ÁREA DEL PROYECTO .................. 15
3.3. GEOLOGÍA ................................................................................................................... 16
VIII
3.3.1. Geología regional .................................................................................................... 16
3.3.2. Geología local ......................................................................................................... 20
3.4. RESERVAS (POTENCIAL AURÍFERO DE LA PROVINCIA DEL NAPO) ............ 22
3.5. CARACTERÍSTICAS RELEVANTES DEL PROYECTO .......................................... 23
3.5.1. Descripción General del proceso minero ................................................................ 24
3.6. IDENTIFICACIÓN DE LOS PARÁMETROS A INVESTIGARSE ........................... 27
3.6.1. Parámetros hidrometalúrgicos ................................................................................ 27
3.6.2. Parámetros técnico-operativos ................................................................................ 28
3.7. SISTEMAS GRAVIMÉTRICOS DE RECUPERACIÓN ............................................. 29
3.7.1. Fundamentos teóricos de concentración gravimétrica ............................................ 29
3.7.2. Concentración mediante la clasificadora tipo “Z” .................................................. 38
3.7.3. Concentración gravimétrica en mesa vibratoria ..................................................... 47
3.7.4. La “Mesa Gemeni” ................................................................................................. 50
CAPÍTULO IV.............................................................................................................................. 58
4. DISEÑO METODOLÓGICO ............................................................................................... 58
4.1. TIPO DE ESTUDIO....................................................................................................... 58
4.2. UNIVERSO Y MUESTRA ............................................................................................ 58
4.3. METODOLOGÍA DE INVESTIGACIÓN .................................................................... 59
4.3.1. Recopilación de información .................................................................................. 61
4.3.2. Trabajos de campo .................................................................................................. 61
4.3.3. Muestreo ................................................................................................................. 61
4.4. ANÁLISIS DE LABORATORIO .................................................................................. 73
4.4.1. Tratamiento de las muestras.................................................................................... 73
4.5. REGISTRO DE LA INFORMACIÓN .......................................................................... 79
4.6. PROCESAMIENTO DE LA INFORMACIÓN ............................................................ 79
CAPÍTULO V ............................................................................................................................... 81
5. EVALUACIÓN DE LAS OPERACIONES.......................................................................... 81
5.1. CARACTERIZACIÓN DE LA GRAVA ALUVIAL ................................................... 81
5.1.1. Características de los bloques ................................................................................. 82
5.2. DETERMINACIÓN GEOMÉTRICA Y VOLUMÉTRICA DE LAS TERRAZAS POR
PERFILES ................................................................................................................................. 87
5.2.1. Volumen del bloque de explotación (cubicación del mineral explotado) ............... 88
5.2.2. Volumen de mineral tratado (volumen de alimentación) ....................................... 89
5.2.3. Volumen del concentrado (Vc) ............................................................................... 90
5.2.4. Volumen del relave (volumen de sólidos recolectados en la pulpa) ....................... 91
IX
5.3. CARACTERIZACIÓN DEL ORO ALUVIAL ............................................................. 93
5.3.1. Características generales ......................................................................................... 93
5.3.2. Granulometría ......................................................................................................... 93
5.3.3. Morfoscopía ............................................................................................................ 96
5.3.4. Pureza ...................................................................................................................... 97
5.4. ENSAYOS DE CONCENTRACIÓN GRAVIMÉTRICA EN LA “MESA GEMENI” 98
5.4.1. Condiciones para el ensayo ..................................................................................... 98
5.4.2. Evaluación de la concentración gravimétrica en la “Mesa Gemeni” .................... 106
5.5. BALANCE METALÚRGICO DE LAS OPERACIONES (PROCESOS
GRAVIMÉTRICOS) ............................................................................................................... 112
5.5.1. Definición de balance metalúrgico ....................................................................... 112
5.5.2. Balance de material (mineral) ............................................................................... 112
5.5.3. Balance de metal precioso .................................................................................... 126
5.5.4. Índices metalúrgicos ............................................................................................. 137
5.5.5. Determinación de la ley ponderada de oro en los bloques explotados ................. 139
5.6. ANÁLISIS E INTERPRETACIÓN DE LOS RESULTADOS OBTENIDOS ........... 140
5.7. ALTERNATIVAS DE SOLUCIÓN AL PROBLEMA INVESTIGADO ................... 141
5.7.1. Criterios para el planteamiento de una solución técnica adecuada ....................... 141
5.8. PLANTEAMIENTO DE LA PROPUESTA AL PROBLEMA INVESTIGADO ...... 142
CAPÍTULO VI............................................................................................................................ 146
6. IMPACTOS DEL PROYECTO .......................................................................................... 146
6.1. IMPACTO TÉCNICO.................................................................................................. 146
6.2. IMPACTO ECONÓMICO ........................................................................................... 147
6.3. IMPACTO AMBIENTAL ........................................................................................... 147
6.4. IMPACTO SOCIAL .................................................................................................... 149
CAPÍTULO VII .......................................................................................................................... 150
7. CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES .................................................................. 150
7.1. CONCLUSIONES ....................................................................................................... 150
7.2. RECOMENDACIONES .............................................................................................. 153
CAPÍTULO VIII ......................................................................................................................... 156
8. BIBLIOGRAFÍA Y ANEXOS ............................................................................................ 156
8.1. BIBLIOGRAFÍA .......................................................................................................... 156
8.1.1. Bibliografía escrita o impresa .......................................................................................... 156
8.1.2. Web grafía o digital .............................................................................................. 158
8.2. ANEXOS ...................................................................................................................... 158
X
ÍNDICE DE GRÁFICOS
Gráfico 1: Ubicación geográfica de la provincia del Napo ........................................................... 14
Gráfico 2: Hoja Geológica de Puerto Napo, escala 1: 100,000 (1986) ......................................... 17
Gráfico 3: Diagrama de flujo: Proceso de explotación y beneficio .............................................. 25
Gráfico 4: Características de la grava aurífera .............................................................................. 28
Gráfico 5: Perfil de la velocidad de un fluido en un plano inclinado ........................................... 31
Gráfico 6: Infiltración y recorrido de la partícula a través de la capa de fluido ........................... 32
Gráfico 7: Fuerzas que actúan sobre la partícula dentro del manto de fluido ............................... 33
Gráfico 8: Cambio de flujo de laminar a turbulento por la presencia de obstáculos .................... 34
Gráfico 9:Criterio de concentración (CC) a diferentes tamaños de partículas ............................. 37
Gráfico 10: Componentes de la clasificadora "Z" ........................................................................ 40
Gráfico 11: Dimensiones de la clasificadora "Z".......................................................................... 41
Gráfico 12: Diagrama de flujo: Proceso de beneficio del oro ...................................................... 42
Gráfico 13: Aplicación de la mesa vibratoria en relación al tamaño de partícula ........................ 48
Gráfico 14: Vista Fontal: componentes la mesa Gemeni.............................................................. 52
Gráfico 15: Vista en perspectiva de la mesa Gemeni ................................................................... 52
Gráfico 16: Corte transversal de la mesa Gemeni ........................................................................ 53
Gráfico 17: Secuencia metodológica del proyecto ....................................................................... 60
Gráfico 18: Determinación de los puntos de muestreo ................................................................. 63
Gráfico 19: Diagrama de flujo: Pyroanálisis ................................................................................ 77
Gráfico 20: Procedimiento de copelación ..................................................................................... 78
Gráfico 21: Corte vertical HG – 14 ............................................................................................... 82
Gráfico 22: Características de la grava aurífera ............................................................................ 84
Gráfico 23: Curvas granulométricas de la grava aurífera ............................................................. 86
Gráfico 24: Correlación granulométrica de la grava aurífera ....................................................... 87
Gráfico 25: Cubicación del mineral explotado ............................................................................. 88
Gráfico 26: Curvas granulométricas, muestra: HG - 12 - C ......................................................... 94
Gráfico 27: Curvas granulométricas, muestra: HG - 13 - C ......................................................... 95
Gráfico 28:Diagrama de flujo: Procesamiento de las muestras en la mesa Gemeni .................. 101
Gráfico 29: Tratamiento seguido por la muestra HG-EC, en el ICPMRR-Bucarest, Rumanía .. 108
XI
Gráfico 30: Balance metalúrgico de la concentración en la mesa Gemeni ................................. 110
Gráfico 31: Procesamiento y reducción de la grava aurífera ...................................................... 114
Gráfico 32: Reparto de sólidos: HG - 10 .................................................................................... 121
Gráfico 33: Reparto de sólidos: HG - 11 .................................................................................... 122
Gráfico 34: Reparto de sólidos: HG - 12 .................................................................................... 123
Gráfico 35: Reparto de sólidos: HG - 13 .................................................................................... 124
Gráfico 36: Reparto de sólidos: HG - 14 .................................................................................... 125
Gráfico 37:Balance metalúrgico HG - 10 ................................................................................... 132
Gráfico 38:Balance metalúrgico HG - 11 ................................................................................... 133
Gráfico 39:Balance metalúrgico HG - 12 ................................................................................... 134
Gráfico 40:Balance metalúrgico HG - 13 ................................................................................... 135
Gráfico 41:Balance metalúrgico HG - 14 ................................................................................... 136
Gráfico 42: Diagrama de flujo: Propuesta técnica, proceso de Beneficio .................................. 144
XII
ÍNDICE DE TABLAS
Tabla 1. Interacción entre variables .............................................................................................. 10
Tabla 2: Secuencia geocronológica de la cuenca amazónica ........................................................ 19
Tabla 3: Áreas mineras en la provincia del Napo ......................................................................... 22
Tabla 4: Codificación de las operaciones ..................................................................................... 23
Tabla 5: Rangos: criterio de concentración .................................................................................. 38
Tabla 6: Especificaciones técnicas, de funcionamiento y parámetros operativos de los diferentes
modelos de Mesa Gemeni ............................................................................................................. 54
Tabla 7: Especificaciones técnico-operativas de la mesa Gemeni ................................................ 55
Tabla 8: Parámetros técnico-operativos de la mesa Gemeni ........................................................ 56
Tabla 9: Ventajas de la mesa Gemeni ........................................................................................... 57
Tabla 10: Descripción de las muestras.......................................................................................... 64
Tabla 11: Cuadro de valores para g, en función de la relación d/d1 ............................................. 67
Tabla 12: Clasificación granulométrica de la grava aurífera ........................................................ 85
Tabla 13: Volumen total del corte por operación ......................................................................... 88
Tabla 14: Volumen de alimentación, por operación ..................................................................... 89
Tabla 15: Volumen del concentrado aurífero ............................................................................... 90
Tabla 16: Volumen de sólidos recolectados en la pulpa ............................................................... 92
Tabla 17: Características generales del oro .................................................................................. 93
Tabla 18: Ensayo granulométrico, muestra: HG - 12 - C ............................................................ 94
Tabla 19: Ensayo granulométrico, muestra: HG - 13 - C ............................................................. 95
Tabla 20: Pureza del oro ............................................................................................................... 97
Tabla 21: Resultados de análisis al fuego, muestra: HG-EC. Universidad de Lieja, Bélgica .... 108
Tabla 22: Cálculos y resultados del procesamiento de la muestra HG-EC en la mesa Gemeni . 109
Tabla 23: Balance metalúrgico de la concentración en la mesa Gemeni .................................... 110
Tabla 24: Volumen de fracción: pasante y retenida por la criba de clasificación ...................... 117
Tabla 25: Capacidad de reducción de la "Z" y de la “matraca” .................................................. 118
Tabla 26: Cuadro resumen: Volumen de los productos generados durante el beneficio ............ 120
Tabla 27: Balance de mineral, HG - 10 ...................................................................................... 121
Tabla 28: Balance de mineral HG - 11 ....................................................................................... 122
XIII
Tabla 29: Balance de mineral HG - 12 ....................................................................................... 123
Tabla 30: Balance de mineral HG - 13 ....................................................................................... 124
Tabla 31: Balance de mineral HG - 14 ....................................................................................... 125
Tabla 32: Tenor (ley), en el relave de pulpa Q ........................................................................... 128
Tabla 33: Ley en los relaves J y M ............................................................................................. 129
Tabla 34: Ley del concentrado final o superconcentrado ........................................................... 129
Tabla 35: Resumen de leyes para el balance de metal precioso ................................................. 130
Tabla 36: Ley de alimentación o cabeza a la clasificadora "Z" .................................................. 131
Tabla 37:Balance metalúrgico HG - 10 ...................................................................................... 132
Tabla 38: Balance metalúrgico HG - 11 ..................................................................................... 133
Tabla 39: Balance metalúrgico HG - 12 ..................................................................................... 134
Tabla 40: Balance metalúrgico HG - 13 ..................................................................................... 135
Tabla 41: Balance metalúrgico HG - 14 ..................................................................................... 136
Tabla 42: Descripción de los índices metalúrgicos..................................................................... 139
Tabla 43: Índices metalúrgicos de las operaciones ..................................................................... 139
Tabla 44: Concentración de oro (ley) en los bloques explotados ............................................... 140
XIV
ÍNDICE DE FOTOGRAFÍAS
Fotografía 1: Lavado y clasificación de la grava aurífera mediante la clasificadora "Z" ............. 43
Fotografía 2: Recolección del preconcentrado aurífero: A) recolección de las alfombras, B)
recolección del material de los canalones, C) lavado de los yutes. .............................................. 45
Fotografía 3: Reducción del concentrado mediante el canalón pequeño (Reconcentración
mediante la “matraca”) ................................................................................................................. 46
Fotografía 4: Dore, esponja de oro después de la fundición ......................................................... 47
Fotografía 5: Bandas formadas por diferencia en peso específico de las distintas familias de
partículas ....................................................................................................................................... 49
Fotografía 6: Cuarteador tipo Jones, para la reducción de las muestras ....................................... 70
Fotografía 7: Cuarteo manual de las muestras .............................................................................. 70
Fotografía 8: Cuarteo mecánico de la muestra ............................................................................. 71
Fotografía 9: Afinación, reducción de los granos de mayor tamaño ............................................ 71
Fotografía 10: Recolección, etiquetado y almacenamiento de las muestras ................................. 72
Fotografía 11: Secado de las muestras a temperatura ambiente ................................................... 73
Fotografía 12: Boulders que no ingresan al lavado. ..................................................................... 89
Fotografía 13: Concentrado aurífero ............................................................................................. 90
Fotografía 14: Morfología del oro: A) láminas y pepitas de oro, B) partículas de forma irregular
y, C) oro en forma de polvo dorado .............................................................................................. 97
Fotografía 15: Preparación de la muestra, para el tratamiento en la mesa Gemeni .................... 102
Fotografía 16: Alimentación de la pulpa a la mesa Gemeni ....................................................... 103
Fotografía 17: Partículas de oro y ganga en la mesa Gemeni ..................................................... 104
Fotografía 18: Comprobación: presencia de oro mediante bateo ............................................... 104
Fotografía 19: Muestras empacadas, para envío al laboratorio para análisis al fuego ............... 105
Fotografía 20: Cuarteo y recolección del relave de la mesa Gemeni ......................................... 106
Fotografía 21: Concentración gravimétrica en mesa Gemeni, Bucarest-Rumanía ..................... 107
XV
Tema: Tecnologías limpias para el aprovechamiento de depósitos detríticos (oro aluvial)
ubicados en la provincia del Napo
Autor: Tupiza Vicente Jhonathan Alexis
Tutor: Ing. Adán Viterbo Guzmán García
RESUMEN
Las terrazas aluviales del río Napo y sus afluentes, son bastante extendidas y presentan condiciones
favorables a la explotación de oro detrítico. Se seleccionaron dos sectores: los valles del rio Anzu
y Huambuno, a fin de proponer la adopción de tecnologías limpias, eficientes, no contaminantes,
amigables con el ambiente y de fácil implementación en el beneficio de Pre-concentrados
auríferos, provenientes de la “Z”. Se programó un estudio geometalúrgico minucioso y efectuó la
evaluación detallada del sistema empleado actualmente, además de un muestreo de corrientes de
pulpa (relaves), sin interferir en el trabajo de los titulares mineros (5 operadores).
En el laboratorio de metalurgia de la Universidad Central del Ecuador, se determinaron
características físicas y trataron muestras en mesa Gemeni que, enviadas a ALS Perú permitieron
establecer la cantidad de oro mediante Pyroanálisis y cuantificar índices metalúrgicos de
concentración-recuperación. La caracterización granulométrica y mineralógica se realizó con
muestras de concentrados en el Instituto de Investigaciones de Materiales Radiactivos de Bucarest,
Rumania y el Laboratorio de Metalurgia de la Universidad de Lieja, Bélgica.
El tratamiento geo-estadístico permite concluir que la operación minera, permite máximo 50% de
recuperación efectiva. El análisis facilita el diseño de un circuito de beneficio de Pre-concentrados
auríferos, que posibilitan la recuperación de oro mayor a 105µm (82% oro) y una eficiencia de
94%. La alternativa propuesta es viable puesto que, satisface los factores socio-culturales, técnico-
económicos; y, ambientales. Finalmente puede replicarse a las explotaciones similares, incluidos
yacimientos primarios, previa implementación de adecuaciones, que las características geo
metalúrgicas impongan.
PALABRAS CLAVE: TECNOLOGÍAS LIMPIAS/ MINERALES DETRÍTICOS/
BENEFICIO/ BALANCE METALÚRGICO/ PROCESOS GRAVIMÉTRICOS/ IMPACTOS
XVI
Project: Clean technologies for the exploitation of detritical deposits (alluvial gold), located in
Napo province
Author: Tupiza Vicente Jhonathan Alexis
Tutor: Ing. Adán Viterbo Guzmán García
ABSTRACT
The alluvial terraces of the Napo River and its tributaries are quite widespread and present
favorable conditions for the exploitation of detritic gold. Two sectors were selected: the Anzu and
Huambuno river valleys, in order to propose the adoption of clean, efficient, non-polluting,
environmentally friendly technologies and easy implementation in the benefit of gold pre-
concentrates, coming from the “Z " A thorough geometallurgical study was scheduled and a
detailed evaluation of the system currently used was carried out, in addition to a sampling of pulp
streams (tailings), without interfering with the work of the mining holders (5 operators).
In the metallurgy laboratory of the Central University of Ecuador, physical characteristics were
determined and samples were treated at the Gemeni table that, sent to ALS Peru, allowed to
establish the amount of gold through Pyroanalysis and quantify concentration-recovery
metallurgical indices. The granulometric and mineralogical characterization was carried out with
samples of concentrates in the Radioactive Materials Research Institute of Bucharest, Romania
and the Metallurgy Laboratory of the University of Liège, Belgium.
The geo-statistical treatment allows to conclude that the mining operation allows a maximum 50%
of effective recovery. The analysis facilitates the design of a benefit circuit of pre-concentrated
gold, which allows the recovery of gold greater than 105µm (82% gold) and an efficiency of 94%.
The proposed alternative is viable since it satisfies the socio-cultural, technical-economic factors;
and, environmental. Finally, it can be replicated to similar farms, including primary deposits, prior
implementation of adaptations, that the geo-metallurgical characteristics impose.
KEYWORDS: CLEAN TECHNOLOGIES, DETRITICAL MINERALS, BENEFIT,
METALLURGICAL BALANCE, GRAVIMETRIC PROCESSES, RECOVERY, IMPACTS.
1
CAPÍTULO I
1. ANTECEDENTES
1.1. INTRODUCCIÓN
La minería ha sido y es considerada una de las actividades económicas más importantes,
correspondiente al sector primario, es responsable del desarrollo de la humanidad y el crecimiento
de las naciones. Esta actividad consiste en la extracción y aprovechamiento de los recursos
minerales que se encuentran acumulados en el subsuelo y superficie como yacimientos, y provee
de la materia prima para la construcción y elaboración de las distintas herramientas necesarias para
el desarrollo tecnológico, científico y económico.
El Ecuador se caracteriza además de ser un país biodiverso y pluricultural; por tener una gran
cantidad de reservas minerales distribuidas a lo largo de todo el territorio, los mismos que han sido
explotados desde tiempo inmemorables, estos depósitos minerales o yacimientos se presentan de
diversas formas, siendo una de las más comunes y representativas los denominados placeres
aluviales, los cuales son muy frecuentes en los valles de los ríos del país, especialmente en la
región amazónica y el litoral. La recuperación de los minerales útiles y metales preciosos
utilizando técnicas y tecnologías no apropiadas, ocasiona un impacto negativo en varios aspectos,
mediante estos métodos no se garantiza un aprovechamiento racional de los recursos naturales,
tampoco se garantiza una correcta conservación del ambiente del cual han sido extraídos los
recursos, las operaciones no tienen la asesoría técnica para realizar sus labores de manera
adecuada. En la provincia del Napo, existe un gran potencial aurífero. La legislación del Ecuador
categoriza las actividades mineras en 4 grupos: Gran minería, mediana minería, pequeña minería
y minería artesanal y de sustento.
2
Los minerales detríticos son extraídos mediante excavadoras tipo Caterpillar 320 y posteriormente
se realiza la separación y clasificación en la clasificadora denominada “Z” con algunas
modificaciones para cada una de las operaciones, realizadas de acuerdo a la experiencia de los
mineros, utilizan bombas de agua para la disgregación y separación de la grava aurífera, el
concentrado obtenido en los canalones de la clasificadora, es almacenado en grandes recipientes
de plástico y por último la utilización de bateas metálicas o canalones más pequeños para la
liquidación. La recuperación utilizando estos métodos se estima es menor al 45 %, siendo este
aspecto el que pretende ser resuelto por el proyecto “Humanum Gold” mediante la evaluación de
las operaciones previo a la implementación de tecnologías limpias, no contaminantes, basadas en
los principios de concentración gravimétrica, con énfasis en el uso de la “Mesa Gemeni” (mesa
vibratoria) en la fase final del beneficio del concentrado aurífero, permitiendo reducir al máximo
los impactos ambientales provocados por el uso de químicos no adecuados (mercurio). Ya que, a
pesar de las normativas y leyes vigentes aún sigue siendo utilizado para practicar la amalgamación,
método comúnmente utilizado en la recuperación del oro. El Proyecto “Humanum Gold”, pretende
no solo optimizar la eficiencia en la recuperación del oro aluvial sino también mejorar la calidad
de vida de los mineros, de la comunidad y la preservación correcta del ambiente.
El presente trabajo de tesis previa a la obtención del título de Ingeniero en Minas, se ejecuta en
acuerdo con “Humanum Gold” que, está dispuesta a apoyar una investigación técnico-científica,
tendiente a establecer y difundir los parámetros tecnológicos que permitan optimizar las labores
de explotación y beneficio de minerales detríticos en los depósitos aluvionales y primarios de oro
libre de Ecuador.
3
1.2. ESTUDIOS PREVIOS REALIZADOS EN LA PROVINCIA DEL NAPO.
En la provincia del Napo se han realizado varios estudios de investigación de carácter geológico-
minero desde varias décadas atrás, como: levantamientos topográficos, geológicos, muestreos y
evaluación de los depósitos, como parte del proceso de las fases de prospección, exploración y
explotación minera. En términos generales las investigaciones en el sector son realizadas por las
compañías privadas, así como también por el Estado Ecuatoriano, la información se encuentra
reflejada a manera de: tesis de grado, artículos científicos, informes de la ENAMI, etc.
Ningún estudio anterior, se ha enfocado en la evaluación del proceso de beneficio de concentrados
de canalón, con miras a cuantificar los parámetros metalúrgicos de esta fase de la recuperación de
minerales preciosos, a saber la eficiencia, la eficacia, la pertinencia de las herramientas utilizadas,
finalmente, establecer el balance metalúrgico que, permite determinar los puntos fuertes y en
especial los puntos débiles del proceso, proporcionando información precisa sobre la realidad de
la situación de los concesionarios mineros dedicados a esta actividad y al mismo tiempo, proponer
las correcciones que se impongan para optimizar la recuperación de oro detrítico en la provincia
de Napo y en general, para todos los mineros del país que utilizan la “Z”, como herramienta de
concentración. El proyecto “Humanun Gold”, con su equipo técnico internacional, conformado
por profesionales en ciencias Antropológico-sociales, Geológicas y Mineras, liderado por el Ing.
Vicente Balseca, se encuentra realizando estudios en el sector desde el año 2016, con el objetivo
de recopilar información concreta y verificable de las prácticas mineras en la región. Los resultados
de las investigaciones previas, en especial del balance metalúrgico, correspondiente a las
explotaciones seleccionadas como casos de estudio, se verán reflejados en el presente trabajo de
titulación.
4
1.3. JUSTIFICACIÓN DEL PROYECTO INTEGRADOR
El desarrollo del proyecto se justifica por la necesidad de realizar una investigación completa que
permita la obtención de información suficiente y pertinente, para realizar una caracterización
pormenorizada del proceso de concentración y beneficio de minerales auríferos presentes en
placeres aluviales, mediante la evaluación de cada una de las fases utilizadas, con el propósito de
identificar y determinar los puntos débiles del tratamiento de beneficio utilizados por los mineros,
esto consecuentemente, permitirá proponer los correctivos pertinentes y alcanzar estándares más
adecuados.
Es inexorable la necesidad de implementar tecnologías limpias para la preservación del ambiente
y todos sus componentes, así como importante es garantizar un adecuado aprovechamiento
racional de los recursos naturales, en este caso el oro. El estudio está dirigido a la obtención de
resultados que permitan una optimización de los procesos y que estos resultados puedan ser
extrapolados a los demás depósitos de la zona en estudio. Con esto se garantizará una alternativa
viable al desarrollo económico, social, y ambiental de la zona y del país, recuperando a su vez el
buen nombre de la minería.
1.4. BENEFICIARIOS
El proyecto integrador, conlleva a la generación de beneficios, los mismos que pueden ser
aprovechados de manera directa e indirecta.
1.4.1. Beneficiarios directos
• Mineros: Todas las operaciones mineras que realicen sus actividades mediante el uso de
excavadoras y clasificadoras “Z” independientemente de su régimen; ya que, se
beneficiarán de los resultados obtenidos, puesto que permitirá brindar asesoría técnica y
5
profesional, para realizar la recuperación del mineral de forma racional y económicamente
razonable, de esta manera ejecutar operaciones que sean eficientes, efectivas y rentables.
• Estudiante: El estudiante tendrá la oportunidad de incorporarse a la investigación realizada
por el proyecto “Humanum Gold” con el fin de aplicar los conocimientos adquiridos en la
academia, mediante un análisis de los parámetros técnicos, económicos, sociales y
ambientales; y, resolver el problema planteado con criterio profesional. La información
generada posibilita además el desarrollo del proyecto de titulación, para la obtención del
título de Ingeniero De Minas.
• Trabajadores: El personal que realiza las labores en estos sitios se verá beneficiado
porque, al realizar operaciones con tecnologías limpias se está optimizando el proceso y
preservando su salud, laborando en un ambiente sano y seguro que le garantiza conservar
su integridad física, social y mental.
1.4.2. Beneficiarios indirectos
• Comunidad: El proyecto garantiza que la comunidad se desarrolle en un ambiente mucho
más limpio, garantizando su seguridad y su integridad, así también se verá favorecida
mediante la generación de nuevas plazas de empleo y la dinamización de la economía local.
• Carrera de Ingeniería de Minas: La carrera de Ingeniería de Minas, perteneciente a la
FIGEMPA, de la Universidad Central del Ecuador se verá favorecida debido a la
generación de información técnica, que servirán de referencia para futuras investigaciones
y trabajos, tanto de estudiantes como de docentes y personas a quienes la información
generada le sea de utilidad.
6
1.5. RELEVANCIA
La importancia del presente estudio radica principalmente en la necesidad de tecnificar y optimizar
los procesos de recuperación de los minerales detríticos útiles (oro aluvial, granates, piedras
preciosas, casiterita, titano-magnetita, entre otras), realizando las operaciones de una manera
técnica y mediante la utilización de tecnologías amigables con el ambiente (métodos de
concentración gravimétricos) garantizando así una mejor recuperación y respondiendo de manera
adecuada con las obligaciones ambientales y sociales que se deben cumplir. La Mesa vibradora
Gemeni, recupera oro de concentrados provenientes de otro aparato de concentración gravimétrica,
tiene la ventaja de que no interfiere con el desarrollo de la explotación; debido a que, no se
encuentra presente en el terreno “in situ” sino que, se encuentra instalada en la planta de
tratamiento y produce concentrado final, listo para fusión, con lo que, se elimina definitivamente
la necesidad de recurrir a la amalgamación.
El proyecto brindará además una guía con parámetros técnicos que servirán para la recuperación
de minerales detríticos, en aquellos depósitos que presenten características similares de operación,
garantizando la realización de procesos óptimos.
1.6. APORTES DEL PROYECTO INTEGRADOR
Técnico: El principal aporte será la generación de información suficiente que permita a las
empresas dedicadas a la explotación de placeres aluviales, realizar sus actividades de una manera
adecuada, con fundamento técnico, que garantice procesos eficientes y seguros.
Económico: Al aumentar el porcentaje de recuperación del oro aluvial (eficiencia), se reducirá los
costos de operación e incrementarán los ingresos generados por ventas.
7
Social: Se tendrá una mejor relación entre la minería y la comunidad, así como también una mayor
activación económica de la zona influenciada por las actividades mineras, aumentado la taza de
empleo y las condiciones de vida de los habitantes de la zona de influencia.
Ambiental: Se garantizará una preservación con altos estándares de calidad del ambiente y de
todos sus componentes, especialmente del agua que es un recurso indispensable, reduciendo los
niveles de contaminación física y química.
1.7. RECURSOS
Se ha definido contar con los siguientes recursos:
Técnicos: La implementación de tecnologías de punta, provenientes de la investigación previa de
muchos años, realizada en Europa y otros países mineros, trasladados a Ecuador por un grupo de
profesionales experimentados a los que se integra el estudiante.
Económicos: Estos serán proporcionados en parte por el proyecto “Humanum Gold” y en parte
solventados por el estudiante.
Recursos Humanos: Esta conformado por: el estudiante, su tutor, los revisores de la carrera, y el
experimentado grupo de profesionales de “Humanum Gold”.
Recursos bibliográficos y web gráficos. Se cuentan con una diversidad de documentos tales
como: tesis de grado realizadas con anterioridad, documentos científicos, revistas, catálogos,
manuales, artículos científicos, libros, y especialmente el acceso a internet.
Recursos tecnológicos: Se cuenta con herramientas de campo tales como: cartografía, lupa,
brújula y GPS. además de software básico como: Microsoft office; y software especializado
pertinente como son: AutoCAD y ArcGIS.
8
Para el análisis de las muestras se contará con los laboratorios del ALS Perú S.A., el laboratorio
de metalurgia de la Universidad de Lieja en Bélgica, y el laboratorio de metalurgia “Román
Vlasov” de la Carrera de Ingeniería de Minas.
9
CAPÍTULO II
2. MARCO LÓGICO
2.1. PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA
El beneficio de minerales es un proceso complejo y de vital importancia porque es un parámetro
que, determina la rentabilidad del proyecto minero. Siendo importante la recuperación de oro
aluvial en los depósitos de la provincia del Napo, principalmente en aquellos ubicados en las
cuencas de los ríos Anzu y Huambuno, donde se realiza en forma empírica, con utilización de
tecnología no adecuada y obsoleta, esto es un problema que genera impactos negativos de carácter
económico, ambiental y social.
Evidenciando este problema que incluye la minería artesanal y de pequeña escala, se debe recordar
que toda actividad relacionada a la minería, tienen la obligación moral y ética de desarrollar sus
actividades de manera transparente, respetando la legislación establecida y sobre todo con
responsabilidad ambiental y social, a fin de evitar afectaciones al ambiente aledaño y a la población
circundante.
La aplicación de una propuesta, que implica la evaluación e implementación de un método técnico,
limpio y económico, para el beneficio de minerales, responde de manera clara y concisa a la
siguiente interrogante:
¿Cómo mejorar el beneficio de minerales detríticos (oro) de los depósitos aluviales, explotados
por los mineros de la provincia del Napo, de una manera técnica, económicamente rentable y
responsable con el ambiente?
En razón de lo indicado, se planteó dar solución a esta problemática con el desarrollo de la
propuesta “TECNOLOGÍAS LIMPIAS PARA EL APROVECHAMIENTO DE DEPÓSITOS
10
DETRÍTICOS (ORO ALUVIAL) UBICADOS EN LA PROVINCIA DEL NAPO.”, la cual se
justifica plenamente para su desarrollo.
2.2. FORMULACIÓN DEL PROYECTO
Con el propósito de mejorar el beneficio de minerales detríticos procedente de las gravas auríferas
existentes en las terrazas aluviales del Napo, se desarrolló el proyecto titulado: “TECNOLOGÍAS
LIMPIAS PARA EL APROVECHAMIENTO DE DEPÓSITOS DETRÍTICOS (ORO
ALUVIAL) UBICADOS EN LA PROVINCIA DEL NAPO.”, justificado en el estudio y
evaluación geológica del depósito y en cada una de las fases del proceso de beneficio, así como la
caracterización del material en donde se aloja el oro existente.
2.3. VARIABLES INDEPENDIENTES Y DEPENDIENTES
Tabla 1. Interacción entre variables
VARIABLES DEPENDIENTES VARIABLES INDEPENDIENTES
CARACTERÍSTICAS DE LA GRAVA
AURÍFERA
Geología
Sobrecarga
Estratigrafía
Potencia
Granulometría
Tenor (contenido de oro)
CARACTERÍSTICAS DEL ORO ALUVIAL
Características físicas: peso específico,
dureza, color y forma (Morfoscopía).
Tamaño (granulometría)
Pureza
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CONCENTRACIÓN GRAVIMÉTRICA
Tipos de concentradores
Características de los concentradores
Liberación de las partículas
Criterio de concentración
Distribución de tamaño en la
alimentación.
Disponibilidad de agua
BALANCE DE MINERAL
Volumen de alimentación
Volumen del concentrado
Volumen de los relaves (colas)
Capacidad de reducción de la
maquinaria
Contenido de oro
EFICIENCIA DE LOS PROCESOS
GRAVÍMETROS (% DE RECUPERACIÓN
DEL ORO)
Características de la ganga
Ley en la alimentación
Ley en el concentrado
Ley en los relaves
Fuente: Jhonathan Tupiza (2019)
2.4. OBJETIVOS
2.4.1. Objetivo general
Proponer el uso de tecnologías limpias para el aprovechamiento de minerales detríticos (oro
aluvial) mediante la caracterización y evaluación detallada de los parámetros hidrometalúrgicos
de los procesos de concentración gravimétrica.
2.4.2. Objetivos específicos
• Recopilar información geológico-minera, minero-técnica e hidrometalúrgica de las
operaciones estudiadas, con el propósito de caracterizar la grava aurífera y el oro aluvial
existentes.
• Identificar y determinar los parámetros hidrometalúrgicos, técnico-operativos, a fin de
evaluar y optimizar los procesos de beneficio.
• Realizar un muestreo sistemático establecidos para el proceso de beneficio de mineral y
ejecutar análisis y ensayos hidrometalúrgicos (Concentración gravimétrica).
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• Interpretar los resultados de los ensayos de laboratorio y determinar índices metalúrgicos
que permitan precisar la calidad de las operaciones para el beneficio de minerales.
• Proponer la utilización de la “Mesa Gemeni” (mesa vibratoria) en la recuperación final de
minerales detríticos (oro libre), basados en los parámetros técnico-operativos determinados
en los laboratorios.
2.5. FACTIBILIDAD DEL PROYECTO
El proyecto integrador es viable debido a que se cuenta con el talento humano necesario
conformado por el estudiante, los docentes y el selecto grupo de profesionales de “Humanum
Gold”. Además, tiene las condiciones necesarias para poder ser desarrollado de manera
metodológica, sistemática y técnica, aparte que cuenta también con el aval de la academia y la muy
importante colaboración de los mineros, quienes autorizan la intervención del grupo de trabajo, en
sus operaciones. Esto permitirá el desarrollo de los estudios pertinentes para la obtención de
resultados veraces y confiables.
Por último, se cuenta con los recursos económicos, logísticos y tecnológicos necesarios para su
ejecución.
2.6. ACCESO A LA INFORMACIÓN
El acceso a la información es factible ya que se tiene las facilidades de bibliografía; impresa o
digital: obtenida por el autor, proporcionada por el director técnico de “Humanum Gold” y acceso
a internet, la misma que servirá como base teórica importante para el desarrollo del estudio. Se
cuenta asimismo con el permiso respectivo dispuesto por los mineros, para el levantamiento
sistemático y secuencial de toda la información en el campo que compete a la investigación.
13
CAPÍTULO III
3. MARCO TEÓRICO
3.1. LOCALIZACIÓN DEL PROYECTO
El proyecto es desarrollado en la Provincia de Napo, situada en el centro norte de la zona
geográfica denominada como región amazónica. Políticamente ésta limita al Este con la provincia
de Francisco de Orellana, al Sur con Pastaza, y al Norte con Sucumbíos, todas pertenecientes a la
misma Amazonía; mientras que, al occidente, limita con las provincias de la región andina:
Pichincha, Cotopaxi y Tungurahua (Gráfico 1).
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UBICACIÓN GEOGRÁFICA DE LA PROVINCIA DEL NAPO
Gráfico 1: Ubicación geográfica de la provincia del Napo
15
Se han seleccionado dos sectores para el levantamiento de la información, debido a sus
características geológicas-mineras, a fin de obtener datos estadísticamente representativos para la
presente investigación.
El primer sector San Pedro jurisdicción de la parroquia Ahuano, terrazas aluviales del río
Huambuno, el mismo que se encuentra en el flanco Este del levantamiento Napo.
La segunda zona, se localiza en las terrazas aluviales a lo largo de la orilla occidental del río Anzu,
que se extiende desde el río Pioculin al Norte hasta el río Juniang al Sur y al Oeste de las
estribaciones de la cordillera de los Llanganates, jurisdicción del cantón Carlos Julio Arosemena
Tola.
3.2. VÍAS DE COMUNICACIÓN Y ACCESO AL ÁREA DEL PROYECTO
El acceso se lo realiza mediante el eje vial amazónico en auto, por las carreteras asfaltadas que
unen la capital (Quito) con Papallacta, Baeza y Tena, desde allí se puede continuar hasta el sector
conocido como La Punta en donde se podrá cruzar el rio Napo por medio de una gabarra y acceder
hacia la parroquia del Ahuano, que se encuentra a aproximadamente 5 minutos. El ingreso a la
zona de estudio se realiza en vehículos todo terreno en un viaje de 35 minutos
El acceso a la segunda área se lo puede realizar por la misma carretera desde Quito hasta Tena y
de ahí continuar hacia el cantón Carlos Julio Arosemena Tola, o mediante la carretera Quito-
Ambato-baños-Puyo- Carlos Julio Arosemena Tola, con un viaje aproximado de 4 horas de
duración, desde allí mediante caminos lastrados se puede acceder a las zonas de estudio, en
vehículos aptos para estas condiciones, llegar al sitio tomara 30 minutos. Cabe mencionar también
que se puede llegar a la ciudad de Tena por vía aérea, por la ruta, Quito-Tena, o por la ruta
Latacunga-Tena.
16
3.3. GEOLOGÍA
3.3.1. Geología regional
Como referencia se ha considerado la Hoja Geológica de Puerto Napo, escala 1: 100,000 (1986),
publicada por el Instituto Ecuatoriano de Minería. La geología regional está constituida por todas
las formaciones geológicas incidentes en la zona estudiada, comprende las formaciones Napo,
Tena, Tiyuyacu, Chalcana, Arajuno y Chambira, las mismas que tienen afloramientos al Sur y al
Sureste de la subcuenca del rio Napo, y también todos los depósitos superficiales representados
por terrazas de tipo T1 y T2 cuya altitud varía desde los 350 a los 600 m.s.n.m.
Esta parte de la zona sub-andina, se encuentra afectada por el levantamiento Napo.
Geomorfológicamente se caracteriza por colinas bajas y mesetas onduladas que van desde los 600
a los 1000 m.s.n.m. formadas por rocas de edad Cretácea. Las rocas intrusivas, de textura granítica
presentan: cuarzo, plagioclasa, ortoclasa, biotita, hornblenda, clorita, cortadas por diques aplíticos
y lamprófiros de hasta 15 m de espesor, están representadas por el batolito Abitagua-Guacamayo.
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Gráfico 2: Hoja Geológica de Puerto Napo, escala 1: 100,000 (1986)
Fuente: Instituto Ecuatoriano de Minería (1986)
FORMACIÓN NAPO (Cretáceo medio)
La Formación Napo constituye la secuencia más importante en la Cuenca Oriente Ecuatoriana,
consiste de una sucesión de calizas fosilíferas grises a negras, areniscas calcáreas y abundantes
lutitas negras, azules y verdosas. Esta formación tiene espesor variable comprendido entre los 200
a 700 metros y sobre yace a la Formación Hollín, también de edad Cretácica.
FORMACIÓN TENA (Cretáceo superior)
Se encuentra sobre yaciendo a la Formación Napo, en contacto aparentemente concordante,
sugiere un cambio de facies muy brusco de un ambiente de sedimentación marino profundo a uno
de depositación somero, las rocas presentan gran cantidad de diaclasas y alteración. Se compone
principalmente de areniscas de grano medio a fino, interestratificadas con limolitas, arcillas rojas,
lutitas y areniscas calcáreas conglomeráticas de color gris o gris-verdoso. La potencia de esta
formación puede alcanzar los 1000 m.
18
FORMACIÓN TIYUYACU (Paleoceno Superior a Eoceno Inferior)
Formada en un ambiente fluvio-lacustre y en parte marino, de poca profundidad, se halla
constituida por conglomerados, areniscas y arcillolitas que descansan sobre la Formación Tena.
Los conglomerados presentan clastos de 6 a 7 cm, sub redondeados a redondeados, y compuestos
principalmente de cherts y cuarzo lechoso y en menor proporción cuarcitas, las arcillolitas que
conforman la matriz son oxidadas y por lo general abigarradas, rojo-verde en la parte inferior y
rojo café-azul amarillento en la parte superior, dándole una apariencia multicolor. La potencia
varía entre 200 a 700 m.
FORMACIÓN CHALCANA (Oligoceno Inferior – Superior)
También del Terciario, descansa en concordancia con la formación inferior. Está compuesto por
estratos horizontales o sub-horizontales de limolitas, areniscas y conglomerados en transición
gradual con la formación Tiyuyacu, que incluso puede considerarse como una extremidad superior
de la misma. Los sedimentos son siempre de origen marino de baja profundidad, la potencia
promedio es de 800m. Sobre esta formación, en contacto de transición, se deposita la formación
Arajuno (Balseca, 2005).
FORMACIÓN ARAJUNO (Oligoceno-Mioceno Inferior)
Es fluvio-deltaico-continental, aflora en el flanco Este del Levantamiento Napo, sobre el sector de
los ríos Pusuno y Huambuno, consiste en una potente secuencia de más de 1.000 m. con
variaciones litológicas y presenta tres niveles bien diferenciados: uno inferior, formado por capas
sub-horizontales de conglomerados calcáreos en matriz arenosa con micas y hornblends, el
conjunto presenta un color verdoso característico; un nivel intermedio compuesto por arcillas de
color rojo púrpura entremezcladas con areniscas de color gris de grano medio a grueso, nódulos
19
de piedra caliza y limolita; y el nivel superior, consiste en estratos de arenisca de grano grueso,
capas de arcilla azulada y conglomerados de cuarzo en matriz arenosa.
FORMACIÓN CHAMBIRA (Mioceno Superior – Plioceno)
Con espesor de 1000 a 1500 m, está compuesta principalmente por conglomerados gruesos de 20
cm de diámetro, cuarzo y rocas metamórficas en matriz arenosa. Es una sucesión de areniscas de
cuarzo, conglomerados de clastos gruesos, arcillas bentoníticas, capas de lignito estratificado que
se intersecan, improntas de hojas, abundante sílice y material vegetal de lignito, es de origen
continental en un entorno de piedemonte originada durante una intensa erosión de la Cordillera al
Oeste.
FORMACIÓN MERA (Cuaternario)
Formada por conglomerados poliglíticos con predominio de clastos volcánicos (90%). El resto son
metamórficos e intrusivos, y una matriz de arena compacta de toba que se origina en la Cordillera
Real, desde donde se arrastraron y depositaron en un entorno fluvio-lacustre formado por grandes
abanicos y terrazas aluviales, son atribuidos al Holoceno y se distribuyen en los alrededores de los
ríos principales, como el Jantunyaku, Anzu, Napo, Pano, Huambuno, Piocculín, Ila y en otros ríos
secundarios.
Tabla 2: Secuencia geocronológica de la cuenca amazónica
SECUENCIA GEOCRONOLÓGICA DE LA CUENCA AMAZÓNICA
Formación Edad Litología Ambiente de
formación
Mera Cuaternario Gravas con matriz concrecionada de arenas
y arcillas Fluvio-lacustre
Chambira Plioceno Conglomerados de grano grueso, arcillas
bentoníticas y capas de lignito Continental-fluvial
Arajuno Mioceno
Conglomerados calcáreos en matriz arenosa
con micas y hornblendas, y arcillas de
diversos colores
Fluvio-deltaico-
continental
Chalcana Oligoceno Limolitas, areniscas y conglomerados Marino de baja
profundidad
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Tiyuyacu Eoceno
inferior
Lutitas gris verdosas, conglomerados,
areniscas y arcillolitas
Marino poco
profundo
Tena Cretáceo
superior Arcilla, limolitas, lutita y arenisca calcárea Marino lacustre
Napo Cretáceo
medio Lutitas, calizas y areniscas
Marino de
transgresión (fase
recesiva)
Fuente: Jhonathan Tupiza (2019)
3.3.2. Geología local
Localmente los depósitos superficiales objeto de estudio, están representados por las terrazas
aluviales correspondientes a la formación geológica Mera, con predominio de clasto volcánicos,
las mismas que se pueden definir como placeres aluviales que consisten en antiguos cauces de ríos
recubiertos por varios eventos geológicos relativamente jóvenes formando así los denominados
depósitos detríticos, en este caso aloja contenidos auríferos importantes, éstos se encuentran
alejados del actual cauce del río, y cubiertos por varias capas de composición distinta que son
fácilmente diferenciables.
El área corresponde a las microcuencas de los ríos Anzu y Huambuno, donde predomina las
litologías que conforma la formación Mera. En el río Huambuno, se puede observar en su lecho y
terrazas la presencia de grava aluvial con potencia que varía desde los 1,5 hasta los 4 metros, está
compuesta por clastos moderadamente clasificados y redondeados de tamaño variable dentro de
una matriz concrecionada de arena y arcilla. La parte superior de la grava se encuentran
sobreyacida por capas de micro conglomerados de origen volcánico, como basaltos, que presentan
alteración hidrotermal; y, obsidiana, cuarzo ahumado y citrino; sobre estos, se puede observar
claramente una capa de arcilla y luego está la cubierta vegetal con rastros de ceniza volcánica. En
algunos de los sitios se puede observar además sobre la grava, una capa de suelo antiguo
(paleosuelo) y arcilla de consistencia muy plástica y color gris muy característico.
21
Finalmente encontramos los depósitos superficiales representados por las terrazas, con potencia
de entre 2 a 6 m, formadas por los ríos. En nuestro caso, los diferentes niveles de terrazas aún no
se han diferenciado bien en el río Anzu y sus afluentes, considero al menos la existencia de tres
niveles de terraza. En general la grava tiene una estructura caótica, con clastos poliglíticos (de
diferente litología) de todos los tamaños, bloques de hasta 5 m de diámetro pueden verse en el sitio
con una matriz de arena y grava. Los depósitos aluviales modernos son importantes en el lecho del
río Anzu. Los afluentes tributarios, dada su baja capacidad y competencia, no muestran grandes
acumulaciones (Balseca, 2005).
En cuanto a las estructuras geológicas, las más importantes son las que tienen rumbo Norte-Sur,
paralelas al rumbo andino (en la zona aparece la falla de Guacamayos), que controlan el curso de
los ríos principales. Las estructuras secundarias también controlan el flujo de afluentes que corren
de este a oeste y de oeste a este.
Sobre la génesis del oro actualmente presente en las terrazas y en el lecho de los ríos, podemos
decir que tiene su origen principalmente en los depósitos terciarios, especialmente en los
conglomerados de la formación Tiyuyacu de origen marino-continental, arrastrados desde el
Cratón Guyano-brasilero, por ríos de dirección predominante este-oeste que, presenta un
“Backgraund” muy alto en oro. El socavamiento posterior de los ríos, que ahora tienen una
dirección oeste-este, que también atrapa el oro de la Cordillera Real, ha enriquecido las terrazas
jóvenes y deposita el oro en las playas y barreras aluviales modernas. Este proceso se repite durante
cada inundación, lo que explica por qué los lechos de los ríos se pueden explotar repetidamente
(Balseca, 2005).
22
3.4. RESERVAS (POTENCIAL AURÍFERO DE LA PROVINCIA DEL NAPO)
La provincia del Napo se caracteriza por tener un gran potencial en cuanto a reservas de oro se
refiere, por lo que cuenta con una gran cantidad de permisos artesanales y concesiones inscritas en
el Catastro Minero Nacional algunas de las cuales pertenecen a grandes empresas cuya área
designada para su explotación comprenden miles de hectáreas. En general la provincia del Napo
cuenta con 94 permisos artesanales, 58 concesiones para Pequeña minería, 1 concesión para
mediana minería y 5 por definir su régimen, que, representan 33733 hectáreas mineras y se
encuentran registrados en el Catastro Minero, con fecha de corte al 12 de junio del 2019, según el
Sistema de Gestión Minero del ARCOM, para la explotación de minerales metálicos.
Tabla 3: Áreas mineras en la provincia del Napo
ÁREAS MINERAS DEL NAPO SUPERFICIE DE LAS ÁREAS
Hectáreas (ha)
Régimen de minería Inscrita Trámite Total Inscrita Trámite Total
Tipo de minería
MEDIANA MINERÍA 1 1 2194 2194
Metálico 1 1 2194 2194
PEQUEÑA MINERÍA 49 23 72 20635 4064 24699
Material de construcción 8 8 112 112 Metálico 37 21 58 20199 4057 24256
No metálico 4 2 6 324 7 331
RÉGIMEN GENERAL 9 2 11 9150 114 9264
Material de construcción 2 2 114 114 Metálico 5 5 6724 6724
No metálico 4 4 2426 2426
Total 58 26 84 29785 6372 36157
Régimen de minería Inscrita Trámite Total Inscrita Trámite Total
MINERÍA ARTESANAL 102 17 119 608 101 709
Material de construcción 19 5 24 114 30 144 Metálico 82 12 94 488 71 559
No metálico 1 1 6 6
Total 102 17 119 608 101 709
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Fuente: Sistema de Gestión Minero del ARCOM, corte junio del 2019
3.5. CARACTERÍSTICAS RELEVANTES DEL PROYECTO
La evaluación realizada se encaminó en determinar los puntos frágiles que presenta el sistema de
beneficio utilizado por los mineros (clasificación y concentración en las estructuras denominadas
“Z”) mediante la evaluación detallada del circuito de concentración-liquidación del oro, el
mismo que se determina no eficiente, por lo cual se propone la implantación de tecnologías limpias
y eficientes, basadas en los principios de la concentración gravimétrica que, conduzca a mejorar
los índices de eficiencia y eficacia, incrementando la recuperación del oro y disminuyendo los
impactos ambientales.
Durante la ejecución de la investigación, se evaluó cinco casos donde se ejecutan estas operaciones
mineras, operadores mineros que aceptaron voluntariosamente incorporarse al proyecto. Con el
objetivo de mantener la confidencialidad y garantizar la confianza y neutralidad de los resultados
de cada operación, se le asigno un código de identificación, nomenclatura que permitió diferenciar
el tipo de operador minero, que para los propósitos de investigación fueron suficientes, tal como
se muestra en la tabla 4:
Tabla 4: Codificación de las operaciones
OPERACIONES EVALUADAS POR EL PROYECTO "HUMANUM GOLD"
NO CÓDIGO
1 HG-10
2 HG-11
3 HG-12
4 HG-13
5 HG-14
Fuente: “Humanum Gold” (2019)
24
3.5.1. Descripción General del proceso minero
Cada una de los operadores mineros de la zona de intervención, realiza su proceso de extracción y
beneficio del oro aluvial de manera muy similar, tal como está representado en el Gráfico 3.
25
PROCESO EXPLOTACIÓN-BENEFICIO DE LAS OPERACIONES B
ENEF
ICIO
EX
PLO
TAC
IÓN
Reconformación
del terreno
Preparación
Desbroce (Retiro
de capa orgánica) Destape (Retiro de
sobrecarga)
Lavado y
clasificación
Stock de grava aurífera
para el lavado
Fundición
Reconcentración Recuperación del
concentrado
Extracción de la
grava aurífera
DORE
Retiro de grava
lavada (Descole)
Comercialización
del oro
Gráfico 3: Diagrama de flujo: Proceso de explotación y beneficio
Elaborado por: Jhonathan Tupiza (2019)
26
La operación consta principalmente de dos fases: los procesos de explotación y beneficio.
A. EXPLOTACIÓN:
Según el artículo 27, literal e, de la Ley de Minería de la Republica del Ecuador, el proceso de
explotación “comprende el conjunto de operaciones, trabajos y labores mineras destinadas a la
preparación y desarrollo del yacimiento y a la extracción y transporte de los minerales”
El proceso de explotación tiene las siguientes etapas las cuales se describen, seguidamente:
Desbroce (Remoción de capa orgánica)
Consiste en la retirada de la capa vegetal que cubre al mineral, compuesta de suelo, arbustos y
árboles, que cubren el yacimiento.
Destape (Destape del mineral)
Es la remoción de la sobrecarga que se encuentra cubriendo la grava aurífera, la cual es necesaria
extraer para acceder al depósito, esta capa está compuesta de limo arcilloso principalmente.
Arranque y stock del mineral
Se refiere a la extracción de la propia grava aurífera, la cual es acumulada cerca de la clasificadora
“Z”, y cargada continuamente.
Retiro de la grava ya lavada (descole)
Una vez terminado el proceso de cargado, se procede con lavado del material y a la remoción de
los cantos rodados no condicionados para obtener espacio disponible y continuar con el ciclo.
Reconformación
Remediación del terreno, mediante la restauración a su forma original y la revegetación.
B. BENEFICIO:
En la fase de beneficio actualmente se utiliza el principio de concentración por gravedad. En esta
fase se distinguen las siguientes etapas:
27
• Extracción del mineral (fase de explotación), continua con:
• Alimentación a la “Z”
• Lavado y clasificación
• Recuperación del pre-concentrado
• Procesos de reconcentración
• Fundición
Estos se analizarán con mayor detalle en el numeral 3.7.2. pues es el objetivo principal de la
evaluación.
3.6. IDENTIFICACIÓN DE LOS PARÁMETROS A INVESTIGARSE
Para llevar a cabo el estudio es necesario identificar los parámetros que intervienen en los procesos
de explotación y beneficio, los cuales son:
3.6.1. Parámetros hidrometalúrgicos
CARACTERÍSTICAS DE LA GRAVA
• Volumen de sobrecarga
• Potencia de la grava aurífera
• Granulometría (Identificar el tamaño de la grava, ya que determina el equipo concentrador)
• Contenido de oro (Tenor)
• Bedrock (Profundidad de la terraza aluvial)
28
Gráfico 4: Perfil y Características de la grava aurífera
Elaborado por: Jhonathan Tupiza (2019)
CARACTERÍSTICAS DEL ORO ALUVIAL
• Granulometría
• Morfoscopía (Forma del oro)
• Pureza (Quilataje)
3.6.2. Parámetros técnico-operativos
• Volumen del bloque de explotación (Cubicación de la grava aurífera y porcentaje de oro
aluvial)
• Volumen de mineral tratado (Volumen de alimentación)
• Volumen del concentrado
• Volumen del relave
POTENCIA COMPOSICIÓN
COBERTURA
VEGETAL0,5 m Suelo orgánico
SOBRECARGA 1,5 m Arcillas
GRAVA
AURÍFERA
2-4 m
Composición
Granulométrica:
30 cm 25-30 %
2,5-30 cm 50 %
0,2-2,5 cm 15 %
<0,2 cm 5-10 %
Matriz arcillo - arenosa
mezclada con cantos
rodados compuestos
de basaltos, tobas y
andesitas. Ley 0,18 g/t
BEDROCK profundidad > 4 mPizarras verdosas y
lutitas
REGISTRO
CORTE VERTICAL HG-14
Au
AuAu
29
3.7. SISTEMAS GRAVIMÉTRICOS DE RECUPERACIÓN
3.7.1. Fundamentos teóricos de concentración gravimétrica
3.7.1.1. Concentración gravimétrica
La concentración gravimétrica constituye el método más sencillo y económico de los procesos de
recuperación de minerales detríticos, el cual aprovecha la densidad de los minerales entre ellos la
relativa alta densidad de el oro. Sobre esta base y aprovechando la fuerza de gravedad que actúa
sobre las partículas y la respuesta de las mismas al empuje y arrastre producido por un fluido, su
funcionamiento es relativamente simple. Con costo de operación reducido en comparación con
otros métodos que tienen el mismo fin, permitiendo además la recuperación del mineral útil en un
amplio rango de tamaños.
3.7.1.2. Principio de funcionamiento
Bouchard (2001) afirma que “Cuando dos partículas de igual volumen y de peso específico
(densidad) diferentes, caen al mismo tiempo en un fluido; la partícula que tiene mayor peso
específico, tendrá una velocidad de caída superior a la de menor peso específico”.
En esencia, las partículas de mineral son separadas en virtud de su diferencia de densidad,
cuanto más grande es la diferencia de densidad entre dos minerales, más fácilmente pueden ser
separados. Sin embargo, las partículas muy pequeñas, presentan mayor resistencia a la fuerza de
gravedad y se vuelven inestables debido a la viscosidad del fluido, haciendo que, disminuya
bruscamente la eficiencia de la concentración gravimétrica (Balseca, 2005)
Los métodos de concentración gravimétrica se dividen en tres tipos fundamentales o categorías:
a) SEPARACIÓN EN MEDIOS DENSOS
Las partículas son sumergidas en un líquido de densidad intermedia, donde las más livianas flotan
mientras que las de mayor peso específico precipitaran.
30
Para una eficiente separación en medios densos, se deben cumplir las siguientes condiciones:
• La densidad del fluido debe tener un valor intermedio, entre la de los materiales a separar
• El medio denso debe tener una viscosidad lo más baja posible a fin de disminuir las fuerzas
de interacción sólido-líquido, permitiendo una adecuada velocidad de asentamiento.
• El material que modifica la densidad del fluido para la generación del medio denso, debe
tener el mayor peso específico posible, a fin de no aumentar la viscosidad al momento de
incrementar la densidad del fluido.
• Se debe producir un fluido de viscosidad mínima y muy estable para mantener sus
propiedades con la agitación mínima.
b) SEPARACIÓN EN LECHOS ESTRATIFICADOS
Es el mecanismo utilizado en los llamados “jigs”, los cuales pueden ser hidráulicos o neumáticos,
aquí el movimiento en pulsos provoca la estratificación en lechos de las partículas en una corriente
vertical. Los mecanismos que controlan esta estratificación son los propuesto por (Bustamante,
Gaviria, & Restrepo, 2008):
• La aceleración diferencial al inicio de la caída
• La sedimentación obstaculizada
• Un nivel de energía potencial mínimo
• El escurrimiento intersticial
c) SEPARACIÓN EN FLUJO LAMINAR O PELICULAR (FILMS), O CORRIENTE
CONTINUA DE PULPA
Es el principio utilizado en la clasificadora “Z” en el canalón tradicional y de la “Mesa Gemeni”,
también en concentradores centrífugos, mesas vibratorias, y concentradores en espiral.
31
El proceso está basado en la concentración en corriente continua de pulpa; se obtendrá la formación
de capas de partículas, las cuales estarán estratificadas en función de su peso específico, las livianas
quedarán en la parte superior y las pesadas en el fondo de la superficie del dispositivo.
3.7.1.3. Concentración en flujo laminar
El “Flujo laminar o pelicular” (ver Gráfico 5), consiste en hacer correr un líquido, el cual forma
una capa de líquido (agua) que circula a lo largo de un plano inclinado, cuya velocidad mínima
(Vo) se encuentra en el contacto con la superficie y máxima (Ve) en la parte superior del manto o
capa. El espesor (e) de la pulpa en el canalón, depende de varios parámetros, tales como: el caudal
de alimentación, longitud e inclinación del plano inclinado (α), la viscosidad de la pulpa,
rugosidades de la superficie y obstáculos opuestos a la circulación de la corriente.
Gráfico 5: Perfil de la velocidad de un fluido en un plano inclinado
Fuente: Bustamante et al., (2008)
La ubicación de la partícula en un plano inclinado simple, resulta de dos procesos principales: la
infiltración a través de la capa de fluido y la distancia recorrida paralela al plano inclinado.
32
Infiltración a través del manto fluido
Se refiere a la capacidad de la partícula de atravesar la capa del fluido desde la parte superior hasta
el contacto con la superficie del plano inclinado, la duración de este proceso está determinada por
varios factores como: la densidad de la pulpa, espesor de la capa de pulpa, la velocidad de la
corriente o caudal, el peso específico y la morfoscopía de las partículas. Durante este proceso las
partículas están sometidas a fuerzas de arrastre y sedimentación por gravedad; el tiempo de
duración de la caída de la partícula determinará la posición final de la misma en el plano inclinado,
mientras más grosera sea la partícula, mayor será la distancia de arrastre, igualmente, mientras
mayor es el peso específico, menor será la distancia a la que es arrastrada, tal como se muestras en
la Gráfico 6.
Gráfico 6: Infiltración y recorrido de la partícula a través de la capa de fluido
Fuente: Modificado de Houot & Joussement
Distancia recorrida al plano inclinado
Tomando en cuenta que existen dos formas de transporte de partículas en un fluido que son: de
fondo (saltación y rodado) y de suspensión; en función del peso específico, del tamaño y
morfología de las partículas, estas estarán sometidas a diferentes fuerzas independientemente de
si están o no en contacto con el plano inclinado.
33
Las fuerzas que actúan sobre la partícula se pueden observar en el Gráfico 7, la fuerza de empuje
(F1) producida por el líquido sobre la partícula no es constante, ésta varía según la posición de la
partícula; y a las de mayor tamaño transmite un momento que provoca la rotación de las mismas,
además la fuerza de gravedad que actúa sobre la partícula tiene dos componentes una perpendicular
al plano inclinado y una paralela a él, que favorece el movimiento. La fuerza de fricción (F2) es
contraria al movimiento de la partícula pues se opone al mismo.
Gráfico 7: Fuerzas que actúan sobre la partícula dentro del manto de fluido
Fuente: Modificado de Bustamante et al., (2008)
Dilatación de la pulpa
Esta es producida mediante una acción combinada de la fuerza de empuje del líquido, el cambio
de flujo laminar a flujo turbulento y la obstrucción que producen las partículas más finas y planas;
lo que obliga a las más gruesas a saltar sobre ellas, la formación de turbulencias junto a las
partículas gruesas; producen el levantamiento y arrastre secundario de las partículas livianas, finas
(Balseca, 2005).
34
Estratificación del flujo
La obstrucción de las partículas produce un retardo en el movimiento, excepto las muy finas que,
logran escurrirse y pasar entre las grandes. Al mismo tiempo, las partículas ligeras de mayor
tamaño, tienden a flotar sobre una capa de partículas pesadas y son expulsadas hacia la parte
superior de la capa de fluido, produciéndose lo que se denomina “expulsión selectiva” (S.
Bouchard. 2001).
3.7.1.4. Funcionamiento del canalón tradicional
El canalón tradicional es ampliamente utilizado para la recuperación de minerales en grano (oro
aluvial) en el Ecuador, debido a la simplicidad de su mecanismo y la facilidad de construcción e
implementación. El canal inclinado utiliza una corriente de agua abundante y rápida, cuya
agitación no es suficiente para mantener las partículas en suspensión, en el canal se implementan
una serie de (rifles), que son obstáculos instalados artificialmente para producir el cambio de
régimen de flujo, de laminar a turbulento, el cual favorece a la caída y el depósito de la partícula
(Gráfico 8).
Gráfico 8: Cambio de flujo de laminar a turbulento por la presencia de obstáculos
Fuente: Modificado de Blazy & Joussemnet
35
Con estas condiciones se logra que las partículas más pesadas logren depositarse en primer lugar
sin recorrer grandes distancias a través del canal, mientras que los espacios entre los rifles se
enriquecen de manera progresiva con minerales pesados, hasta que el canalón este completamente
saturado de mineral.
Una vez que se ha determinado que el canalón está completamente saturado se paraliza la
operación y se procede a retirar el material retenido, esta operación es muy común en los sitios
que utilizan dragas.
3.7.1.5. Requerimientos necesarios para una eficiente concentración gravimétrica
Para obtener una buena concentración del mineral se debe considerar los siguientes aspectos.
a) Liberación de las partículas:
Una buena liberación del mineral de la ganga proporciona una eficiente concentración por
gravimetría, ya que las partículas mixtas (ganga y mena) no tendría una evidente separación entre
ellas, este grado de liberación es conocido como “malla de liberación” propuesto por Bouchard
(2001). Es por esta razón que la concentración gravimétrica es muy recomendable para depósitos
detríticos debido a que el metal de interés (oro) se encuentra totalmente libre.
b) Distribución de tamaños en la alimentación:
Una partícula a pesar de su elevado peso específico si su tamaño es muy pequeño, se comportará
hidráulicamente como una partícula liviana y no se daría una buena separación; por lo que lo más
recomendable es no tener una distribución granulométrica muy amplia, ya que la velocidad de
sedimentación de la partícula depende tanto de su densidad como de su tamaño.
c) Forma de las partículas:
36
Las partículas a pesar de tener igual peso específico, presentan un comportamiento
hidrodinámicamente distinto de acuerdo a su forma, así las partículas de forma laminar se
comportan distintamente a las esféricas e irregulares.
d) Criterio de concentración:
Es un índice que indica la facilidad o dificultad para separar un mineral de la ganga a través de
procesos gravitacionales sin la necesidad de considerar la forma de las partículas, este fue
inicialmente sugerido por Taggart (1945), quien se basó en su experiencia en la industria. Esto se
explica, en el numeral 5.3.1.6.
e) Disponibilidad de agua:
La concentración por gravimetría se efectúa en medios acuosos, generalmente es importante tener
la suficiente cantidad de agua disponible en el sitio donde se realice el beneficio. Además, esto
deberá considerar la calidad del agua, puesto que un agua con limos o demasiado turbia, no es
recomendable, sin antes haber tenido un debido proceso de sedimentación en piscinas para
clarificarla, la razón es que la turbidez (presencia de arcillas) aumenta la viscosidad, la cual afecta
a la eficiencia en la concentración.
3.7.1.6. Criterio de concentración (CC)
Para obtener una eficaz separación entre los sólidos, debe existir una notable diferencia entre sus
pesos específicos, ya que, si estos presentan densidades similares, su respuesta a las fuerzas en el
flujo serán semejantes, dificultando su separación.
El criterio de concentración puede ser fácilmente calculado mediante la expresión proporcionada
por (Taggart, 1945) o (Wills, 1988)
Ecuación 1: Criterio de concentración
𝐶𝐶 =𝐷ℎ − 𝐷𝑓
𝐷𝑙 − 𝐷𝑓
37
Donde:
Dh, es el peso específico del mineral pesado.
Dl, es el peso específico del mineral ligero, y
Df, es el peso específico del fluido o pulpa.
En la práctica, el cálculo del criterio de concentración (CC), se realiza usando el Gráfico 9, en
donde se puede observar el valor absoluto (CC), se obtiene interpretado lo siguiente: 1. Si el valor
CC de este cociente es superior a 2,5 (CC>2,5) la separación gravimétrica será relativamente fácil;
2. caso contrario, si éste valor de CC disminuye, se tendrá dificultades en la separación, y 3. sí es
inferior a 1,25 (CC<1,25) la separación gravimétrica no se considera económicamente rentable.
Gráfico 9:Criterio de concentración (CC) a diferentes tamaños de partículas
Fuente: Burt, Gavity Concentration Technology, (1984)
En la Tabla 5 se muestra la relación entre el criterio de concentración y la facilidad para realizar
una separación por gravedad.
38
Tabla 5: Rangos: criterio de concentración
Fuente: (B.A. Wills, 1988)
Para el caso de los depósitos aluviales de los materiales de las terrazas de los ríos Anzu y
Huambuno, los cuales son objeto del presente proyecto. Donde la grava contiene oro libre es fácil
separar la ganga cuya composición es de cuarzos, y minerales magnéticos (ilmenitas y magnetitas).
Tomando en cuenta que el fluido utilizado es agua y utilizando la ecuación 2, se tiene que el valor
de CC= es 5,13, tal como se muestra a continuación:
Dh = 19 (oro)
Di = 4,5 (ganga)
𝐶𝐶 =19 − 1
4,5 − 1= 5,13
Este resultado obtenido de CC> 2,5, demuestra que la separación es eficiente y rentable.
3.7.2. Concentración mediante la clasificadora tipo “Z”
3.7.2.1. Descripción de la clasificadora “Z”
Se trata de un equipo metálico que tiene forma muy parecida a la letra z, de ahí su característico
nombre. Esta es una construcción muy rudimentaria, cuyo principio de funcionamiento es similar
a la del canalón tradicional; utilizada desde hace mucho tiempo en el Ecuador por los mineros para
la recuperación de oro de carácter aluvial. Su aceptación en la utilización se debe a la simplicidad
de su construcción y funcionamiento; ya que, no se requiere personal especializado para su
operación, por lo que su implementación resulta muy económica. Como contraparte no se tiene
39
certeza de la eficiencia que ésta posee para la recuperación del oro, por lo que se estima que las
pérdidas son de una magnitud muy considerable, siendo este un punto fundamental de la
investigación.
3.7.2.2. Características de la clasificadora “Z”
Esta se encuentra constituida de una tolva de alimentación ubicada en la parte superior con cierta
inclinación, la misma que en su extremo final se encuentra conectada a la criba de clasificación,
para eliminar los cantos gruesos previamente lavados. Bajo la criba se encuentran dos canalones
de aproximadamente 4,5 metros de longitud, dispuestos uno bajo el otro y en sentidos opuestos
con inclinación de aproximadamente de 20 a 30 grados, estos canalones están cubiertos por una
gruesa capa de yute y césped sintético, sobre los cuales se encuentran los rifles cuya función será
la de atrapar los minerales pesados, entre ellos el oro; en los espacios entre rifles se ha colocado
una especie de malla metálica gruesa, con el fin de aumentar la superficie efectiva para atrapar las
partículas pesadas. Además, también se encuentran provistos de una manguera de agua ubicada al
frente de la tolva sobre la criba utilizada para lavar la grava, y también se puede observar una serie
de flautas dispuestas sobre la criba cuya función es garantizar un buen lavado de los cantos más
gruesos (Gráfico 10).
40
Gráfico 10: Componentes de la clasificadora "Z"
Elaborado por: Jhonathan Tupiza (2019)
Este es el esquema general que utilizan los mineros de la zona de estudio, algunos han realizado
modificaciones como colocar cribas adicionales o pequeñas porciones de canal bajo la parte final
de la criba razón por la cual se denominaba a la herramienta “ZR”, pero esto no influyen de manera
importante en la eficiencia. Las dimensiones comunes de esta herramienta se encuentran
representadas en el (Gráfico 11)
41
Gráfico 11: Dimensiones de la clasificadora "Z"
Fuente: Balseca V. (2018)
3.7.2.3. Recuperación del oro mediante la clasificadora “Z” (fase de beneficio)
El beneficio, según el artículo 27, literal d, de la Ley de Minería de la Republica del Ecuador, está
considerado como: “un conjunto de procesos físicos, químicos y/o metalúrgicos a los que se
someten los minerales producto de la explotación con el objeto de elevar el contenido útil o ley de
los mismos”. En el Gráfico 12, se ilustra a detalle todas las etapas del proceso de beneficio.
42
PROCESO DE BENEFICIO DEL ORO ALUVIAL
LAV
AD
O Y
CLA
SIFI
CA
CIÓ
N
CO
NC
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AC
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PR
OC
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S D
E
REC
ON
CEN
TR
AC
IÓN
Alimentación
Relaves Q
Relaves J
Relaves M
> 25 mm
Concentrado
o
Superconcentrado
< 25 mm
Agua
RECONCENTRACIÓN MEDIANTE
BARRERA DE YUTES
REL
AV
E TO
TAL
FUNDICIÓN
MATRACA
CRIBA
TINA
CANALONES DE LA “Z”
TOLVA
Grava aurífera < 300 mm
DORE COMERCIALIZACIÓN
Pre concentrado
Gráfico 12: Diagrama de flujo: Proceso de beneficio del oro
Elaborado por: Jhonathan Tupiza (2019)
43
Con este antecedente se puede dividir a la fase de beneficio en las siguientes operaciones:
a) ALIMENTACIÓN DE LA GRAVA AURÍFERA A LA “Z”
La alimentación se refiere a la actividad que consiste en colocar la grava aurífera en la tolva de
alimentación a la clasificadora “Z”, mediante el uso de la excavadora, para el lavado (Fotografía
10).
b) LAVADO Y CLASIFICACIÓN
La grava que llega a la tolva de alimentación es atacada mediante un potente chorro de agua el
cual se encarga de disgregar los materiales que se encuentran entremezclados, y en el cual se
encuentra el metal de interés (oro). En esta etapa también los cantos de mayor tamaño son
eliminados previamente lavados, mediante la criba de clasificación la cual tiene una abertura de 1
pulgada, para permitir el paso únicamente de las partículas con diámetro menor a los 25 mm
(Fotografía 1)
Fotografía 1: Lavado y clasificación de la grava aurífera mediante la clasificadora "Z"
Elaborado por: Jhonathan Tupiza (2019)
Una vez terminado el proceso de lavado y clasificación de todo el bloque de explotación, se
empieza la “liquidación”, que consiste en varias actividades para separar el oro en su totalidad,
mientras la excavadora se dedica a la preparación de un nuevo corte.
44
Las actividades en la liquidación son:
a) RECUPERACIÓN DEL PRECONCENTRADO:
El pre-concentrado (PC) constituye todo el material que queda atrapado en los rifles, yutes, césped
sintético y rejilla metálica, a lo largo de los canalones de la “Z”. Previo a la recolección del
material, se procede a realizar un afinamiento del tamaño de las partículas mediante la eliminación
de los cantos de mayor tamaño que, a pesar de la criba, pasan al pre-concentrado, esta tarea de
reconcentración de los minerales pesados se efectúa en el canalón superior de la “Z”, utilizando
una barrera (rifle) construida con sacos de yute doblados a manera de cilindro. La pulpa que pasa
por sobre el rifle, constituye el relave J.
El pre-concentrado es recogido con la ayuda de palas en recipientes plásticos (tinas ovaladas), de
aproximadamente 180 litros de capacidad. Los yutes y el césped son lavados en el mismo
recipiente, en donde se recoge todo lo que proviene de los canalones (Fotografía 2). Este material
compuesto por gravilla, minerales de ganga y oro, constituye el concentrado (C). Una vez obtenido
el concentrado en la tina, se deja decantar por algunos minutos, a fin de que se asienten las
partículas más finas, después de esto se desaloja el agua y se procede a la reconcentración.
45
Fotografía 2: Recolección del pre-concentrado aurífero: A) recolección de las alfombras, B)
recolección del material de los canalones, C) lavado de los yutes.
Elaborado por: Jhonathan Tupiza (2019)
b) RECONCENTRACIÓN
Consiste en la reducción de la masa de concentrado, para tener un concentrado más rico y con
menor volumen, esto se lo realiza mediante el uso de un canalón metálico portátil de
aproximadamente de 0,6 metros de ancho por 1,20 metros de largo, denominado “matraca” el
mismo que también se encuentra cubierto por una capa de yute y una rejilla metálica; el material
obtenido viene a constituir el concentrado final o super concentrado (SP), el cual se recoge en un
recipiente mucho más pequeño pues su volumen es de aproximadamente 2 litros, pero tiene un
enorme contenido de oro. En esta etapa, además, en algunos sectores se utiliza un imán para separar
los minerales magnéticos del oro, reduciendo aún más el volumen de material.
46
Fotografía 3: Reducción del concentrado mediante el canalón pequeño (Reconcentración
mediante la “matraca”)
Elaborado por: Jhonathan Tupiza (2019)
Liquidación en batea:
En algunas operaciones se realiza esta actividad. Una vez decantada el agua del concentrado se
procede a batear para poder desalojar la ganga, los minerales livianos y parte de minerales pesados,
que por fuerza centrífuga son separados del oro. “la afinación se efectúa hasta que, a criterio del
operador se considera que se ha desalojado la mayor cantidad de minerales pesados” (Balseca,
2005)
c) FUNDICION:
La fundición, según el artículo 27, literal e, de la ley de minería de la República del Ecuador
“consiste en el proceso de fusión de minerales, concentrados o precipitados de éstos, con el objeto
de separar el producto metálico que se desea obtener, de otros minerales que los acompañan”
47
Aquí el superconcentrado es separado de los minerales magnéticos mediante un imán, y
posteriormente fundido obteniendo el oro, para su comercialización. Una vez realizado el proceso
de fundición se obtiene el llamado “dore” o esponja de oro (Fotografía 4)
Fotografía 4: Dore, esponja de oro después de la fundición
Elaborado por: Jhonathan Tupiza (2019)
3.7.3. Concentración gravimétrica en mesa vibratoria
Las mesas concentradoras son aparatos de concentración por gravedad que se basan
principalmente en el uso del flujo laminar sobre una superficie inclinada, estas responden al
principio de fluidización de las partículas y a la separación por diferencia entre pesos específicos.
a) Fluidización de las partículas:
La fluidización de las partículas permite la separación de las mismas en función de sus propiedades
físicas: tamaño (granulometría) y densidad. En este proceso las partículas sólidas toman un
comportamiento propio de un líquido cuando son atravesadas por una corriente de agua.
Las partículas fluidizadas de minerales ligeros son arrastradas en suspensión por el flujo de agua,
mientras que las partículas de minerales pesados no fluidizados, se depositan en el fondo de la
superficie de la mesa
48
b) Separación gracias al peso específico
La separación se produce gracias al peso específico y al tamaño de las partículas minerales sobre
el plano inclinado, provisto de rifles longitudinales, perpendiculares a la dirección del flujo de
agua.
La mesa se encuentra animada mediante golpes los cuales ocasionan un movimiento longitudinal
asimétrico, generando vibraciones que producen la separación de las partículas ubicadas entre los
rifles, de acuerdo a su peso específico y tamaño. Las partículas se mueven a lo largo de los rifles
y las que escapan de uno, son arrastradas por la capa de agua hacia el siguiente rifle y así
sucesivamente. La mesa presenta un amplio rango de aplicación con respeto a la granulometría
(Gráfico 13).
Gráfico 13: Aplicación de la mesa vibratoria en relación al tamaño de partícula
Fuente: Modificado de Burt, Gavity Concentration Technology, 1984
En la mesa las partículas se diferencian a manera de bandas en abanico agrupándose entre
partículas de similar peso específico, formando las llamadas “cejas”, las cuales se pueden apreciar
49
de manera muy clara (ver Fotografía 5). La posición final de las partículas está definida por su
densidad, de manera que las partículas más ligeras siguen la misma dirección que la película de
agua, las de densidad intermedia; salen en dirección diagonal al punto de recolección, y finalmente
las partículas de densidad mayor (mineral útil) avanzan a lo largo de los rifles hasta llegar al
extremo opuesto a la alimentación del mineral.
Fotografía 5: Bandas formadas por diferencia en peso específico de las distintas familias de
partículas
Elaborado por: Jhonathan Tupiza (2019)
Una característica principal de las mesas vibradoras es su versatilidad, ya que estas permiten una
amplia variación en sus parámetros operativos permitiendo a su vez que se pueda adaptar al
material de alimentación que se necesite tratar. Debido a que el proceso de concentración es
llevado a cabo a la vista sobre la superficie de la mesa, cualquier cambio en sus parámetros, como:
inclinación longitudinal y transversal, cantidad de agua, etc., producirá cambios en el
comportamiento del material, que pueden ser visualizados inmediatamente (Wotruba, Hruschka,
Hentschel, & Priester, 1998)
50
Las mesas vibradoras de laboratorio, son aparatos rápidos, prácticos y capaces de tratar gran
número de muestras de pequeño volumen. Una de las aplicaciones fundamentales de su empleo
es; facilitar el diseño de una unidad de tratamiento de minerales (Vincent, 1997).
Con frecuencia las mesas vibradoras son incapaces de lograr una separación efectiva de partículas
cuyo tamaño sea menor a 75µm, a excepción de la “Mesa Gemeni” que fue diseñada
específicamente para la recuperación de oro y que presenta además, la ventaja de tratar muestras
muy pequeñas (<300g) hasta muestras de algunos Kg, según el modelo de la misma (Balseca,
2005).
Liu (1989) utilizo la “Mesa Gemeni” para determinar el índice de Oro Recuperable por Gravedad
(ORG), o Gravity Recoverable Gold (GRG), por sus siglas en inglés, mediante ensayos de
laboratorio. En el ensayo utilizó 400g de muestra no preparada como alimentación a la mesa, a fin
de obtener cuatro subproductos: un concentrado, un relave(cola) y dos fracciones de mixtos; el
rendimiento de oro en el concentrado fue inicialmente de 78%, luego de reprocesamiento de los
mixtos se obtuvo un incremento de aproximadamente 12% obteniendo un rendimiento final que
superó el 90% con colas de muy baja ley. Esto era parte de un programa de optimización, pues una
mesa de gran tamaño fue programada para ensayos en 1989 en “Les Mines Camchib”.
3.7.4. La “Mesa Gemeni”
La “Mesa Gemeni” se trata de una modificación de la mesa vibradora tradicional, cuya
singularidad radica en que su plano principal ha sido dividido simétricamente mediante un eje
longitudinal (ver Gráfico 14). Su implementación es relativamente fácil y se caracteriza por la
simplicidad de su operación con respecto a otros sistemas similares. la mesa fue creada para el
beneficio de concentrados de oro de carácter aluvial principalmente, pero gracias a las mejoras
51
tecnológicas hoy se puede utilizar para el beneficio de otros minerales detríticos e incluso se
pueden tratar minerales provenientes de un depósito primario.
La “Mesa Gemeni”, fue diseñada por “Mineral Deposits Limmited” a finales de 80’s. La compañía
cuenta con más de 60 años de historia en la industria de la explotación y equipamiento de
yacimientos auríferos. Actualmente, es una de sus filiales: “MD Mineral Technologies”, la
encargada de la fabricación y distribución de su “Gemeni Gold Table” (MD Mineral Technologies,
2007).
3.7.4.1. Descripción de la “Mesa Gemeni”
La “Mesa Gemeni” es de fácil emplazamiento por lo que únicamente se deberá construir una base
de concreto que sirva para el anclaje de todo el conjunto, también es viable la instalación en una
estructura metálica cuya rigidez sea apropiada para soportar las vibraciones, sin influenciar en los
resultados.
El panel principal o mesa propiamente dicha se encuentra fabricado en fibra de vidrio, el mismo
que está montado sobre una estructura de acero y esta a su vez está anclada a la base de concreto.
El sistema funciona con un motor eléctrico, el cual aportará el movimiento de oscilación, el
suministro de agua debe tener una conexión independiente a fin de garantizar un caudal constante,
además que debe presentar buenas características, que no sea turbia y esté libre de impurezas. Los
componentes de la mesa se pueden observar en los Gráficos 14, 15 y 16.
52
Gráfico 14: Vista Fontal: componentes la mesa Gemeni
Fuente: Modificado de MD Mineral Technologies (2007)
Gráfico 15: Vista en perspectiva de la mesa Gemeni
Fuente: Modificado de MD Mineral Technologies (2007)
53
Gráfico 16: Corte transversal de la mesa Gemeni
Fuente: Modificado de Balseca V. (2005)
Partes que componen la mesa Gemeni
1. Tolva de alimentación
2. Maguera para suministro de agua de alimentación
3. Panel principal (bipartido en dos paneles)
4. Flauta de suministro de agua para el lavado
5. Rifles longitudinales al plano principal
6. Canaletas de recuperación
• 6 A. Canaletas para el relave
• 6 B. Canaletas para el mixto
• 6 C. Canaletas para el concentrado
7. Conjunto para la recolección de subproductos
54
• 7 A. Cubetas para relaves
• 7 B. Cubeta para mixtos
• 7 C. Cubeta para concentrado
8. Suministro principal de agua
9. Motor eléctrico
10. Estructura metálica de montaje
3.7.4.2. Características de la “Mesa Gemeni”
La Mesa Gemeni es muy útil para el tratamiento de pre-concentrados auríferos provenientes de
otro sistema de concentración previo como puede ser: un canalón, concentrador espiral,
concentrador centrífugo, “Z”, jigs, etc. La mesa puede producir un concentrado final muy limpio,
generalmente listo para la fundición.
La eficiencia de la mesa estará en función de la homogeneidad de la granulometría del material
alimentado, de su peso específico, y el tenor de oro en la alimentación, pero también estos
parámetros dependen de la eficiencia de los instrumentos utilizados para la concentración previa.
Se puede tener una recuperación de partículas de hasta 325 mallas (~53µm) (Balseca, 2005).
Se dispone de tres modelos diferentes, presentes en el mercado, los cuales se clasifican según la
capacidad de procesamiento de material (Tabla 6). La Mesa Gemeni GT60, que es el modelo de
laboratorio, empleada en el tratamiento de pequeños volúmenes de material. Las dimensiones de
los diferentes modelos se aprecian en el Anexo 5.
Tabla 6: Especificaciones técnicas, de funcionamiento y parámetros operativos de los diferentes
modelos de Mesa Gemeni
GT- 60 GT- 250 GT- 1000
Capacidad - normal 27 kg/h 114 kg/h 455 kg/h
Capacidad - máxima 45 Kg/h 136 Kg/h 545 Kg/h
55
Tamaño – máximo
(partícula) <1168 µm <1168 µm <1168 µm
Caudal de agua - máximo 12 l/min 25 l/min 38 l/min
Potencia del motor 1 HP 1 HP 1 HP
Peso 240 Kg 308 Kg 495 Kg
Dimensiones (L x W x H) 130 x 84 x 81cm 200 x 132 x 104cm 270 x 175 x 112cm
Altura de alimentación 112cm 127cm 135cm
Paramétrons ajustables
- Amplitud de movimiento.
- Inclinación longitudinal.
-Flujo de agua
Fuente: MD Mineral Technologies (2007)
3.7.4.3. Funcionamiento de la “Mesa Gemeni”
La alimentación a la mesa se realiza en forma de pulpa al (60%-70%) de sólidos, por lo que, el
mineral a tratar, debe humedecerse antes de alimentarlo a la mesa. Los sólidos de la pulpa se
reparten y deslizan a lo largo de la superficie de la mesa, hacia las canaletas de recolección, gracias
a las vibraciones y al empuje de la película de agua.
Además de la densidad de la pulpa, también se debe tomar en cuenta otros parámetros operativos
de acuerdo al modelo de mesa, tales como: tamaño máximo de partícula en la alimentación, el
caudal y presión de agua requeridos, los cuales se encuentran especificados en la Tabla 7.
Tabla 7: Especificaciones técnico-operativas de la mesa Gemeni
ESPECIFICACIONES
ALIMENTACIÓN GT60 GT250 GT100
Capacidad normal de alimentación, Kg/h 30 115 450
Densidad de alimentación recomendada,
% solidos P/P 60-70 60-70 60-720
Tamaño normal de alimentación,
micrones 800-1000 800-1000 800-1000
Nota: El GT60 es una unidad a escala de laboratorio, pero también se puede utilizar para
tratar pequeños volúmenes en un entorno de producción.
Es recomendable separar el hierro antes del tratamiento, mediante separación magnética.
56
Fuente: MD Mineral Technologies (2007)
Los minerales ligeros, caen en primer lugar a la canaleta de relaves, mientras que el material mixto,
conteniendo partículas de ganga y de minerales pesados, es transportado hacia las canaletas
situadas en los extremos laterales de la mesa. Por último, los minerales pesados, son retenidos en
los rifles y transportados gracias a la vibración y al agua, hacia la canaleta de recolección de
concentrado, la cual se halla situada en el extremo opuesto a la alimentación. Por lo que
inicialmente la mesa genera tres productos: 1 relave, 1 mixto y 1 concentrado (Gráfico 16). Los
mixtos pasan a un retratamiento en la mesa, reintegrándolos a la alimentación, a fin de obtener un
relave prácticamente estéril.
3.7.4.4. Características técnicas de la “Mesa Gemeni”
La mesa Gemeni, presenta características muy favorables, especialmente para la recuperación de
oro aluvial, ya que constituye un sistema económico, simple en su instalación y operación; y, que
exhibe, una eficiencia de gran magnitud. Además, su versatilidad permite gran variación de sus
parámetros técnico-operativos (Tabla 8).
Tabla 8: Parámetros técnico-operativos de la mesa Gemeni
VARIABLES TÉCNICO-OPERATIVAS
Granulometría de alimentación
Longitud del golpe (amplitud)
Frecuencia de golpe
Inclinación de la mesa
Cantidad de agua de lavado
Fuente: Modificado de Fueyo, (1999)
CAUDAL DE AGUA GT60 GT250 GT100
Caudal normal requerido, l/min 12 25 38
Presión normal de agua, Kpa 30 30 30
Un pequeño tanque de alimentación constante debe ubicarse a 3 metros sobre la
plataforma de la mesa. El agua de lavado debe estar libre de sólidos en suspensión y
materia orgánica. Se recomienda agua fresca.
57
La mesa asimismo presenta grandes ventajas con respecto a las condiciones existentes en las
operaciones Tabla 9.
Tabla 9: Ventajas de la mesa Gemeni
MESA CONCENTRADORA GEMENI
Ventajas
Descarga continua de productos
Permite la obtención de una gama de productos (concentrados, mixtos,
relaves)
Comportamiento visible del material sobre el tablero
Manejo y supervisión simple (t/h)
Posibilidad de recuperar otros minerales valiosos acompañantes
Gran flexibilidad
Costo relativamente bajo (de producción local)
Alta seguridad en condiciones de trabajo
Buena recuperación y un alto índice de enriquecimiento
alta eficiencia en el uso de agua y energía
Permite una supervisión constante
Requiere de una alimentación continua (sino las partículas varían su
distribución)
Requiere de motor para su funcionamiento
Fuente: Modificado de Wotruba, et al., (1998)
58
CAPÍTULO IV
4. DISEÑO METODOLÓGICO
4.1. TIPO DE ESTUDIO
Es importante destacar que, no se trata de un proyecto de aplicación restringido a las cinco
operaciones mineras seleccionadas como caso de estudio, es una investigación técnico-científica
de aplicación generalizada para toda operación de beneficio de minerales detríticos útiles, que
utilizan el método de explotación similar al de los Pequeños mineros y Mineros artesanales,
descrito anteriormente, minerales útiles que pueden ser metales preciosos o minerales industriales
como, casiterita, titanio-magnetita, piedras preciosas y granates. Siempre que, gracias a la
diferencia de densidad con los minerales de ganga, faciliten la separación por gravimetría.
Se ha definido por lo tanto la aplicación de un método analítico-descriptivo, ya que, mediante
análisis y descripción de las variables, se pretende establecer la coherencia entre las mismas y
determinar su hipotética relación causa-efecto. Esto mediante observaciones “In Situ” y en
ensayos y análisis realizados en laboratorios.
De igual forma la investigación es transversal puesto que, las variables han sido estudiadas de
manera simultánea en un tiempo determinado, lo que permite apreciar la magnitud de su incidencia
y la interrelación entre variables mediante análisis estadísticos.
4.2. UNIVERSO Y MUESTRA
El universo para el presente estudio comprende las operaciones mineras que realizan sus
actividades con empleo de excavadoras y clasificador tipo “Z”.
La muestra es representativa de las operaciones que se encuentran distribuidas en dos zonas
estratégicas; la primera ubicada en el cantón Carlos Julio Arosemena Tola, terrazas auríferas de la
cuenca del río Anzu.
59
La segunda conformada por los depósitos ubicados en la cuenca del río Huambuno, cerca de la
desembocadura en el río Napo, parroquia Ahuano, cantón Tena de la provincia del Napo. Las
cuales fueron seleccionadas como caso de estudio, en razón de las condiciones geográfico-
geológicas similares, el equipamiento y los métodos de explotación son iguales, por lo que, se
considera que constituyen una muestra representativa, ponderable y, que se ajusta a los objetivos
de la investigación.
4.3. METODOLOGÍA DE INVESTIGACIÓN
La secuencia metodológica del proyecto, se muestra representada en el flujograma siguiente:
60
Gráfico 17: Secuencia metodológica del proyecto
Elaborado por: Jhonathan Tupiza
61
4.3.1. Recopilación de información
El primer paso para el inicio de la investigación consiste en la indagación de bibliografía,
específicamente la publicada en textos, libros y artículos especializados en: geometalurgia,
hidrometalurgia, metalurgia y temas relacionados.
4.3.2. Trabajos de campo
Los parámetros requeridos para el desarrollo de la investigación, fueron obtenidos mediante el
levantamiento de la información directamente en cada operación minera, es decir, de la recolección
de datos “In Situ”. Para cumplir este fin se realizó un conjunto de trabajos técnicos y la aplicación
de procedimientos como la observación, descripción, muestreo, registro y medición de las
variables involucradas, a fin de analizarlas de manera sistemática y ordenada, y conseguir datos
específicos para la evaluación.
4.3.3. Muestreo
El muestreo está definido como la acción de selecionar muestras que puedan ser consideradas
representativas del grupo del cual provienen, de manera que al estudiar sus características
promedio, estas puedan ser extrapoladas a toda la población estadistica.
Pierre Gy (1971), afirma que el muestreo puede definirse como la “operación en la que, sin alterar
su estructura, se extrae de una masa de materia, una fracción considerada representativa de esa
masa”
En minería el muestreo es de suma importancia por el hecho de que nos permite caracterizar ya
sea un yacimiento o una operación, conociendo así sus propiedades físicas, químicas y
mineralógicas, información muy útil para la comprensión del ciclo geometalúrgico. Es por esta
razón que el muestreo de minerales debe realizarse de manera correcta, considerando la diversidad
62
que inexorablemente presentan sus componentes a fin de obtener validez y fiabilidad en los
resultados.
4.3.3.1. Metodología de muestreo
El presente proyecto se encuentra direccionado a la evaluación del proceso de beneficio utilizado
por los mineros para la recuperación del oro aluvial, el cual consiste en la explotación de la grava
aurífera utilizando excavadoras y posterior lavado en una clasificadora “Z”, para luego proceder a
la llamada “liquidación” que en síntesis es una reconcentración bajo el mismo principio del
canalón. Por esta razón, debido a las condiciones de la operación a evaluarse, se escogió la
realización de un “muestreo de pulpas, ya que se trata del análisis de “Pulpas de corriente”.
El método de muestreo utilizado, puede categorizarse como un “muestreo estratificado al azar”
debido a que el conjunto se divide sistemáticamente en varios subgrupos representativos llamados
“estratos”. Se toman varias muestras elementales, una por estrato las que, a su vez, ocupan una
posición aleatoria dentro de cada estrato (Balseca, 2005).
Estas muestras elementales pueden ser tomadas mediante un muestreo sistemático o aleatorio, las
cuales pasarán un proceso de mezclado, homogenización y reducción para obtener la muestra final.
4.3.3.2. Determinación de los puntos de muestreo
Con el fin de evaluar el proceso de beneficio en su integridad, se instauraron los puntos de muestreo
a lo largo del circuito de lavado de cada operación, el cual está implantado en el terreno junto al
área de explotación.
La ubicación de esos puntos, se ha realizado tomando en cuenta la naturaleza y procedencia de
cada una de las pulpas generadas durante cada etapa del beneficio, así como también considerando
63
la relevancia que tienen éstas para aportar información útil para el desarrollo de la investigación.
Los puntos de toma de muestras se encuentran representados en el Gráfico 18.
Gráfico 18: Determinación de los puntos de muestreo
Elaborado por: Jhonathan Tupiza (2019)
4.3.3.3. Descripción y clasificación de las muestras
Las muestras tomadas fueron categorizadas y codificadas tomando en cuenta su naturaleza, y de
acuerdo a la operación (concesión) a la cual pertenecen. La descripción de las muestras se
encuentra en la Tabla 10.
64
Tabla 10: Descripción de las muestras
MUESTRAS HG-n-Qn1
Volumen: 1 litro aprox.
Peso: 1- 2 kg. aprox.
Frecuencia: cada 4
horas al día
aproximadamente,
durante los días que
demore el total del ciclo
de lavado.
Metodología: Muestreo
sistemático de pulpa
Descripción: Corresponde al relave en pulpa generado por el lavado de la grava aurífera
mediante la utilización de la “Z”, el muestreo se realiza en la parte final de la misma.
MUESTRAS HG-n-J
Volumen:1 litro aprox.
Peso: 1- 2 kg. aprox.
Frecuencia: Muestreo
continuo durante toda la
fase de recolección del
pre-concentrado.
Metodología: Muestreo
sistemático de pulpa
Descripción: Son los relaves de pulpa generados mediante el proceso de recolección del pre-
concentrado; y, lavado de los yutes y alfombras en los cuales se encuentran atrapados los
minerales pesados y el oro, la muestra es tomada en la parte final del primer canalón de la
“Z” como se indica en el Gráfico 18.
MUESTRAS HG-n-M
65
Volumen: 1 litro aprox.
Peso: 1-2 kg. aprox.
Frecuencia: Muestreo
continuo durante toda la
fase de reconcentración.
Metodología: Muestreo
sistemático de pulpa
Descripción: Pertenecen a los relaves de pulpa que se generan durante el proceso de
reconcentración, mediante el uso de la llamada “matraca”, para reducir el volumen del
concentrado; la toma de muestra se realiza al final del canalón de la matraca.
MUESTRAS HG-n-R
Volumen: 10 a 15
litros
Peso: 15 a 20 kg.
Frecuencia: 1 vez
terminado un ciclo de
lavado completo.
Metodología: Muestreo
aleatorio simple del
relave total
Descripción: Ésta muestra está constituida por el relave generado al final de todo el proceso
de lavado y reconcentración, es la mezcla de todos los relaves anteriores; el cual se toma
mediante la ayuda de palas, en el sitio donde se han depositado todos los restos del proceso.
Servirán especialmente a determinar la eficiencia de la mesa Gemeni.
MUESTRAS HG-n-C
Volumen: 1 litro aprox.
Peso: 2 kg. aprox.
Frecuencia: 1 vez
terminada la
recolección del
concentrado en la tina.
Metodología: Muestreo
aleatorio simple del
concentrado.
66
Descripción: Constituye la muestra tomada del concentrado recogido por los mineros en la
tina, cuyo material es proveniente de la “Z”, luego de la reconcentración mediante los yutes.
Ésta muestra tiene gran importancia ya que mediante su análisis permite conocer las
características físicas, químicas y mineralógicas del oro aluvial.
Fuente: Jhonathan Tupiza (2019)
4.3.3.4. Determinación del tamaño mínimo de la muestra
El tamaño mínimo de la muestra final, se encuentra profundamente relacionado a parámetros
como: concentración de mineral precioso (ley), el tamaño y forma de la partícula y el grado de
liberación del mineral. Para la determinación de la cantidad de masa mínima que se debe tomar se
utilizó la fórmula propuesta por Pierre Gy (1971). Esta ecuación determina la varianza del error
fundamental para una muestra de peso M.
La ecuación de Pierre Gy es:
𝑀𝐿
𝐿 − 𝑀=
𝐶𝑑
𝑠2
3
Donde:
M = Peso mínimo requerido de muestra (g)
L = Peso total del material a ser muestreado (g)
C = Constante de muestreo, propia del material a muestrear (g/cm³)
d = tamaño de la partícula más grande del lote a muestrear (cm)
s = Varianza del error relativo tolerado.
Como M, es muy pequeño en relación a L, la ecuación básica puede escribirse:
𝑀 =𝐶𝑑3
𝑠2
67
C = constante de muestreo. Depende de algunas variables, ésta se puede expresar mediante la
fórmula:
𝐶 = 𝑓𝑔𝑙𝑚
Donde:
f = factor relativo a la forma de los fragmentos.
Para el oro Gy establece un valor de: f = 0,2
g = factor de la distribución de tamaños de la partícula. Se establece de acuerdo a los valores de
la relación:
𝑑
𝑑1 ; Así, si:
Tabla 11: Cuadro de valores para g, en función de la relación d/d1
𝒅
𝒅𝟏
𝒈
> 4 0,25
2 − 4 0,5
< 2 0,75
1 1
𝑑
𝑑1 = constituye la relación entre la malla de liberación y el tamaño de la mayor partícula de Au.
Para el caso se toma un valor de 𝑔 = 0,05
l = factor de liberación de los minerales. Varía entre 0 y 1 dependiendo si el material es totalmente
homogéneo o totalmente heterogéneo, se calcula por la expresión:
𝑙 = √𝑑1 𝑑⁄
Puesto que el tamaño de la mayor partícula de Au contenida en la pulpa, corresponde al menor
tamaño de liberación, que es la apertura de la malla; entonces: 𝑙 = 0,3
68
m = factor de la composición mineralógica. Depende de la concentración y las densidades, tanto
del mineral útil como de la ganga, se calcula de la expresión:
𝑚 =1 − 𝑎
𝑎[(1 − 𝑎)𝑟 + 𝑎𝑡]
Siendo:
𝑎 = Concentración de Au (valor decimal)
𝑟 = Peso específico del Au
𝑡 = Peso específico de la ganga
s = medida de la confianza en los resultados del procedimiento de muestreo. Es la desviación
estándar de una curva de distribución normal de una gran cantidad de muestras tomadas al azar.
consecuentemente la “variación relativa” será:
Variación relativa = 2𝑠.
Por tanto, el cálculo del tamaño mínimo de muestra, es como sigue:
Concentración estimada de Au: 6,0 g Au/t = 0,00006 = 6𝑥10−6
Nivel de confianza requerido: 0,1%.
Número de veces que se logra: 95/100 muestreos.
Error máximo permitido: 5%
Tamaño de la mayor partícula de Au: 4000 µm = 0,05 cm.
Tamaño de liberación de la partícula: 4000 µm = 0,05 cm.
Cálculo del tamaño de muestra:
Entonces: 2𝑠 =0,1
5= 0,02 ⇒ 𝑠 = 0,01
𝑙 = √0,05 0,005⁄ = 0,3
𝑚 =1−6𝑥10−6
6𝑥10−6[(1 − 6𝑥10−6)19 + (6𝑥10−6)1,7] = 316630,3677 g/cm³.
𝐶 = 0,2x0,05x0,3x316630,3677 = 854,9019928
69
𝑀 =854,9019928𝑥0,053
0,012 = 1068,62 g ⇒ 𝑀 ≈ 1 𝐿𝑖𝑡𝑟𝑜
La cantidad mínima de mineral que debe tomarse en cada punto de muestreo, es aproximadamente
de 1 litro.
Utilizando la ecuación de Pierre Gy, es fácil determinar las distintas curvas que calculan el error
fundamental según la masa y granulometría de la muestra, para cada especie mineralógica y así
poder trabajar bajo un porcentaje de error mínimo (< 0 = 5%), lo que implica tener una muestra de
carácter muy confiable y aceptable.
4.3.3.5. Mecánica de reducción de la muestra
El proceso de reducción de la muestra consiste en la obtención del volumen o masa requerido de
la misma, sin afectar su representatividad.
Las diferentes muestras elementales tomadas en los puntos establecidos, fueron reducidas hasta 1
litro aproximadamente, valor obtenido a partir de la aplicación de la ecuación de Pierre Gy. La
reducción se realizó sobre el terreno mediante el mezclado y la homogenización de la muestra
conjuntamente con cuarteos sucesivos. De acuerdo a las condiciones del sitio de trabajo, así como
de las características de la muestra, el cuarteo fue realizado de manera manual o mecánica mediante
el uso del “separador Jones” (Fotografía 6), que es una herramienta muy útil para garantizar la
representatividad de la muestra, conservando su heterogeneidad.
70
Fotografía 6: Cuarteador tipo Jones, para la reducción de las muestras
Elaborado por: Jhonathan Tupiza (2019)
En el cuarteo manual la muestra es mezclada a fin de tener una correcta distribución de sus
componentes, la muestra es dividida en 4 fracciones iguales de los cuales se toma 2 alternados,
estos son recogidos y los otros dos son descartados. El proceso se repite hasta obtener la cantidad
deseada de muestra (Fotografía 7).
Fotografía 7: Cuarteo manual de las muestras
Elaborado por: Jhonathan Tupiza (2019)
71
Para el cuarteo mecánico, se coloca la muestra original en el compartimiento de alimentación y se
lo distribuye de manera uniforme, luego se procede a la apertura del cuarteador, permitiendo así
que la muestra sea distribuida en partes iguales a través de cada apertura, obteniendo de esta
manera dos fracciones estadísticamente similares. El proceso se lo realiza hasta obtener el volumen
deseado de muestra (Fotografía 8).
Fotografía 8: Cuarteo mecánico de la muestra
Elaborado por: Jhonathan Tupiza (2019)
4.3.3.6. Tamizado de las muestras
Con el objetivo de homogenizar la muestra, se realiza el tamizado vía húmeda por lo general con
un tamiz No 4, para separar las partículas de mayor tamaño. Esto se lo realiza en las muestras que
así lo requieran (Fotografía 9)
Fotografía 9: Afinación, reducción de los granos de mayor tamaño
Elaborado por: Jhonathan Tupiza (2019)
72
4.3.3.7. Recolección, identificación y almacenamiento
Las muestras una vez reducidas al tamaño requerido son recolectadas en bolsas plásticas
resistentes, de ser necesario reforzadas con dos o tres capas de las mismas, a fin de proteger la
muestra de cualquier eventual imprevisto, conservando las características propias de cada una.
Terminada la recolección las muestras son selladas con ayuda de amarras plásticas y cinta
adhesiva, posteriormente son codificadas y etiquetadas de acuerdo al tipo, naturaleza y
procedencia de la muestra. Finalmente son almacenadas temporalmente y clasificadas para ser
transportadas al laboratorio pertinente (Fotografía 10).
Fotografía 10: Recolección, etiquetado y almacenamiento de las muestras
Elaborado por: Jhonathan Tupiza (2019)
4.3.3.8. Documentación y registro
Consiste en la documentación de información importante y pertinente a la investigación. El
registro de esta información se realizó sobre el terreno, durante aproximadamente 6 a 7 días,
tiempo promedio de duración de un ciclo completo en cada una de las operaciones. En este constan
datos importantes acerca de las muestras con respecto a sus características o variaciones en el
método de beneficio. El registro de la información se detalla en los Anexos 1 y 9
73
4.4. ANÁLISIS DE LABORATORIO
4.4.1. Tratamiento de las muestras
Las muestras representativas tomadas en campo por el equipo de trabajo, fueron sometidas a
distintos estudios y ensayos de laboratorio para determinar sus propiedades hidrometalúrgicas,
gracias a al conocimiento detallado de las características físicas, químicas y mineralógicas de la
grava aurífera y del oro, presente en los depósitos aluviales estudiados. A continuación, se detalla
el proceso realizado.
Secado de muestras
Las muestras húmedas que ingresan al laboratorio, se determina el volumen en litros o cm³ y su
peso en húmedo, luego son secadas a temperatura ambiente, para lo cual se las extiende sobre
superficies plásticas previamente etiquetadas (Fotografía 11)
Fotografía 11: Secado de las muestras a temperatura ambiente
Elaborado por: Jhonathan Tupiza (2019)
Análisis de características físicas
74
Las muestras secas son medidas en volumen y pesadas, datos que servirán para determinar su
porcentaje de humedad y peso específico.
El porcentaje de humedad viene dado por la fórmula:
%ℎ𝑢𝑚𝑒𝑑𝑎𝑑 = (𝑝𝑒𝑠𝑜 ℎú𝑚𝑒𝑑𝑜 − 𝑝𝑒𝑠𝑜 𝑠𝑒𝑐𝑜
𝑝𝑒𝑠𝑜 ℎú𝑚𝑒𝑑𝑜) 𝑥 100
Los cálculos detallados del porcentaje de humedad constan en el Anexo 3
El peso específico (ɣ) es la relación entre el peso seco y el volumen, cuya fórmula es:
ɣ = 𝑝𝑒𝑠𝑜 𝑠𝑒𝑐𝑜
𝑣𝑜𝑙𝑢𝑚𝑒𝑛
El peso específico permite caracterizar las muestras, pero se debe resaltar que las operaciones
realizadas se efectúan en términos de volumen (m3) y no de masa (toneladas), esto debido a que se
trata de una explotación de placeres aluviales.
Los valores de peso específico de las muestras se registran en el Anexo 4.
Caracterización granulométrica
La granulometría está considerada como el análisis de la distribución estadística de los tamaños
de las partículas de un agregado, la cual se puede representar a manera de porcentajes con respecto
a la cantidad total de la muestra. Para su determinación existen dos técnicas principales que son:
la clasificación y el tamizado. Como la grava es un agregado de partículas separadas (granos), se
utilizará el tamizado.
En metalurgia, la caracterización granulométrica se utiliza para la determinación de los parámetros
adecuados necesarios para una buena concentración. Es utilizada para determinar el tamaño óptimo
de las partículas en la alimentación, esto consecuentemente se traduce en una mayor eficiencia, así
como también posibilita establecer el rango de tamaño en el que se producen la mayor cantidad de
pérdidas, lo que permite establecer los correctivos respectivos.
75
La caracterización granulométrica fue categorizada en dos tipos, una general que comprende la
grava aurífera y una a detalle en la que se describirá la matriz arcillo-arenosa, que contiene los
minerales pesados existentes en el concentrado, y particularmente del oro.
Granulometría general: se refiere a la distribución de los distintos componentes de la grava
aurífera, clasificándolos de acuerdo a su tamaño en: cantos rodados, grava, gravilla, arena y
arcillas, ésta corresponde a las partículas presentes en todo el paquete de grava aurífera del
depósito.
Granulometría a detalle: Para el análisis de granulometría a detalle del mineral (oro más ganga)
y del metal precioso (oro), se utilizó el concentrado recolectado por los mineros en la tina grande,
producto del lavado del corte, para lo cual se tomó una fracción representativa y se la envió al
laboratorio, con cuyos resultados es factible construir las curvas de distribución granulométrica.
Ensayos de concentración gravimétrica
Se realizó ensayos de concentración gravimétrica utilizando la “Mesa Gemeni” del Laboratorio de
Metalurgia Extractiva “Román Vlasov”, perteneciente a la Facultad De Ingeniería En Geología,
Minas, Petróleos Y Ambiental (FIGEMPA). Estos ensayos fueron aplicados a cada muestra, con
el objetivo de obtener un solo concentrado que contenga la totalidad del oro, el mismo que, se
conocerá luego de los análisis de laboratorio. Así como también, determinar la eficiencia de la
mesa para la recuperación del oro aluvial, ensayos realizados con muestras R (relave total de la Z).
Análisis al fuego (pyroanálisis)
Conocido también como: “copelación” o “Fusión con Plomo”, se trata de un método utilizado para
la determinación de metales preciosos (oro, plata) de gran aplicación debido al alto grado de
confiabilidad de resultados. La pyroanálisis es un método universalmente reconocido para la
determinación de oro en minerales, rocas y concentrados. (R. Le Houiller, 1984).
76
El ensayo tiene como fin producir una fusión de la muestra que contiene el oro con una mezcla
fundente usando reactivos convenientes, para obtener dos fases líquidas, una metálica y una
escoria:
• Fase metálica: que contiene plomo que colecta los metales preciosos (Au, Ag)
• Fase escoria: formada por silicatos y óxidos.
Los fundentes destruyen la matriz cristalina al reaccionar con ella a alta temperatura, la mezcla
que constituye el fundente se compone de:
57% Óxido de plomo (PbO),
26% de carbonato de sodio (Na2CO3),
12% de borato de sodio (Na2B4O · 10H2O)
3.2% de sílice,
1.8% de harina doméstica.
La muestra analizada debe ser lo suficientemente grande como para minimizar el “efecto pepita”
creado por la distribución no homogénea de oro en las pulpas (30 a 50 g).
El procedimiento consiste en colocar la muestra junto con los fundentes y los catalizadores en un
crisol, el cual se introducen con la mezcla en un horno previamente precalentado a 1000 ° C, la
temperatura se baja a 900 ° C durante 20 minutos, aproximadamente, para permitir que los
componentes se fusionen mientras permanece viscosa, y lograr que la muestra se descomponga, y
el plomo se precipite. Luego elevamos la temperatura del horno a 1000 ° C, para que la mezcla se
encuentre en forma de magma de esta manera las gotas de plomo que contienen el oro por el efecto
de la gravedad, precipitan en el fondo del crisol, y la escoria se encuentra encima, en un tiempo
aproximado de 25 min, después de lo cual se vierte en el molde cónico para su enfriamiento.
Posterior al enfriamiento, el sedimento de plomo resultante se separa de la escoria (Gráfico 19).
77
DIAGRAMA: PYROANÁLISIS
Enfriamiento
Trituración de la fase metálica
COPELACIÓN
800 °C
PESO DE LA PERLA
Fusión 1100 °C
45 minutos
RECUPERACIÓN DE LA PERLA DE ORO
Vertido en el molde cónico
MEZCLA
MUESTRA
FUNDENTES Catalizadores
Separación de la fase metálica de
la escoria
Gráfico 19: Diagrama de flujo: Pyroanálisis
Elaborado por: Jhonathan Tupiza (2019)
78
Copelación: El botón de plomo debe someterse a oxidación completa para eliminar el plomo y
permitir la recuperación de los metales preciosos, por lo cual se usa un recipiente que tiene la
propiedad de adsorber el óxido de plomo. Primero, se precalienta el horno de a 800 ° C para luego,
introducir las copelas de harina de hueso en el horno y elevar la temperatura hasta 1000 ° C durante
unos minutos, para eliminar la humedad y permitir la liberación completa de gas. Las copelas se
han calentado correctamente y el botón de plomo previamente golpeteado se deposita
posteriormente en ellas. La temperatura se reduce a 820 ° C a fin de evitar la pérdida de metales
preciosos. Cuando todos los botones tienen un aspecto brillante, se abre la puerta y la abertura en
la bóveda del horno para ventilar y promover la oxidación del plomo. La temperatura de 820 ° C
se mantiene durante 10 minutos, luego se aumenta en 20 ° C en cada intervalo de 10 minutos, para
finalmente alcanzar los 880 ° C y después de aproximadamente 40 minutos, las copelas se retiran
del horno.
Gráfico 20: Procedimiento de copelación
Fuente: laboratoriosanaliticosdelsur.com
Una vez terminado el ensayo se obtiene la perla de oro y plata, que puede ser sometido a otros
ensayos, se lavan con ácido clorhídrico al 1% y se pesan en balanzas electrónicas, si existe la
presencia de ganga en el botón metálico provoca un error de masa que debe ser considerado.
79
Análisis mineralógico en el microscopio binocular
El examen mediante lupa binocular es de gran ayuda ya que permite examinar muestras de
concentrados mineralométricos que no pueden identificarse a simple vista (< 30 µm), el examen
tiene gran aplicación debido a que se trabaja con muestras de minerales, lo que permite determinar
mediante la observación al microscopio propiedades como: brillo, morfología, color, clivaje,
textura y tamaño.
El oro, se presenta de forma libre, por lo que también permite el aislamiento de partículas para
análisis como: conteo de partículas, forma, tamaño, color y pureza.
4.5. REGISTRO DE LA INFORMACIÓN
La información obtenida y generada durante la investigación, ha sido registrada de manera física
y digital, mediante la creación de una base de datos completa y ordenada, la misma que será
utilizada para el análisis y procesamiento de la información recopilada y obtenida. Para la creación
de esta base de datos se ha utilizado los programas: Microsoft Word y Microsoft Excel.
4.6. PROCESAMIENTO DE LA INFORMACIÓN
El procesamiento de datos para la investigación está compuesto de dos etapas:
1) La caracterización del material, bloque explotado:
a) Caracterización de la grava
b) Caracterización del oro aluvial
2) Evaluación metalúrgica de las operaciones:
Etapa en la cual se realizarán los ensayos gravimétricos, los balances metalúrgicos, y el análisis y
determinación de los parámetros técnico-operativos de los procesos de concentración
gravimétricos. Para el procesamiento de datos se utilizará los análisis de laboratorio, y programas
pertinentes como:
80
• Microsoft Word
• Microsoft Excel
• ArcGIS
• AutoCAD
81
CAPÍTULO V
5. EVALUACIÓN DE LAS OPERACIONES
5.1. CARACTERIZACIÓN DE LA GRAVA ALUVIAL
Con el fin de realizar la descripción de los depósitos, se tomaron en cuenta las características
litológicas y físicas de los componentes del mismo, tales como: petrografía de los cantos,
composición de la grava aurífera, naturaleza de la sobrecarga y del bedrock, para lo cual se realizó
el levantamiento del bloque explotado con elaboración de cortes perpendiculares, registro
geológico que permite conocer la estructura y disposición de las terrazas. Este procedimiento
permite correlacionar las características presentes en cada terraza, lo que posibilita deducir que se
trata de un mismo depósito aluvial de grandes dimensiones, correspondiente a la cuenca del río
Napo. El registro de la información correspondiente a la totalidad de los cortes se presenta en el
Anexo 9.
82
Gráfico 21: Corte vertical HG – 14
Elaborado por: Jhonathan Tupiza (2019)
5.1.1. Características de los bloques
a) SOBRECARGA
La sobrecarga constituye la cubertura vegetal y suelo estéril de entre 0,3 a 2 metros de potencia,
con promedio de 1 metro, en donde se puede apreciar la presencia de una gran variedad de especies
vegetables propias de un clima cálido-húmedo. Esta capa orgánica se encuentra entremezclada con
limos y arcillas, por lo que le da al conjunto una mezcla de colores; que varían entre el marrón-
amarillento, gris y negro. Se puede observar también la presencia de materia orgánica (20%-90%)
constituida principalmente de materia vegetal descompuesta. Además, se acota que en el suelo
areno-arcilloso se pueden distinguir cantos rodados de sílice y clastos de lutita.
POTENCIA COMPOSICIÓN
COBERTURA
VEGETAL0,5 m Suelo orgánico
SOBRECARGA 1,5 m Arcillas
GRAVA
AURÍFERA
2-4 m
Composición
Granulométrica:
30 cm 25-30 %
2,5-30 cm 50 %
0,2-2,5 cm 15 %
<0,2 cm 5-10 %
Matriz arcillo - arenosa
mezclada con cantos
rodados compuestos
de basaltos, tobas y
andesitas. Ley 0,18 g/t
BEDROCK profundidad > 4 mPizarras verdosas y
lutitas
REGISTRO
CORTE VERTICAL HG-14
Au
AuAu
83
Subyaciendo la cobertura orgánica, se encuentra una capa compuesta de arcillas cuya potencia
varía entre los 0,5 a 1,5 metros de altura teniendo como promedio general 1 metro. Las arcillas
presentan color marrón en ciertos casos y en otro prevalece el gris, especialmente en la zona
aledaña al rio Huambuno, estas arcillas exhiben características de gran plasticidad. Justo por
debajo de esta capa se puede observar un estrato conformado por suelos antiguos (paleosuelo),
cuya potencia va desde los pocos centímetros hasta; en algunos casos, los 1,5 metros. Además, en
algunos sitios se halla la presencia de un horizonte de oxidación, evidenciando procesos de
meteorización.
b) GRAVA AURÍFERA
Potencia:
La potencia de la grava aurífera se encuentra entre 2 a 4 metros aproximadamente, aunque en
algunos casos pueden alcanzar potencias de hasta 10 metros.
Composición:
En general la grava está constituida de 80% por clastos redondeados a sub redondeados de distinta
composición, y sobre todo de granulometría muy variada; mientras que, la matriz areno-arcillosa
constituye alrededor del 20% del volumen total del material de las terrazas, es aquí en donde se
encuentra disperso el oro libre.
Los cantos rodados litológicamente están constituidos principalmente de rocas volcánicas básicas
como basaltos, tobas y andesitas; intrusivos graníticos ácidos, eventualmente micro
conglomerados, pertenecientes a la Formación Tiyuyacu, así como algunos clastos de lutitas y
calizas. La matriz arcillo-arenosa tiene una variación de acuerdo al sitio, y en esta se puede
observar pequeñas partículas de obsidiana, chertz, cuarzo y gneis. esta matriz se encuentra en
84
algunos casos de color gris-azulado, en general está cementada por óxidos de hierro y manganeso,
lo que da la compactación característica a la grava aurífera (Gráfico 22).
Gráfico 22: Características de la grava aurífera
Elaborado por: Jhonathan Tupiza (2019)
Granulometría
En la tabla 12 se muestra la diferente composición granulométrica de los distintos puntos
analizados en las cuencas de los ríos Anzu y Huambuno, mientras que en los gráficos 23 y 24 se
presenta su distribución granulométrica, donde los cantos rodados de tamaño mayor a los 30 cm.
constituyen del 25% al 30%; los clastos comprendidos entre 2,5 y 30 centímetros representan el
50% del total del material; los de tamaño de entre 0,2 y 2,5 cm. el 15 % y las partículas más finas
de granulometría menor a los 0,2 cm. Constituyen del 5% al 10% del volumen total de la grava.
85
Tabla 12: Clasificación granulométrica de la grava aurífera
Fuente: Jhonathan Tupiza (2019)
Diámetro Diámetro Volumen % Retenido Retenido acumulado Pasante acumulado Diámetro Diámetro Volumen % Retenido Retenido acumulado Pasante acumulado
(mm) (cm) (m³) (%) (%) (%) (mm) (cm) (m³) (%) (%) (%)
>300 >30 100,00% >300 >30 100,00%
300 30 350,00 35,00% 35,00% 65,00% 300 30 236,58 20,00% 20,00% 80,00%
25 2,5 500,00 50,00% 85,00% 15,00% 25 2,5 626,95 53,00% 73,00% 27,00%
2 0,2 100,00 10,00% 95,00% 5,00% 2 0,2 141,95 12,00% 85,00% 15,00%
fondo 50,00 5,00% 100,00% 0,00% fondo 177,44 15,00% 100,00% 0,00%
Total 1000 100% Total 1182,92 100%
Diámetro Diámetro Volumen % Retenido Retenido acumulado Pasante acumulado Diámetro Diámetro Volumen % Retenido Retenido acumulado Pasante acumulado
(mm) (cm) (m³) (%) (%) (%) (mm) (cm) (m³) (%) (%) (%)
>300 >30 100,00% >300 >30 100,00%
300 30 1140,00 40,00% 40,00% 60,00% 300 30 226,15 10,00% 10,00% 90,00%
25 2,5 1254,00 44,00% 84,00% 16,00% 25 2,5 1583,07 70,00% 80,00% 20,00%
2 0,2 285,00 10,00% 94,00% 6,00% 2 0,2 339,23 15,00% 95,00% 5,00%
fondo 171,00 6,00% 100,00% 0,00% fondo 113,08 5,00% 100,00% 0,00%
Total 2850,00 100% Total 2261,53 100%
Diámetro Diámetro Volumen % Retenido Retenido acumulado Pasante acumulado
(mm) (cm) (m³) (%) (%) (%)
>300 >30 100,00%
300 30 166,50 15,00% 15,00% 85,00%
25 2,5 688,20 62,00% 77,00% 23,00%
2 0,2 199,80 18,00% 95,00% 5,00%
fondo 55,50 5,00% 100,00% 0,00%
Total 1110,00 100%
CLASIFICACIÓN GRANULOMÉTRICA DE LA GRAVA
GRANULOMETRÍA GRAVA HG-13
GRANULOMETRÍA GRAVA HG-14
GRANULOMETRÍA GRAVA HG-10 GRANULOMETRÍA GRAVA HG-11
GRANULOMETRÍA GRAVA HG-12
86
Gráfico 23: Curvas granulométricas de la grava aurífera
Elaborado por: Jhonathan Tupiza (2019)
87
Gráfico 24: Correlación granulométrica de la grava aurífera
Elaborado por: Jhonathan Tupiza (2019)
c) BEDROCK
El basamento o lecho rocoso comúnmente llamado “bedrock” sobre el cual se deposita la grava
aurífera, está constituida principalmente de rocas en descomposición de colores grises y verdes,
siendo este último el más predominante por la presencia de clorita y epidota como producto de
alteración, en algunos casos se presenta de color gris azulado. Litológicamente el bedrock
corresponde a las pizarras verdosas y lutitas de la Formación Napo (Gráfico 21).
5.2. DETERMINACIÓN GEOMÉTRICA Y VOLUMÉTRICA DE LAS TERRAZAS
POR PERFILES
88
5.2.1. Volumen del bloque de explotación (cubicación del mineral explotado)
Se refiere exclusivamente al volumen total de grava explotada correspondiente a un “corte”, el
volumen de mineral extraído se puede calcular mediante el método geométrico denominado
cubicación. Este método consiste en tomar las dimensiones del poliedro formado durante la
explotación y calcular su volumen. Para este efecto se debe tomar en cuenta únicamente la grava
aurífera que se explota, excluyendo el volumen de sobrecarga removido previo a la explotación
(Gráfico 25).
Gráfico 25: Cubicación del mineral explotado
Elaborado por: Jhonathan Tupiza (2019)
• Superficie total: 24,70m x 21,8m = 538,46 m2
• Volume total : 538,46 m2 x 4,20m = 2261, 53 𝐦𝟑
Los valores de volumen total de grava aurífera (volumen del corte), fueron medidos en el campo
y se resumen en la Tabla 13.
Tabla 13: Volumen total del corte por operación
OPERACIÓN HG-10 HG-11 HG-12 HG-13 HG-14
Volumen total (m3) 1332,00 1728,88 3800,00 3661,53 2220,00
Volumen de la sobrecarga
(m3) 332,00 545,96 950,00 1400,00 1110,00
89
Volumen de grava a explotar
(m3) 1000,00 1182,92 2850,00 2261,53 1110,00
Fuente: Jhonathan Tupiza (2019)
5.2.2. Volumen de mineral tratado (volumen de alimentación)
Tomando en cuenta que la alimentación de mineral a la clasificadora se realiza mediante el uso de
una excavadora. El volumen de alimentación efectiva está constituido por todas las partículas de
dimensiones inferiores a los 300 mm (Tabla 14), esto debido a que los grandes bolos o boulders
de diámetro mayor a los 30 cm, que también constituyen parte de la grava aurífera, no son
alimentados a la clasificadora por su gran tamaño (Fotografía 12).
Fotografía 12: Boulders que no ingresan al lavado.
Elaborado por: Jhonathan Tupiza (2019)
Tabla 14: Volumen de alimentación, por operación
VOLUMEN TOTAL DE ALIMENTACIÓN (m3)
Código HG-10 HG-11 HG-12 HG-13 HG-14
A 650,00 946,34 1710,00 2035,38 943,50
Fuente: Jhonathan Tupiza (2019)
90
5.2.3. Volumen del concentrado (Vc)
El concentrado de mineral es recuperado por los mineros en grandes recipientes de caucho o
plástico con capacidad de hasta 180 litros, en estos, se recogía el material de los canalones, yutes
y alfombras utilizadas para atrapar los minerales pesados (Fotografía 13).
Fotografía 13: Concentrado aurífero
Elaborado por: Jhonathan Tupiza (2019)
De manera que el volumen del concentrado puede ser medido experimentalmente determinando el
volumen que ocupa éste, dentro del recipiente que lo contiene. Así, conociendo el volumen del
recipiente se puede calcular fácilmente la cantidad de concentrado. La deducción de la fórmula
para el cálculo del volumen de concentrado (Vc) se presenta en el Anexo 11.
El volumen de concentrado perteneciente a cada operación, se encuentra resumido en la Tabla 15.
Tabla 15: Volumen del concentrado aurífero
VOLUMEN DE CONCENTRADO
OPERACIÓN VOLUMEN
cm3 litros m3
91
Total, tina 180680,25 180,68 0,18068025
HG-10 74397,75 74,40 0,07439775
HG-11 95654,25 95,65 0,09565425
HG-12 138167,25 138,17 0,13816725
HG-13 69083,63 69,08 0,06908363
HG-14 67500,00 67,50 0,06750000
Fuente: Jhonathan Tupiza (2019)
5.2.4. Volumen del relave (volumen de sólidos recolectados en la pulpa)
La cantidad (masa o volumen) de mineral que ingresa a la concentración por gravimetría (A) y la
cantidad de mineral que sale en los relaves (R), tienen como parámetros principales: caudal y
densidad de pulpa, puesto que se trata de sólidos en un flujo de corriente.
El volumen de sólidos presente en la pulpa (relave), se encuentra determinado por la cantidad de
sólidos en la misma. Si tenemos en cuenta que, este volumen generado está en función del tiempo,
podemos calcular el volumen producido durante un tiempo determinado (T) mediante la siguiente
expresión:
𝑉𝑠 = 𝑄𝑠. 𝑇
Donde:
𝑉𝑠 = volumen total de mineral sólido, producido en el tiempo T.(l)
𝑄𝑠 = Caudal de sólidos en la pulpa (l/h)
T = tiempo de duración del ensayo (h)
El caudal de sólidos en la pulpa 𝑄𝑠, está determinado por el caudal y la densidad de la pulpa. Y se
puede expresar mediante la fórmula:
𝑄𝑠 = 𝑄𝑝. 𝐷𝑝
Donde:
𝑄𝑝 = Caudal de la pulpa (l/h)
92
Dp = Densidad de la pulpa (l/l)
La densidad de la pulpa en volumen está definida como el volumen de sólidos en la pulpa dividida
para el volumen total de la pulpa.
El cálculo del volumen de mineral presente en la pulpa, está dado por la ecuación:
Ecuación 2: Volumen de sólidos en la pulpa
𝑉𝑠 = 𝑄𝑝(𝑙/ℎ) 𝑥 𝐷𝑝(𝑙/𝑙) 𝑥 𝑇 (ℎ)
Una vez obtenido el volumen de sólidos se procede a calcular el porcentaje de humedad, y
consecuentemente su masa y volumen en seco. Los valores correspondientes al volumen de sólidos
que escapa en el relave en forma de pulpa (Q) en cada operación se resumen en la Tabla 16.
Tabla 16: Volumen de sólidos recolectados en la pulpa
CÓDIGO HG-10 HG-11 HG-12 HG-13 HG-14
VOLUMEN DEL
RELAVE (m3) 139,24 192,71 425,89 78,82 106,53
Fuente: Jhonathan Tupiza (2019)
El procedimiento para la determinación del volumen de sólidos en la pulpa se detalla en el Anexo
10, mientras que el registro de la información, constan en los Anexos 1 y 2.
93
5.3. CARACTERIZACIÓN DEL ORO ALUVIAL
5.3.1. Características generales
Tabla 17: Características generales del oro
CARACTERÍSTICAS DEL ORO
Símbolo Au
Familia Metales de transición
Peso atómico 196,9
Peso específico (g/ cm3
19,3
Punto de fusión
(°C) 1063
Color Amarillo característico del oro
Raya Amarillo a dorado
Dureza 2,5 en la escala de Mohs
Brillo Metálico
Tenacidad Maleable, séctil y dúctil
Fuente: Jhonathan Tupiza (2019)
5.3.2. Granulometría
El análisis granulométrico del oro permite obtener información valiosa sobre la distribución por
talla de la partícula de oro, durante la evaluación del proceso utilizado por los mineros, se
determina con bastante exactitud la clase granulométrica donde la recuperación es menor, lo que
facilita la selección y sustentación de los métodos de tratamiento del mineral, con el objetivo de
racionalizar la explotación del yacimiento, mejorar la producción de los pequeños mineros y
minimizar la degradación ambiental.
En las Tablas 18 y 19; se presentan los valores correspondientes a la distribución por tamaño de
las partículas de oro, clasificadas en seis clases y en los Gráficos 26 y 27, se presenta de forma
gráfica esa distribución, mediante las curvas construidas en un diagrama semilogarítmico:
Diámetro en µm. vs Frecuencia acumulada en %. Valores obtenidos de los ensayos
granulométricos realizados en el laboratorio de Metalurgia de la Universidad de Lieja, Bélgica.
94
Tabla 18: Ensayo granulométrico, muestra: HG - 12 - C
ANÁLISIS GRAULOMÉTRICO MINERAL - ORO (Au)
CÓDIGO
MINERAL METAL PRECIOSO (ORO)
Tamaño Peso Peso % %
Peso % %
pasante Retenido Acumulado Retenido Acumulado
HG-12
(µm) (g) (g) f(%) F(%) Au (mg) f (%) F (%)
> 2000 78,78 15,36 100 24,80 2,38 100
2000 236,00 434,27 46,00 84,64 774,70 74,50 97,62
1000 41,82 198,27 8,15 38,65 119,70 11,51 23,12
500 49,90 156,45 9,73 30,49 89,02 8,56 11,61
250 49,63 106,55 9,67 20,77 1,55 0,15 3,05
105 56,92 56,92 11,09 11,09 30,15 2,90 2,90
TOTAL 513,05 100 1039,92 100
Fuente: Jhonathan Tupiza (2019)
Gráfico 26: Curvas granulométricas, muestra: HG - 12 - C
Elaborado por: Jhonathan Tupiza (2019)
95
Tabla 19: Ensayo granulométrico, muestra: HG - 13 - C
ANÁLISIS GRAULOMÉTRICO MINERAL - ORO (Au)
CÓDIGO
MINERAL METAL PRECIOSO (ORO)
Tamaño Peso Peso % %
Peso % %
pasante Retenido Acumulado Retenido Acumulado
HG-13
(µm) (g) (g) f(%) F(%) Au (mg) f (%) F (%)
> 2000 104,20 21,58 100 117,80 11,09 100
2000 198,55 378,61 41,12 78,42 800,90 75,41 88,91
1000 44,55 180,06 9,23 37,29 6,90 0,65 13,50
500 52,97 135,51 10,97 28,07 92,10 8,67 12,85
250 45,75 82,54 9,48 17,10 41,98 3,95 4,18
105 36,79 36,79 7,62 7,62 2,41 0,23 0,23
TOTAL 482,81 100 1062,08 100
Fuente: Jhonathan Tupiza (2019)
Gráfico 27: Curvas granulométricas, muestra: HG - 13 - C
Elaborado por: Jhonathan Tupiza (2019)
96
Las curvas presentan gran similitud consecuentemente se evidencia la génesis común de las
terrazas y del oro aluvial.
También se concluye que la mayor concentración de oro se encuentra en el tamaño de 1 a 2 mm,
constituyendo esta fracción el 75 % del total de oro existente, como se puede apreciar en las
cuervas granulométricas.
5.3.3. Morfoscopía
Mediante observaciones realizadas a la lupa binocular, se puede verificar que las partículas de oro
presentan diversidad de formas, en términos generales se aprecia una predominante forma laminar,
así, las partículas de oro de mayor tamaño se presentan como láminas aplanadas, eventualmente
en forma de pepitas, mientras que las partículas más pequeñas presentan formas irregulares; y
varias muy cercanas a la esférica, por último las partículas muy finas se muestran a manera de
polvo dorado (Fotografía 14).
97
Fotografía 14: Morfología del oro: A) láminas y pepitas de oro, B) partículas de forma irregular
y, C) oro en forma de polvo dorado
Elaborado por: Jhonathan Tupiza (2019)
5.3.4. Pureza
La pureza del metal precioso es la proporción en peso del metal puro (oro) con respecto al peso
total de la partícula, este se puede medir en porcentajes o en kilates.
Los ensayos de pureza del oro realizados en el laboratorio de metalurgia de la Universidad de
Lieja, Bélgica, arrojan una pureza del 88% lo que corresponde a 21 kilates (London Gold Delivery)
el resto (12%), corresponde principalmente a la presencia de plata (Tabla 20).
Tabla 20: Pureza del oro
PUREZA Au
Au Ag
89,41% 10,59%
87,77% 12,23%
89,11% 10,89%
88,77% 11,23%
Fuente: Balseca V. (2018)
98
5.4. ENSAYOS DE CONCENTRACIÓN GRAVIMÉTRICA EN LA “MESA
GEMENI”
5.4.1. Condiciones para el ensayo
Para el presente proyecto se ha utilizado la mesa Gemeni del Laboratorio de Metalurgia Extractiva
“Román Vlasov”, perteneciente a la Facultad De Ingeniería En Geología, Minas, Petróleos Y
Ambiental (FIGEMPA), de la Universidad Central Del Ecuador. La mesa descrita corresponde al
modelo GT-250 y en teoría permite una recuperación de hasta el 94% del metal precioso, con la
ayuda de esta mesa se ejecutaron los ensayos correspondientes, no se realizó ningún tipo de
adaptación o acondicionamiento, guardando las características de origen. Tampoco se hicieron
modificaciones importantes durante la operación tratando de mantener las recomendaciones dadas
por el constructor, con el fin de garantizar la reproducibilidad de los resultados y que estos puedan
ser ponderables al tratamiento de minerales con características similares que las de las muestras.
5.4.1.1. Procedimiento operativo
Para el tratamiento de la muestra se debe tomar en cuenta los parámetros operativos y seguir los
pasos para la utilización de la mesa, este procedimiento consiste en:
1. Poner en marcha el motor.
2. Verificar la amplitud del movimiento del panel a rifles. Para lo cual, se coloca una pieza
metálica (moneda de 10 ctvs.) a la salida de la tolva de alimentación y con ayuda de los
resortes que controlan la amplitud se calibra la velocidad hasta obtener un desplazamiento
de 30cm/8s.
3. Abrir la alimentación del agua de lavado y verificar que la capa cubra completamente la
superficie.
4. Calibrar el caudal de agua de lavado, verificando cada salida de la flauta, de manera que el
impacto de cada chorro sobre la superficie del panel, forme un círculo de 2 cm de diámetro.
99
5. Verificar nuevamente la velocidad de desplazamiento del objeto metálico (moneda).
6. Alimentar la pulpa cuya densidad debe ser entre 60% al 70%, directamente a la tolva, de
donde pasa a la mesa con ayuda de un pequeño chorro de agua previsto para el efecto.
7. Ajustar el caudal de alimentación de pulpa a 97,75 kg/h (85% de 115 Kg/hora) previstos
por el fabricante. El tiempo promedio de alimentación de una muestra de 30kg, es de
aproximadamente 20 minutos.
8. Dejar funcionar el equipo durante 5 minutos una vez terminada la alimentación, este es el
tiempo de estabilización para permitir que, todas las partículas hayan sido desalojadas de
la mesa, lo que puede verificarse de manera visual.
9. Dejar decantar los sólidos presentes en cada subproducto.
10. Repetir el proceso de concentración con el mineral obtenido en los mixtos, a fin de obtener
la mayor eficiencia y un relave prácticamente estéril.
11. Evacuar del agua y recolectar los sólidos obtenidos en los diferentes productos.
12. Repetir el proceso con la muestra siguiente.
Las condiciones óptimas, se establecieron mediante pruebas previas a la ejecución del ensayo
definitivo, utilizando material estéril con características similares a la muestra de interés.
5.4.1.2. Procesamiento de las muestras en la Mesa Gemeni
Las muestras recolectadas en las diferentes operaciones se detallan en el Anexo 4, estas han sido
tratadas de acuerdo al orden de la operación de la que proviene empezando por la HG-10 hasta la
HG-14, esto con el fin de tener buena organización que permita un trabajo ágil, continuo y sobre
todo garantizando resultados confiables.
Previo al procesamiento de las muestras, se establecieron sus características físico-mecánicas:
porcentaje de humedad, peso específico y se homogenizó la granulometría mediante tamizado.
Una vez terminado este proceso preliminar, empieza el tratamiento de la muestra en la mesa
100
Gemeni; y cada una fue procesada siguiendo el procedimiento que se ilustra a detalle en el
diagrama de flujo del Gráfico 28.
101
PROCESAMIENTO EN LA MESA GEMINI
Muestra
Mixto 1
Pulpa
Tamiz 1250 µm
Decantación
Concentrado 2
Concentrado 1
Relave total
Pyroanálisis
(Análisis al fuego)
Concentrado total
Pyroanálisis (Análisis al fuego)
> 1250 µm
Arcilla
Mix
to 2
Rel
ave
2
Rel
ave
1
Tamizaje vía húmeda
60 %
60%
Alimentación
Agua
Agua
Gráfico 28: Diagrama de flujo: Procesamiento de las muestras en la mesa Gemeni
Elaborado por: Jhonathan Tupiza (2019)
102
PROCEDIMIENTO:
El procedimiento consiste de tres fases: preparación de la muestra, tratamiento en la mesa y
recolección de los productos para los ensayos.
a) TAMIZADO Y PREPARACIÓN DE LA MUESTRA
En primer lugar, se realiza la preparación de la muestra mediante tamizado vía húmeda, el objetivo
es mezclar y homogenizar la muestra a fin de armonizar el tamaño de las partículas que van a ser
tratadas con la competencia de los rifles de la mesa, según las especificaciones del fabricante de
la mesa el material debe tener un tamaño de partículas cercano a los 1000 µm, por lo que el tamiz
N 16, fue el utilizado para este efecto (Fotografía 15)
Fotografía 15: Preparación de la muestra, para el tratamiento en la mesa Gemeni
Elaborado por: Jhonathan Tupiza (2019)
La fracción pasante (fina) se deja decantar, se desaloja el agua y se reserva para su posterior
tratamiento en la mesa. Mientras que la fracción retenida por el tamiz pasa por un proceso de
verificación para evidenciar la presencia o ausencia de partículas de oro de tamaño superior a 1
mm, mediante inspección visual y concentración en batea.
103
b) TRATAMIENTO EN LA MESA
La muestra con densidad de pulpa de entre 60% y 70 %, se alimenta a la tolva de la mesa con una
pala, con un ayuda de un pequeño chorro agua, se hace caer el mineral al tablero de la mesa y
comienza la dispersión mediante el agua de lavado. Ver Fotografía 16
Fotografía 16: Alimentación de la pulpa a la mesa Gemeni
Elaborado por: Jhonathan Tupiza (2019)
A la salida de la tolva de alimentación los minerales empiezan a distribuirse y diferenciarse de
acuerdo a su peso específico a lo largo de toda la mesa, y seguirán su recorrido hasta llegar al canal
correspondiente, ya sea este relave, mixto o concentrado. En esta etapa se puede observar de
manera clara las diferentes bandas o cejas, correspondientes a diferentes familias de partículas del
mismo peso específico. Una vez terminada la alimentación se deja funcionar la mesa de 3 a 5
minutos, a fin de que las partículas sean desalojadas totalmente como puede verse en la Fotografía
17. Terminado este proceso los sólidos de cada subproducto se dejan decantar.
104
Fotografía 17: Partículas de oro y ganga en la mesa Gemeni
Elaborado por: Jhonathan Tupiza (2019)
El proceso se repite con la fracción mixta a fin de maximizar la recuperación del oro, esto permite
a su vez la reducción a solo dos productos en lugar de tres, los cuales son un concentrado muy rico
y un relave prácticamente estéril. Los dos productos obtenidos se dejan decantar para su posterior
recolección. En algunos de los ensayos se procede a la verificación del relave con la batea (ver
Fotografía 18), para determinar la eventual presencia de partículas finas de oro, esto a fin de
garantizar el eficiente trabajo de la mesa, ya que; a causa del mismo funcionamiento, sus
parámetros como frecuencia y amplitud de movimiento pueden haber tenido variación, por lo que
una verificación visual mediante la batea nos proporcionará información muy útil y práctica para
realizar ajustes en los parámetros operativos de la mesa.
Fotografía 18: Comprobación: presencia de oro mediante bateo
Elaborado por: Jhonathan Tupiza (2019)
105
c) RECOLECCION DE LOS PRODUCTOS
Recolección del concentrado
Primero se retiran los minerales magnéticos que existan, en húmedo, con un imán. Luego el
concentrado es recogido con ayuda de un recipiente (batea) sobre un plástico, que nos ayudará
para el secado a temperatura ambiente de la muestra. Una vez seca la muestra será pesada y
recolectada en una bolsa plástica especial. Se codifica la muestra y se almacena para el envío al
laboratorio para realizar ensayos al fuego (copelación) y ensayos químicos (Fotografía 19).
Fotografía 19: Muestras empacadas, para envío al laboratorio para análisis al fuego
Elaborado por: Jhonathan Tupiza (2019)
Recolección del relave
El relave es recogido sobre un plástico y es extendido para ayudar a un secado rápido, cuando está
seco se procede a la reducción de la muestra mediante cuarteos manuales, pues la masa de relave
es casi el 100 % de la alimentación. El proceso se realiza hasta tener aproximadamente 50 gramos
de muestra, la misma que es recolectada en bolsas plásticas, codificada y almacenada para envío
al laboratorio (Fotografía 20)
106
Fotografía 20: Cuarteo y recolección del relave de la mesa Gemeni
Elaborado por: Jhonathan Tupiza (2019)
Los productos finales almacenados tanto de relaves como de concentrados, obtenidos de las
muestras tratadas en la mesa Gemeni, fueron enviadas al laboratorio de ALS Perú S.A. para realizar
la determinación del oro total mediante el método de “análisis al fuego” conocido también como:
“copelación”. Los resultados de estos análisis se detallan en el Anexo 6
5.4.2. Evaluación de la concentración gravimétrica en la “Mesa Gemeni”
Con la finalidad de obtener datos reales y confiables acerca de la calidad de concentración de la
mesa Gemeni, se ha recurrido a un estudio pormenorizado con ayuda de profesionales expertos en
el tema, cuyos resultados están expuestos en el informe técnico: “Balseca V. (2018), ENSAYOS
DE RECUPERACIÓN GRAVIMÉTRICA: MUESTRA HG-EC, SECTOR SAN JORGE-NAPO,
ECUADOR, Lieja”
Para este propósito la muestra, identificada con el código HG-EC, fue transportada hasta Bucarest,
Rumania. Gracias a la colaboración del Dr. Ing. Nicolae Tomus, técnico experimentado del
Instituto Nacional de Investigación de Metales Radiactivos, con más de veinte años trabajando en
separación gravimétrica utilizando la mesa Gemeni (Fotografía 21).
107
Fotografía 21: Concentración gravimétrica en mesa Gemeni, Bucarest-Rumanía
Fuente: Balseca V. (2018)
5.4.2.1. Tratamiento de la muestra
La muestra fue procesada mediante el procedimiento siguiente:
1) Verificar el peso del pre-concentrado,
2) Separar con muestreador jones 292 g, para copelación y determinación de la ley en
alimentación,
3) Primera pasada en la mesa Gemeni,
4) Segunda pasada en la mesa Gemeni únicamente del relave (sugerencia del Dr. N.
Tomus),
5) Secado y pesado de los subproductos: concentrado 1, mixto 1, concentrado 2, mixto 2
y relave,
6) Finalmente, empacar y etiquetar las fracciones para análisis químicos y metalúrgicos
en Lieja, Bélgica.
El Gráfico 29, presenta el tratamiento seguido por la muestra en el ICPMRR-Bucarest:
108
Gráfico 29: Tratamiento seguido por la muestra HG-EC, en el ICPMRR-Bucarest, Rumanía
Fuente: Balseca V. (2018)
5.4.2.2. Análisis y resultados
Los 6 subproductos obtenidos en el ensayo, incluida la alimentación fueron codificados,
caracterizados y sometidos a análisis de laboratorio.
1. Piro análisis (fusión con plomo)
En la Tabla 21, se indican los resultados de los ensayos al fuego, tal como fueron reportados por
el Laboratorio de Metalurgia de la Universidad de Lieja, Bélgica. Con estos valores, se realizaron
los cálculos correspondientes:
Primero, con los cinco productos por separado y segundo, reagrupándolos según su procedencia.
Tabla 21: Resultados de análisis al fuego, muestra: HG-EC. Universidad de Lieja, Bélgica
Resultados de piro análisis (fusión con plomo) ULG
ITEM Muestras XRF Muestras Plata (Ag)
Oro (Au)
RELAVE BND 0602 X01 BND 0602 001 N/D <
0,00004%
HG - EC: MIXTO 2 BND 0602 X02 BND 0602 002 N/D N/D
HG - EC: ALIMENTACIÓN BND 0602 X03 BND 0602 003 N/D 0,0026%
HG-EC: MIXTO 1 BND 0602 X04 BND 0602 004 N/D 0,0036%
HG - EC: CONCENTRADO 2 BND 0602 X05 BND 0602 005 0,0008% 0,0045%
HG - EC: CONCCENTRADO 1 BND 0602 X06 BND 0602 006 0,0079% 0,0506%*
Notas: ITEM = Código “Humanum Gold”
109
XRF = Fluorescencia de Rayos X Muestras = Código ULG
Fuente: Balseca V. (2018)
2. Resultados de concentración gravimétrica
En la Tabla 22, puede verse los resultados de los cálculos realizados con los cinco subproductos
obtenidos del procesamiento de concentración en la mesa Gemeni: masa en gramos, repartición
porcentual con relación a la masa total alimentada, la concentración en g/t, la cantidad de oro
presente en la alimentación y en cada sub producto, el índice de recuperación de oro y la ley
calculada de la Alimentación.
Tabla 22: Cálculos y resultados del procesamiento de la muestra HG-EC en la mesa Gemeni
Resultados de concentración gravimétrica en la mesa Gemeni
Producto Peso peso Tenor Oro (Au) Recuperación (g) (%) g/t (g) (%)
Concentrado 1 415 2,26 585* 0,20999 81,00
Mixto 1 907 4,95 36 0,032652 12,60
Concentrado 2 221 1,21 45 0,009945 3,80
Mixto 2 489 2,67 0 0 0,00
Relave 16140 88,07 <0,4 0 0,00
Arcilla 154 0,84 0 0 0,00
Alimentación 18326 100,00 15,92 0,29 99,90
*Contenido de metal precioso: Au + Ag = (506+79) g/t
Fuente: Balseca V. (2018)
3. Balance Metalúrgico y eficiencia de mesa Gemeni (% de recuperación)
Como se mencionó, anteriormente el relave obtenido en el primer procesamiento en la mesa
Gemeni, fue reconcentrado una segunda vez, de aquí provienen el Concentrado 2 (0,009 g Au) y
Mixto 2 (0 g Au).
En un proceso industrial, la concentración de oro existente en el Concentrado 2 y Mixto 2,
corresponde al metal precioso que escapa a la concentración en la mesa Gemeni. Por lo que se
110
debe agrupar los sub productos, obteniendo los resultados definitivos, que constan en las Tabla 23
y Gráfico 30.
Tabla 23: Balance metalúrgico de la concentración en la mesa Gemeni
Balance metalúrgico de la concentración en Mesa Gemeni
Productos Peso Peso Tenor Oro (Au) Recuperación
(g) (%) (g/t) (g) (%)
Concentrado 415 2,26 585* 0,210 81,00
Mixto 907 4,95 36 0,033 12,60
Relave 16850 91,95 0,98 0,017 6,40
Arcilla 154 0,84 0 0 0,00
Alimentación 18326 100,00 15,93 0,29 100,00
Fuente: Balseca V. (2018)
Gráfico 30: Balance metalúrgico de la concentración en la mesa Gemeni
Fuente: Balseca V. (2018)
111
5.4.2.3. Interpretación de resultados y conclusiones del ensayo de concentración
en la Mesa Gemeni
• El balance de mineral se verifica si se toma en cuenta el volumen de arcilla que se pierde
durante el proceso de concentración, decantación y evacuación del agua, por lo que la
fórmula a utilizar es: 𝐴 = 𝐶 + 𝑀 + 𝑅 + (𝑎𝑟𝑐𝑖𝑙𝑙𝑎).
• El concentrado 2 y el mixto 2, se integran al Relave por lo que, la concentración es de 0.98
g (Au)/t, correspondiente a 0.02 g de oro que escapan a la concentración.
• El balance de metal precioso permite obtener un valor de 0,29 g, resultante de la suma de
la masa de oro presente en cada producto. Lo que implica que, la ley calculada de la
alimentación, es de 15.93 g/t.
• La ley del mineral alimentado, presenta una grande diferencia entre el resultado del análisis
por pirometalurgia (26 g/t) y la alimentación calculada (15,93 g/t). Sabiendo que el
laboratorio de metalurgia de la Universidad de Lieja, goza de alta confianza, la explicación
posible es que nos encontramos frente a la manifestación del “efecto pepita”, muy común
en este tipo de minerales en grano (Balseca, 2018).
• El Índice de Concentración o Rendimiento en peso del concentrado, es de 2,26%, lo que
quiere decir que la reducción del volumen alimentado es bastante aceptable en la mesa
Gemeni.
• La Eficiencia de la máquina o Rendimiento de oro en el concentrado, indica un valor de
81%, sin embargo, hay que tomar en cuenta que 12,6% de oro se encuentra aún en el mixto
y es susceptible de ser recuperado, por lo que, la Recuperación sube al 93,6% y solamente
6,4% del oro total pasa con el relave, siendo éste, el porcentaje de oro definitivamente
perdido.
112
• La Eficacia o concentración del oro en el relave, es de 0,98g/t, que constituye un valor muy
aceptable.
5.5. BALANCE METALÚRGICO DE LAS OPERACIONES (PROCESOS
GRAVIMÉTRICOS)
5.5.1. Definición de balance metalúrgico
El balance metalúrgico es una herramienta análoga a un balance másico, pero direccionado al
estudio de procesos metalúrgicos, que permite establecer la eficiencia de un determinado proceso
de beneficio de mineral. Es de gran utilidad pues proporciona “índices metalúrgicos” y estándares
que finalmente ayudarán a la optimización en la recuperación del mineral de interés en nuestro
caso el oro. El balance metalúrgico se compone de dos fases para su desarrollo; balance de material
(mineral) y balance de metal precioso (oro).
5.5.2. Balance de material (mineral)
El balance de material consiste en la aplicación de la “ley de conservación de la masa”, y puede
definirse como la contabilidad entre la entrada y salida de material a un determinado proceso en
un sistema cerrado, pues esta debe permanecer siempre constante.
En nuestro caso particular esta dado por el volumen de material alimentado al proceso de lavado
y clasificación, y el volumen de material que sale del mismo. El procedimiento de concentración
gravimétrico mediante la utilización de la “Z”, genera dos productos finales: concentrado y relave,
este último constituido por la sumatoria de todos los relaves producidos durante un ciclo.
La secuencia de cálculo debe realizarse punto por punto, aplicando ecuación por ecuación
generada en cada nodo, que es una ubicación específica dentro del proceso de separación,
matemáticamente debe cumplirse (Laureano, 2009):
𝑎𝑐𝑢𝑚𝑙𝑢𝑎𝑐𝑖ó𝑛 = 𝑒𝑛𝑡𝑟𝑎𝑑𝑎 − 𝑠𝑎𝑙𝑖𝑑𝑎
113
Por tanto, el Balance de Material esta dado por la ecuación:
Ecuación 3: Balance de mineral
𝐴 = 𝐶 + 𝑅
Donde:
A = Alimentación;
C = Concentrado;
R = Relave
Para el balance de mineral se deben tomar en cuenta los grandes bloques o boulders (> 300 mm),
que son descartados por la excavadora los cuales no forman parte del proceso de beneficio, pero
sí de la explotación. Entonces, la alimentación efectiva a la clasificadora “Z”, constituye todo el
material cuya granulometría es inferior a los 300 mm, y la fracción que ingresa a los canalones es
únicamente el volumen constituido por partículas de tamaño menor a los 25 mm.
Esta fracción (< 25 mm) atraviesa tres etapas: concentración en el canalón de la “z”, recuperación
del pre-concentrado y reconcentración con ayuda de la “matraca”; y en cada una de éstas, se
producirá un relave el cual debe ser calculado a fin de permitir realizar el balance de material. El
Gráfico 31, ilustra de manera didáctica la forma en la que la grava es procesada generando los
distintos subproductos.
114
VOLUMEN TOTAL DE GRAVA (corte)
Cantos, gravilla, arena, arcillas, limos (< 300 mm)
Boulders (>300 mm)
No ingresa al proceso de lavado
Ingresa a la Tolva de alimentación
Grueso (300 mm> G >25 mm)
Finos (F < 25mm)
(150 m3)
No pasa por la criba de clasificación
Ingresa a los canalones de la “z”
Relave (Q)
Precocentrado Relave (J)
Concentrado Relave (M)
Superconcentrado
DORE
Concentración gravimétrica
Recuperación de material
Fundición
Reconcentración (reducción)
Relave (G)
DIAGRAMA: PROCESAMIENTO Y REDUCCIÓN DE LA GRAVA
Gráfico 31: Procesamiento y reducción de la grava aurífera
Elaborado por: Jhonathan Tupiza (2019)
115
5.5.2.1. Determinación de la fórmula generalizada para el balance
Tomando la ecuación No 3, podemos aplicarla en cada fase, y así obtener una fórmula general para
el balance de material. Esto se realizará considerando cada nodo presente en el proceso de
concentración; y, cada uno se tratará como parte de un circuito continuo tal como se presentó en
el Gráfico 31.
Si tomamos en cuenta que la fracción de granulometría entre 25mm-300mm, codificada como (G),
es parte de la alimentación y constituye el primer relave que se produce, y la fracción de
granulometría inferior a 25 mm (F) es el primer producto, tenemos que:
𝐴 = 𝐹 + 𝐺
Donde:
A= alimentación efectiva
F = mineral de granulometría >25 mm
G = fracción gruesa conformada por cantos rodados de tamaño entre 25 a 300 m.
Como se puede observaren en el Gráfico 31 la fracción F pasa de la criba a las siguientes etapas:
Concentración en canalón (primera etapa):
El material de granulometría menor a 25 mm, se separa por gravedad en los canalones de la “Z”
en dos productos: el pre-concentrado (PC) y el relave en pulpa determinado como (Q), por lo se
tiene:
𝐹 = 𝑃𝐶 + 𝑄
Donde:
A= F; fracción de menor granulometría (>25 mm)
C = PC; pre-concentrado
R = Q; relave en pulpa
116
Recuperación del pre-concentrado (segunda etapa):
Una vez terminado el corte se procede a la recuperación del material de los canalones o Pre
concentrado (PC), el cual produce el concentrado (C) recogido en la tina, y el relave producido
mediante la reconcentración utilizando la barrera de yutes, codificado como relave (J), entonces:
𝑃𝐶 = 𝐶 + 𝐽
Donde:
A= PC; pre-concentrado
C = C; concentrado
R = J; relaves J
Reconcentración en la “matraca” (tercera etapa):
En esta etapa el concentrado (C) recogido en la tina, es afinado mediante la “matraca” y se obtiene
el concentrado final o super concentrado (SP), y el relave (M) o cola de la matraca, utilizando la
misma fórmula anterior de balance y reemplazando se obtiene:
𝐶 = 𝑆𝑃 + 𝑀
Donde:
A= C; concentrado que ingresa a la matraca.
C = SP; superconcentrado, que pasa a fundición.
R = M; relave de la matraca.
Se unen todas los relaves o colas generadas para tener la fórmula generalizada y facilitar el balance,
la misma que se expresa de la siguiente manera:
𝐴 = 𝑆𝑃 + (𝐺 + 𝑄 + 𝐽 + 𝑀)
Donde:
A= Total de material alimentado a la “Z”
117
C = SP; superconcentrado obtenido después de todo el proceso
R = (G + Q+J+M); sumatoria de todos los relaves.
La fórmula corresponde analógicamente a la fórmula No3 de balance de material
5.5.2.2. Cálculo de los volúmenes para el balance
Para aplicar la fórmula de balance es necesario calcular el volumen de cada fracción que se genera
durante el proceso (subproductos); como se muestra en el Gráfico 31.
VOLUMEN DE ALIMENTACIÓN
El volumen de alimentación constituye todos los fragmentos cuya granulometría es inferior a los
300 mm (Tabla 26).
VOLUMEN DE FRACCIONES G Y F
Las fracciones G y F se generan durante la clasificación mediante la criba y los valores de sus
volúmenes se encuentran expresados en la Tabla 24.
Tabla 24: Volumen de fracción: pasante y retenida por la criba de clasificación
VOLUMEN DE LAS FRACCIONES (G y F)
Volumen de los gruesos (25mm-300mm) (m³)
Código HG-10 HG-11 HG-12 HG-13 HG-14
G 500,00 626,95 1254,00 1583,07 688,20
Volumen de finos (< 25mm) que atraviesa la criba (m³)
HG-10 HG-11 HG-12 HG-13 HG-14
F 100,00 141,95 285,00 339,23 199,80
50,00 177,44 171,00 113,08 55,50
Total 150,00 319,39 456,00 452,31 255,30
Fuente: Jhonathan Tupiza (2019)
118
VOLUMEN DE RELAVE EN PULPA (Q)
El volumen del relave producido durante la etapa de lavado es el de mayor magnitud, corresponde
al volumen total de sólidos en el caudal de pulpa que sale de la “Z” (Tabla 26).
VOLUMEN DEL PRECONCENTRADO (PC)
Este constituye el material atrapado en los canalones de la clasificadora “Z” por lo que depende
de la “capacidad de reducción” de la misma, representa el índice de reducción de los canalones,
expresado en porciento de la alimentación. La capacidad de reducción de las instalaciones
estudiadas, se expresan en la Tabla 25.
Tabla 25: Capacidad de reducción de la "Z" y de la “matraca”
CÓDIGO HG-10 HG-11 HG-12 HG-13 HG-14
Capacidad de reducción de la "z" % 2,0% 2,0% 1,5% 1,5% 2,0%
Capacidad de reducción de la "matraca"
3,0% 3,0% 2,0% 3,0% 2,0%
Cola de la matraca 97,0% 97,0% 98,0% 97,0% 98,0%
Fuente: Balseca V. (2018)
Por lo tanto, el pre-concentrado está dado por el producto entre el porcentaje de reducción de la
“Z” multiplicado por el volumen que ingresa a los canalones de la misma, es decir (F); por lo que
se tiene que:
𝑃𝐶 = (%𝑟𝑒𝑑𝑢𝑐𝑐𝑖𝑜𝑛) ∗ 𝐹
Los valores calculados se detallan en la Tabla 26.
VOLUMEN DE CONCENTRADO (C)
El volumen de concentrado, es constituido por el material recogido en la tina y fue medido
directamente en el campo (Tabla 26).
119
VOLUMEN DE RELAVES (J)
El pre-concentrado (PC) pasa a ser recogido, produciéndose el concentrado (C) y el relave (J), este
constituye la diferencia existente entre el volumen del pre-concentrado (PC) y el concentrado
medido en la tina, por lo que se obtiene mediante la fórmula:
𝐽 = 𝑃𝐶 − 𝐶
En la Tabla 26 se presentan dichos valores.
VOLUMEN DE SUPERCONCENTRADO (SP)
El concentrado (C), es sometido a un nuevo proceso de reducción mediante el uso de la “matraca”,
y aquí se generan dos productos, un relave (M), cuyo volumen constituye todo el material que es
eliminado durante esta fase; y, el superconcentrado (SP), los cuales están en función de la
capacidad de reducción de la “matraca” (ver Tabla 25), por lo que el volumen de superconcentrado
se puede calcular mediante la fórmula:
𝑆𝑃 = (%𝑟𝑒𝑑𝑢𝑐𝑐𝑖ó𝑛 𝑚𝑎𝑡𝑟𝑎𝑐𝑎) ∗ 𝐶
VOLUMEN DE RELAVES (M)
El volumen de los relaves M están dados mediante la expresión:
𝑀 = 𝐶 − 𝑆𝑃
Durante el análisis se puede observar que existe un volumen de material que no es repertoriado; se
trata de las arcillas, las cuales debido a su tamaño escapan en suspensión. Se procede entonces, a
calcular la masa de arcilla faltante a fin de equilibrar el balance. Por lo que a las arcillas los
tomaremos como X, para poder realizar el cálculo, y la expresión quedaría modificada de la
siguiente manera:
𝐴 = 𝑆𝑃 + (𝐺 + 𝑄 + 𝐽 + 𝑀 + 𝑋)
Donde:
120
A= Total de material alimentado a la “Z”
SP= superconcentrado obtenido después de todo el proceso
R = (G + Q + J + M+ X); sumatoria de todos los relaves, incluida la arcilla.
El volumen de sólidos que entra a la “Z”, presenta una diferencia con respecto a la suma de los
relaves más los concentrados, esto debido a que por su tamaño las partículas no pueden decantarse,
motivo por el cual la pulpa presenta aspecto con pronunciada turbidez. Por esta razón es muy
importante el cálculo de este volumen a fin de evitar errores en los balances. Se la puede obtener
despejando la ecuación anterior.
𝑋 = 𝐴 − (𝐺 + 𝑄 + 𝐽 + 𝑀 + 𝑆𝑃)
Los volúmenes de los distintos sub productos y relaves se encuentran detallados en la Tabla 26.
Tabla 26: Cuadro resumen: Volumen de los productos generados durante el beneficio
VOLUMEN DE PRODUCTOS Y RELAVES GENERADOS (m3)
ITEM Código HG-10 HG-11 HG-12 HG-13 HG-14
ALIMENTACION A 650,00 946,34 1710,00 2035,38 943,50
RELAVES G 500,00 626,95 1254,00 1583,07 688,20
Q 139,24 192,71 425,89 78,82 106,53
PRODUCTOS TEMPORALES
PC 3,00 6,39 6,84 6,78 5,11
C 0,074398 0,095654 0,138167 0,069084 0,067500
RELAVES J 2,93 6,29 6,70 6,72 5,04
M 0,072166 0,092785 0,135404 0,067011 0,066150
SUPERCONCENTRADO SP 0,002232 0,002870 0,002763 0,002073 0,001350
ARCILLAS X 7,76 120,29 23,27 366,70 143,66
RELAVE TOTAL
Código HG-10 HG-11 HG-12 HG-13 HG-14
(G+Q+J+M+X) R 649,997768 946,332130 1709,997237 2035,376727 943,498650
Fuente: Jhonathan Tupiza (2019)
5.5.2.3. Balance de mineral
Con los resultados obtenidos en el numeral anterior, podemos realizar el balance de mineral para
cada operación.
121
En las Tablas 27-31 y Gráficos 32-36 se puede apreciar en forma de histogramas, el reparto de
cada uno de los productos.
BALANCE DE MINERAL: HG - 10
Tabla 27: Balance de mineral, HG - 10
REPARTO DE SÓLIDOS HG - 10
SUB-PRODUCTO CÓDIGO VOLUMEN REPARTO
m3 %
Grueso > 25 mm G 500,00 76,92%
Relave Q Q 139,24 21,42%
Relave J J 2,93 0,45%
Relave M M 0,0722 0,0111%
Superconcentrado SP 0,0022 0,0003%
Arcillas X 7,76 1,19%
Alimentación A 650,00 100,00%
Fuente: Jhonathan Tupiza (2019)
Gráfico 32: Reparto de sólidos: HG - 10
Elaborado por: Jhonathan Tupiza (2019)
122
BALANCE DE MINERAL: HG - 11
Tabla 28: Balance de mineral HG - 11
REPARTO DE SÓLIDOS HG - 11
SUB-PRODUCTO CÓDIGO VOLUMEN REPARTO
m3 %
Grueso > 25 mm G 626,95 66,25%
Relave Q Q 192,71 20,36%
Relave J J 6,29 0,66%
Relave M M 0,0928 0,0098%
Superconcentrado SP 0,0029 0,0003%
Arcillas X 120,29 12,71%
Alimentación A 946,34 100,00%
Fuente: Jhonathan Tupiza (2019)
Gráfico 33: Reparto de sólidos: HG - 11
Elaborado por: Jhonathan Tupiza (2019)
123
BALANCE DE MINERAL: HG - 12
Tabla 29: Balance de mineral HG - 12
REPARTO DE SÓLIDOS HG - 12
SUB-PRODUCTO CÓDIGO VOLUMEN REPARTO
m3 %
Grueso > 25 mm G 1254,00 73,33%
Relave Q Q 425,89 24,91%
Relave J J 6,70 0,39%
Relave M M 0,1354 0,0079%
Superconcentrado SP 0,0028 0,0002%
Arcillas X 23,27 1,36%
Alimentación A 1710,00 100,00%
Fuente: Jhonathan Tupiza (2019)
Gráfico 34: Reparto de sólidos: HG - 12
Elaborado por: Jhonathan Tupiza (2019)
124
BALANCE DE MINERAL: HG -13
Tabla 30: Balance de mineral HG - 13
REPARTO DE SÓLIDOS HG - 13
SUB-PRODUCTO CÓDIGO VOLUMEN REPARTO
m3 %
Grueso > 25 mm G 1583,07 77,78%
Relave Q Q 78,82 3,87%
Relave J J 6,72 0,33%
Relave M M 0,0670 0,0033%
Superconcentrado SP 0,0021 0,0001%
Arcillas X 366,70 18,02%
Alimentación A 2035,38 100,00%
Fuente: Jhonathan Tupiza (2019)
Gráfico 35: Reparto de sólidos: HG - 13
Elaborado por: Jhonathan Tupiza (2019)
125
BALANCE DE MINERAL: HG - 14
Tabla 31: Balance de mineral HG - 14
REPARTO DE SÓLIDOS HG - 14
SUB-PRODUCTO CÓDIGO VOLUMEN REPARTO
m3 %
Grueso > 25 mm G 688,20 72,94%
Relave Q Q 106,53 11,29%
Relave J J 5,04 0,53%
Relave M M 0,0662 0,0070%
Superconcentrado SP 0,0014 0,0001%
Arcillas X 143,66 15,23%
Alimentación A 943,50 100,00%
Fuente: Jhonathan Tupiza (2019)
Gráfico 36: Reparto de sólidos: HG - 14
Elaborado por: Jhonathan Tupiza (2019)
En los histogramas se puede observar claramente una tendencia similar con pequeñas diferencias,
esto debido a la similitud en los procedimientos para el beneficio del oro.
126
5.5.3. Balance de metal precioso
El balance de metales preciosos está considerado como la cuantificación de la masa de oro en
gramos que; es tanto la que ingresa en la alimentación al circuito, así como la masa recuperada en
el concentrado y la que se pierde en los relaves generados durante el proceso. Este balance está
dirigido exclusivamente al oro que es el metal de interés en el presente proyecto.
El balance de metal precioso (oro) se puede expresar de la siguiente manera:
(𝐴𝑢) 𝐴𝑙𝑖𝑚𝑒𝑛𝑡𝑎𝑐𝑖ó𝑛 = (𝐴𝑢) 𝑅𝑒𝑐𝑢𝑝𝑒𝑟𝑎𝑑𝑜 + (𝐴𝑢) 𝑅𝑒𝑙𝑎𝑣𝑒𝑠
La cantidad en masa o volumen de cada fracción esta expresada en letras mayúsculas mientras que
los tenores se representaran con letras minúsculas. Matemáticamente el balance de metal precioso
se expresa mediante la ecuación:
Ecuación 4: Balance de metal precioso
𝐴. 𝑎 = 𝐶. 𝑐 + 𝑅. 𝑟
Donde:
A= masa o volumen de la alimentación
C= masa o volumen del concentrado
R= masa o volumen del relave
a = tenor de Au en la alimentación
c = tenor de Au en el concentrado
r = tenor de Au en el relave
Tomando como base la ecuación 4, podemos expresar la fórmula para el balance de oro, como:
𝐴(𝑎) = 𝑆𝑃(𝑠𝑝) + (𝑄(𝑞) + 𝐽(𝑗) + 𝑀(𝑚))
Donde:
A = volumen de la alimentación
127
SP = volumen del concentrado
Q = volumen del relave Q
J = volumen del relave J
M = volumen del relave M
a = tenor de Au en la alimentación
sp = tenor de Au en el concentrado
q = tenor de Au en el relave Q
j = tenor de Au en el concentrado J
m = tenor de Au en el relave M
En la ecuación no se ha tomado en cuenta las fracciones G y X correspondientes a las partículas
de (25 a 300mm) y la arcilla respectivamente, esto debido a que éstas dos fracciones se considera
como estériles.
5.5.3.1. Determinación de las leyes para el balance de oro
Para realizar el balance es necesario conocer el tenor de cada una de las fracciones que intervienen
en el mismo. Teniendo en cuenta que el concepto de tenor se refiere a la relación que existe entre
la cantidad en masa de mineral o metal de interés, con respecto a la cantidad (masa o volumen)
total de material. Esta relación se puede expresar de distintas maneras como son gramos de mineral
por tonelada de material (g/T), en relación porcentual (%) o en el caso de depósitos aluviales como
el oro, en gramos de mineral por metro cubico (g/ m3).
En el presente proyecto no se tiene información acerca de las leyes que tienen los depósitos, debido
a la falta de investigación profesional por parte de los titulares de los permisos de explotación, por
lo que en este estudio la ley de alimentación a la clasificadora “Z”, se obtiene del balance
metalúrgico, nos referimos entonces a lo que en Metalurgia se conoce como “Ley de Alimentación
Calculada”.
128
a) LEY DE LOS RELAVES
Durante el proceso se generan tres relaves, todos presentan contenido de oro de interés para el
estudio, los cuales son: q, j y m, que deberán ser calculados.
TENOR DE LOS RELAVES Q
Mediante concentración en mesa Gemeni y posterior análisis al fuego o pyroanálisis, se pudo
determinar el contenido de oro en cada muestra Qn (ver Anexo 4), con lo que se puede calcular la
ley general para el caudal de pulpa Q mediante la utilización de la fórmula:
𝑞(𝑔/𝑡) = ((𝑔/𝑡𝑄1 ∗ 𝑓𝑄1) + (𝑔/𝑡𝑄2 ∗ 𝑓𝑄2)+. . . (𝑔/𝑡𝑄𝑛 ∗ 𝑓𝑄𝑛))
∑𝑓
Donde:
q = ley general del relave Q, en gramos por tonelada
g/tQn = ley de cada muestra Qn, alimentada a la mesa en gramos por tonelada
fQn = masa de alimentación de cada muestra Qn, en gramos
∑f = sumatoria de las masas de alimentación de cada muestra Qn
Las leyes para los relaves Q tanto en gramos por tonelada como en gramos por metro cúbico, se
encuentran resumidas en la Tabla 32
Tabla 32: Tenor (ley), en el relave de pulpa Q
MUESTRA TENOR (ley)
(g/t) (g/ m3)
HG-10-Q 1,13 1,75
HG-11-Q 4,47 7,01
HG-12-Q 0,51 0,86
HG-13-Q 1,30 2,17
HG-14-Q 0,22 0,39
Fuente: Jhonathan Tupiza (2019)
129
TENOR DE LOS RELAVES J y M
Para determinar la ley para cada muestra codificada como J y M, se siguió exactamente el mismo
proceso que para los relaves Q (ver Tabla 33):
Tabla 33: Ley en los relaves J y M
MUESTRA LEY
(g/t)
HG-10-J 44,24
HG-10-M 8,32
HG-11-J 24,60
HG-11-M 21,07
HG-12-J 2,47
HG-12-M 19,32
HG-13-J 3,46
HG-13-M 2,70
HG-14-J 12,99
HG-14-M 6,81
Fuente: Jhonathan Tupiza (2019)
b) LEY DEL SUPERCONCENTRADO
El oro total contenido en el superconcentrado constituye el oro obtenido en la fundición (dore), el
mismo que fue comercializado y registrado por los mineros; a esta cantidad de oro se le debe sumar
el recuperado en los análisis de granulometría realizados, en las operaciones donde fue posible
tomar muestra para realizar el ensayo. Por tanto, teniendo el volumen del superconcentrado
podemos obtener directamente la ley de oro en gramos por metro cúbico (ver Tabla 34).
Tabla 34: Ley del concentrado final o superconcentrado
CÓDIGO
(Au)
RECUPERADO
POR MINEROS
ORO EN ENSAYO
GRANULOMETRICO TOTAL
VOLUMEN
DE SP LEY SP
(g) (g) (g) m3 g/ m3
HG-10 454,20 0,00 454,20 0,002231933 203500,78
130
HG-11 246,00 0,00 246,00 0,002869628 85725,41
HG-12 161,28 3,29 164,57 0,002763345 59553,06
HG-13 130,08 3,41 133,49 0,002072509 64408,65
HG-14 43,24 0,00 43,24 0,00135 32029,63
Fuente: Jhonathan Tupiza (2019)
Cuadro resumen de las leyes para el balance de metal precioso (Tabla 35).
Tabla 35: Resumen de leyes para el balance de metal precioso
CONTENIDO DE ORO
MUESTRA TENOR (ley) TENOR (ley)
(g/t) (g/ m3)
HG-10
HG-10-Q 1,13 1,75
HG-10-J 44,24 71,67
HG-10-M 8,32 13,72
HG-10-SP 203500,78
HG-11
HG-11-Q 4,47 7,01
HG-11-J 24,60 41,08
HG-11-M 21,07 34,76
HG-11-SP 85725,41
HG-12
HG-12-Q 0,51 0,86
HG-12-J 2,47 4,70
HG-12-M 19,32 32,65
HG-12-SP 59553,06
HG-13
HG-13-Q 1,30 2,17
HG-13-J 3,46 6,37
HG-13-M 2,70 4,93
HG-13-SP 64408,65
HG-14
HG-14-Q 0,22 0,39
HG-14-J 12,99 22,99
HG-14-M 6,81 13,21
HG-14-SP 32029,63
Fuente: Jhonathan Tupiza (2019)
c) DETERMINACIÓN DE LA LEY DE ALIMENTACIÓN A LA CLASIFICADORA “Z”
Una vez conocidas las leyes de los subproductos y la aplicación de la ecuación 4, se puede calcular
el tenor de alimentación mediante el despeje de la misma, teniendo:
131
𝑎 =𝑆𝑃(𝑠𝑝) + (𝑄(𝑞) + 𝐽(𝑗) + 𝑀(𝑚))
𝐴
La ley de alimentación de cada operación se presenta en la Tabla 36:
Tabla 36: Ley de alimentación o cabeza a la clasificadora "Z"
LEY EN LA ALIMENTACIÓN
Operación VOLUMEN TENOR (ley)
m3 (g/ m3)
HG-10 650,00 1,40
HG-11 946,35 1,96
HG-12 1995,00 0,33
HG-13 1809,32 0,17
HG-14 943,50 0,21
Fuente: Jhonathan Tupiza (2019)
5.5.3.2. Balance metalúrgico general
Una vez conocidos el balance de material, que consta de volumen de material alimentado, volumen
del concentrado y volumen de los relaves; y conocidas las concentraciones (tenor) de cada uno de
estos productos, se puede realizar el balance general, donde se puede apreciar la masa de oro que
es recuperada en el concentrado, y la masa de oro que escapa en los relaves, valores que hacen
posible la determinación de la masa de oro que ingresa al circuito de concentración y determinar
la “Ley de Alimentación Calculada”.
En las Tablas 37-41 y Gráficos 37-41, se puede apreciar claramente mediante los histogramas, la
relación porcentual que existen entre el volumen de mineral de cada producto y la cantidad de oro
en masa que contienen.
132
BALANCE METALÚRGICO HG - 10
Tabla 37:Balance metalúrgico HG - 10
BALANCE METALÚRGICO HG - 10
ÍTEM CÓDIGO VOLUMEN REPARTO TENOR
ORO
(Au) REPARTO
m3 % g/ m3 g %
Grueso > 25 mm G 500,00 76,92% 0 0,00%
Relave Q Q 139,24 21,42% 1,75 243,28 26,79%
Relave J J 2,93 0,45% 71,67 209,69 23,09%
Relave M M 0,0722 0,0111% 13,72 0,99 0,11%
Superconcentrado SP 0,0022 0,0003% 203500,78 454,20 50,01%
Arcillas X 7,76 1,19% 0 0,00%
Alimentación A 650,00 100% 1,40 908,17 100%
Fuente: Jhonathan Tupiza (2019)
Gráfico 37:Balance metalúrgico HG - 10
Elaborado por: Jhonathan Tupiza (2019)
133
BALANCE METALÚRGICO HG - 11
Tabla 38: Balance metalúrgico HG - 11
BALANCE METALÚRGICO HG - 11
ÍTEM CÓDIGO VOLUMEN REPARTO TENOR
ORO
(Au) REPARTO
m3 % g/ m3 g %
Grueso > 25 mm G 626,95 66,25% 0,00 0,00%
Relave Q Q 192,71 20,36% 7,01 1351,10 72,69%
Relave J J 6,29 0,66% 41,08 258,49 13,91%
Relave M M 0,0928 0,0098% 34,76 3,23 0,17%
Superconcentrado SP 0,0029 0,0003% 85725,41 246,00 13,23%
Arcillas X 120,29 12,71% 0,00 0,00%
Alimentación A 946,34 100% 1,96 1858,82 100%
Fuente: Jhonathan Tupiza (2019)
Gráfico 38:Balance metalúrgico HG - 11
Elaborado por: Jhonathan Tupiza (2019)
134
BALANCE METALÚRGICO HG - 12
Tabla 39: Balance metalúrgico HG - 12
BALANCE METALÚRGICO HG - 12
ÍTEM CÓDIGO VOLUMEN REPARTO TENOR
ORO
(Au) REPARTO
m3 % g/ m3 g %
Grueso > 25 mm G 1254,00 73,33% 0,00 0,00%
Relave Q Q 425,89 24,91% 0,86 365,88 64,60%
Relave J J 6,70 0,39% 4,70 31,48 5,56%
Relave M M 0,1354 0,0079% 32,65 4,42 0,78%
Superconcentrado SP 0,0028 0,0002% 59553,06 164,57 29,06%
Arcillas X 23,27 1,36% 0,00 0,00%
Alimentación A 1710,00 100% 0,33 566,34 100%
Fuente: Jhonathan Tupiza (2019)
Gráfico 39:Balance metalúrgico HG - 12
Elaborado por: Jhonathan Tupiza (2019)
135
BALANCE METALÚRGICO HG - 13
Tabla 40: Balance metalúrgico HG - 13
BALANCE METALÚRGICO HG - 13
ÍTEM CÓDIGO VOLUMEN REPARTO TENOR
ORO
(Au) REPARTO
m3 % g/ m3 g %
Grueso > 25 mm G 1583,07 77,78% 0,00 0,00%
Relave Q Q 78,82 3,87% 2,17 170,94 49,19%
Relave J J 6,72 0,33% 6,37 42,76 12,30%
Relave M M 0,0670 0,0033% 4,93 0,33 0,10%
Superconcentrado SP 0,0021 0,0001% 64408,65 133,49 38,41%
Arcillas X 366,70 18,02% 0,00 0,00%
Alimentación A 2035,38 100% 0,17 347,52 100%
Fuente: Jhonathan Tupiza (2019)
Gráfico 40:Balance metalúrgico HG - 13
Elaborado por: Jhonathan Tupiza (2019)
136
BALANCE METALÚRGICO HG - 14
Tabla 41: Balance metalúrgico HG - 14
BALANCE METALÚRGICO HG - 14
ÍTEM CÓDIGO VOLUMEN REPARTO TENOR
ORO
(Au)
REPART
O
m3 % g/ m3 g %
Grueso > 25 mm G 688,20 72,94% 0,00 0,00%
Relave Q Q 106,53 11,29% 0,39 41,17 20,47%
Relave J J 5,04 0,53% 22,99 115,85 57,60%
Relave M M 0,0662 0,0070% 13,21 0,87 0,43%
Superconcentrado SP 0,0014 0,0001% 32029,63 43,24 21,50%
Arcillas X 143,66 15,23% 0,00 0,00%
Alimentación A 943,50 100% 0,21 201,14 100%
Fuente: Jhonathan Tupiza (2019)
Gráfico 41:Balance metalúrgico HG - 14
Elaborado por: Jhonathan Tupiza (2019)
137
5.5.4. Índices metalúrgicos
Los índices metalúrgicos constituyen relaciones adimensionales, las cuales permiten determinar la
calidad en la separación efectuada, de una o varias etapas de la concentración (Bustamante et al.,
2008).
Estos índices permiten determinar la eficiencia de los procesos de beneficio, a fin de optimizar los
mismos, evitando así las pérdidas generadas en algún punto del circuito o en general y garantizando
una buena recuperación del mineral de interés. También son muy importantes y útiles para el
dimensionamiento y diseño de plantas de beneficio. Con ellos se pueden realizar las correcciones
necesarias para un trabajo de buena calidad.
Dentro de los índices metalúrgicos podemos encontrar dos tipos diferentes que son:
• Índices que relacionan la calidad de concentración, como la razón de enriquecimiento (Re)
y la eficiencia (E), los cuales proporcionan información acerca de la calidad que tienen los
productos obtenidos en esta etapa de concentración, para un análisis de la planta.
• Índices que relacionan la capacidad de concentración del circuito, como son el índice de
concentración (R), el ratio de concentración (RC) o el rendimiento en el relave (Rt), los
cuales se utilizan principalmente para un buen dimensionamiento de la planta de beneficio.
ÍNDICE DE CONCENTRACIÓN O RENDIMIENTO EN LA CONCENTRACIÓN (R)
Se refiere al rendimiento en peso o volumen del concentrado y se expresa como la relación entre
el flujo del concentrado, con respecto al flujo de sólidos presentes en la alimentación.
𝑅 =𝐶
𝐴∗ 100
RAZÓN DE ENRIQUECIMIENTO (Re)
Esta razón se expresa como el cociente entre el tenor del mineral útil en el concentrado dividido
para el tenor existente de mineral útil en la alimentación.
138
𝑅𝑒 =𝑐
𝑎
PORCENTAJE DE RECUPERACIÓN (EFICIENCIA) (E)
Se define como la relación que existe entre el peso de mineral útil existente en el concentrado con
respecto a la cantidad del mismo mineral útil (oro) que ingresa a la operación en la alimentación.
𝐸 =𝐶𝑐
𝐴𝑎∗ 100
También puede expresarse como el producto del rendimiento en la concentración por la razón de
enriquecimiento:
𝐸 = 𝑅 ∗ 𝑅𝑒
RATIO O RAZÓN DE CONCENTRACIÓN (RC)
El ratio se refiere a la relación entre el flujo de solidos presentes en la alimentación A con respecto
al flujo de solidos que se hallan en el concentrado C. Este índice nos permite calcular cuánto
material necesitamos en la alimentación para la obtención de una tonelada o un metro cúbico de
concentrado
𝑅𝐶 =𝐴
𝐶
RENDIMIENTO EN EL RELAVE (Rt)
Es la relación entre el peso o volumen del relave con respecto a la alimentación, se puede expresar
como:
𝑅𝑡 = 1 − 𝑅
TASA DE PÉRDIDA (Er)
Se considera como el rendimiento del mineral útil en el relave, y se puede expresar como.
𝐸𝑟 = 1 − 𝐸
139
En la Tabla 42 se presenta una síntesis acerca de los índices metalúrgicos utilizados
Tabla 42: Descripción de los índices metalúrgicos
ÍNDICE DESCRIPCIÓN UNIDAD
R Rendimiento en volumen del concentrado %
Re Razón de enriquecimiento -
E Tasa de recuperación o rendimiento del oro en el concentrado %
Rt Rendimiento en volumen del relave %
Er Tasa de pérdida o rendimiento del oro en el relave %
RC Ratio de concentración -
Fuente: Jhonathan Tupiza (2019)
Mediante la ayuda de los resultados obtenidos en los balances generales, así como de las diferentes
fórmulas descritas, se puede construir la Tabla 43, en la cual se resumen los distintos valores para
cada índice que presenta cada operación.
Tabla 43: Índices metalúrgicos de las operaciones
ÍNDICES OPERACIÓN
HG-10 HG-11 HG-12 HG-13 HG-14
R 0,0003434% 0,0003032% 0,0001616% 0,0001018% 0,0001431%
Re 145651,27 43643,26 179747,51 377235,23 150243,36
E 50,01% 13,23% 29,06% 38,41% 21,50%
Rt 99,9996566% 99,9996968% 99,9998384% 99,9998982% 99,9998569%
Er 49,99% 86,77% 70,94% 61,59% 78,50%
RC 291227,45 329776,25 618815,24 982084,54 698888,89
Fuente: Jhonathan Tupiza (2019)
5.5.5. Determinación de la ley ponderada de oro en los bloques explotados
La ley de los bloques explotados se determina mediante la siguiente expresión:
𝐿𝑒𝑦 𝑑𝑒𝑙 𝑑𝑒𝑝ó𝑠𝑖𝑡𝑜 =𝑂𝑟𝑜 𝑡𝑜𝑡𝑎𝑙 𝑒𝑛 𝑙𝑎 𝑎𝑙𝑖𝑚𝑒𝑛𝑡𝑎𝑐𝑖ó𝑛
𝑉𝑜𝑙𝑢𝑚𝑒𝑛 𝑡𝑜𝑡𝑎𝑙 𝑑𝑒𝑙 𝑐𝑜𝑟𝑡𝑒
Los resultados se muestran en la Tabla 44
140
Tabla 44: Concentración de oro (ley) en los bloques explotados
Operación Alimentación
Tenor en la
alimentación Oro total
Volumen del
corte
Ley del
depósito
m3 (g/ m3) g m3 (g/ m3)
HG-10 650 1,40 908,17 1000 0,91
HG-11 946,34 1,96 1858,82 1183 1,57
HG-12 1710,00 0,33 566,55 2850 0,20
HG-13 2035,38 0,17 347,52 2262 0,15
HG-14 943,50 0,21 201,14 1110 0,18
Fuente: Jhonathan Tupiza (2019)
5.6. ANÁLISIS E INTERPRETACIÓN DE LOS RESULTADOS OBTENIDOS
• Permite apreciar la magnitud de la capacidad de reducción del sistema con respecto al
material alimentado. Casi el 100% del total de la alimentación, pasa a formar parte de los
relaves. La fracción (G) correspondiente a las partículas de tamaño (25-300mm) constituye
más del 70% del relave, y la segunda fracción de mayor volumen es la de los relaves de
pulpa codificados como (Q).
• El porcentaje de arcilla presente en cada operación varía de acuerdo a las condiciones
geomorfológicas de la terraza, y esto es congruente con la observación en la turbidez del
agua que conforma la pulpa, a mayor cantidad de arcilla mayor turbidez.
• El porcentaje de pérdidas es considerable, en algunos casos las pérdidas totales superan el
85 % (HG-11).
• Por último, el concentrado final obtenido o superconcentrado (SP), constituye menos del
0,0001% del total del material alimentado.
141
5.7. ALTERNATIVAS DE SOLUCIÓN AL PROBLEMA INVESTIGADO
Según Wotruba (1998), no existen soluciones generales para resolver los problemas en los
procesos de beneficio tradicionales, sino que se tiene que investigar y encontrar soluciones
particulares.
La investigación está direccionada a remediar los problemas existentes en el beneficio de oro
detrítico (libre), mediante el uso de la “Z”, que constituye un problema particular que sufren todos
los mineros que emplean este método.
5.7.1. Criterios para el planteamiento de una solución técnica adecuada
Para proponer una solución técnica que satisfaga de manera eficiente las necesidades requeridas,
se deben tomar en cuenta los siguientes factores (Wotruba, 1998):
Factores socio-culturales
• Es de utilidad para los mineros
• Es aprobada por los mineros
• Disponibilidad de personal operativo suficiente y competente
• No se debe interferir con costumbres o creencias.
• El proceso implementado debe prescindir de cambios esenciales de jerarquía y
responsabilidad.
• El proceso, así como el equipo deben tener una sencilla compresión.
Factores técnico-económicos
• Debe tener bajos costos de inversión y operación.
• Debe garantizar un incremento en la eficiencia.
• Se debe garantizar la seguridad y salud laboral.
• Debe poder integrarse al actual proceso
142
• Los equipos deben ser de fácil operación y mantenimiento.
• Se debe procurar una conveniente vida útil.
• Se debe considerar las fuentes de energía disponibles.
Factores ambientales
• Debe ser amigable con el ambiente para causar el mínimo impacto.
• Debe garantizar un racional aprovechamiento de los recursos minerales.
• La remediación deber ser fácil y de bajo costo.
• Mínimo costo de monitoreo
Considerando los criterios, anteriormente expuestos y los resultados obtenidos, se puede deducir
que los procesos gravímetros constituyen un sistema económico, sencillo y de alta rentabilidad si
éste se ejecuta de manera correcta, recalcando que su aplicación tiene una gran ventaja para el
beneficio de minerales detríticos, a razón de las condiciones que presentan estos depósitos como
por ejemplo el grado de liberación de los minerales, y su alto criterio de concentración.
5.8. PLANTEAMIENTO DE LA PROPUESTA AL PROBLEMA INVESTIGADO
En base a los resultados obtenidos en la evaluación, se propone un cambio en el proceso actual de
recuperación del oro, a partir del pre-concentrado que se obtiene en la “Z”, mediante la instalación
de un circuito completo de beneficio de los pre-concentrados, con la característica esencial de
utilizar exclusivamente procesos gravimétricos, con lo que la explotación y recuperación de oro
aluvial adquiere altos estándares de calidad, convirtiendo a la actividad en minería de bajo impacto
ambiental y alto rendimiento económico.
El circuito contempla la implementación de zarandas, concentrador centrífugo, separación
magnética y la mesa Gemeni (mesa vibratoria), para el tratamiento de los pre-concentrados de oro,
143
procesamiento esencialmente gravimétrico que ofrece alta eficiencia, simplicidad y versatilidad,
características fundamentales que justifican su selección como alternativa de solución.
El sistema es extrapolable a cualquier operación, que presente condiciones más o menos similares
mediante las adecuaciones que las condiciones particulares impongan. Puede ser replicado y
aplicado en toda operación dedicada al beneficio de minerales en grano, si bien el objetivo
principal en este caso, es el beneficio de oro en yacimientos detríticos.
El proceso de beneficio propuesto, se presenta en el diagrama de flujo a continuación (Gráfico 42).
144
PROCESO DE BENEFICIO DE PRE CONCENTRADOS ALUVIALES
PLA
NTA
DE
BEN
EFIC
IO
TER
RA
ZA A
LUV
IAL
EXPLOTACIÓN DE LA
GRAVA AURÍFERA
CLASIFICADORA
“Z” CRIBA
(12 mm)
TOLVA (1 m3)
Salida
Regulable
ZARANDA (4mm)
+ Atrapa Pepas
ZARANDA (1,5mm)
+ Atrapa Pepas
CONCENTRADO
R CENTRÍFUGO
(1Ton/h)
SUPER
SACO
Comercialización del oro
FUNDICIÓN
CANALÓN
ADAPTADO A LA
TOLVA DE LA
MESA GEMINI
Excavadora
Pre concentrado
No magnéticos Concentrado
< 12 mm
< 4 mm
< 1,5 mm
MESA GEMINI
50 Kg/h
Atrapa pepas ¿?
IMÁ
N
< 300 mm
Gráfico 42: Diagrama de flujo: Beneficio de pre-concentrados aluviales
Elaborado por: Grupo técnico “Humanun Gold” (2019)
145
Nota: Tomar en cuenta las adaptaciones y partes complementarias para que el sistema funcione:
1. Se puede adaptar al super saco de yute bajo la criba mediante un soporte
2. El estéril de la Gemeni, va directo a la reconformación del terreno, el mixto retorna a la mesa
en circuito cerrado.
3. Toda la instalación debe construirse a desnivel, a fin de aprovechar la fuerza de la gravedad.
146
CAPÍTULO VI
6. IMPACTOS DEL PROYECTO
La actividad minera en todas sus fases genera impactos los cuales de acuerdo a su naturaleza
pueden ser considerados positivos o negativos. El presente proyecto se encuentra enfocado en la
evaluación de los procesos de beneficio de minerales detríticos (oro libre) que utilizan los mineros,
y la propuesta de la utilización de tecnologías limpias, es decir la aplicación de procesos
gravimétricos técnicamente diseñados, a fin de garantizar la sostenibilidad que genera una minería
responsable, la cual es capaz de producir ingresos y de causar el menor impacto ambiental; con
alta seguridad y una excelente relación social con las comunidades.
6.1. IMPACTO TÉCNICO
En general los impactos de carácter técnico son positivos y de gran influencia, puesto que, durante
la ejecución del proyecto, se utilizaron recursos tecnológicos de punta que, permitieron alcanzar
el objetivo de realizar una evaluación detallada para llegar al modelamiento geometalúrgico, con
intervención de profesionales altamente calificados y experimentados en la ejecución de la
investigación sobre un ámbito al que en el país y en el pasado, no se le ha dado la importancia que
merece.
El principal impacto técnico producido por el proyecto, consiste en la aplicación de Tecnologías
limpias y de punta, especialmente el uso de la mesa concentradora Gemeni en la parte final del
beneficio, esto, producto de investigaciones preliminares realizadas desde hace ya varios años en
Europa y varios países dedicados a la minería. Estudios que permiten la optimización de los
procesos de beneficio, tomando en cuenta las condiciones geo metalúrgicas de los yacimientos,
mejorando sus estándares de calidad, garantizando el correcto aprovechamiento de los recursos
naturales y transformando a la minería en amigable con el medio ambiente. Por lo que la
147
modernización de los procesos de beneficio con nueva tecnología constituye un inexorable
impacto técnico y conlleva al desarrollo y al avance científico y tecnológico de la minería en el
Ecuador.
6.2. IMPACTO ECONÓMICO
El impacto económico del proyecto radica en que, la eliminación de la reconcentración en los
canalones de la “Z” y el empleo de la mesa Gemeni para el tratamiento final de los pre-
concentrados auríferos, tendrá una influencia de carácter positivo para los titulares de los derechos
mineros, y para la comunidad.
Mediante el uso de la información generada se pude realizar un análisis económico adecuado para
garantizar la rentabilidad del proyecto. Los beneficiarios directos son los mismos mineros, debido
a que, con la aplicación de tecnologías apropiadas, estos lograrán tener mayor recuperación del
oro, disminuyendo los costos de operación, al realizar un proceso adecuado y eficiente, lo que
consecuentemente se traduce en un mayor ingreso por ventas del oro, sin afectar mayormente al
ambiente.
Por otra parte, todo esto conlleva a la dinamización de la economía del lugar no solo por el hecho
de generar más ingresos sino también porque se prevé la generación de empleos directos, con la
contratación de personal calificado y profesionales que efectúen y evalúen de una manera adecuada
la ejecución de los procesos. También, al mejorar los ingresos de los mineros, se elimina el empleo
informal, puesto que, estarán en capacidad de cumplir con las obligaciones laborales legales que
impone el marco legal del país.
6.3. IMPACTO AMBIENTAL
El impacto ambiental se resume en el aprovechamiento racional y adecuado de los minerales (oro),
si bien; la mayor afectación al ambiente se produce en la fase de explotación ya que provoca
148
deforestación, destrucción de hábitats naturales, alteración del agua, estos se verán disminuidos
con un correcto manejo de esta fase gracias a la participación de profesionales en la minería. En la
fase de beneficio también se producen impactos, aunque de menor magnitud, se verán disminuidos
al eliminarse varios pasos no necesarios, consumidores de agua y desperdiciadores del recurso oro.
En general la explotación de placeres aluviales genera impactos temporales, de carácter puntual
que, técnicamente controlados se convierten en impactos de baja intensidad.
El presente proyecto presenta impactos positivos para los componentes físico y biótico del
ambiente.
Medio físico
El medio físico se verá beneficiado con relación al estado actual del proceso minero, debido a que,
mediante la optimización de los procesos de explotación y beneficio, se garantiza el consumo
moderado de agua, una recirculación de la misma y la recuperación del suelo, minimizando los
impactos producidos por la minería.
Medio biótico
El medio biótico constituido principalmente por flora y fauna, se verá beneficiado por el uso de
estas tecnologías, esto ya que se evitará el uso de métodos de recuperación inapropiados, como es
el caso de la amalgamación (uso de Hg) que produce contaminación del agua en magnitud muy
considerable. El no uso de químicos para el tratamiento de minerales se traduce en una mínima
afectación al ambiente, garantizando así la conservación y el desarrollo de la vida, por lo que se
puede aseverar que el principal impacto es de carácter ecológico, pues, permitirá la recuperación
ambiental de los daños actualmente provocados.
Cabe mencionar que los impactos generados en la fase de explotación actual, pueden ser
disminuidos mediante una planificación técnica, que permita organizar de manera adecuada la
149
extracción de la grava y la posterior reconformación del terreno, con el objeto de reducir los
impactos.
6.4. IMPACTO SOCIAL
El principal impacto social generado será la recuperación del buen nombre de la minería, pues esta
ha sido satanizada y calificada como una actividad destructiva, no amigable con el ambiente y que
genera desigualdad social, sin originar bienestar socioeconómico a la comunidad.
Previo a la puesta en práctica del proyecto, se realizó una socialización entre los mineros y los
habitantes de las comunidades ubicadas en la zona de influencia de los yacimientos. La propuesta
fue recibida con entusiasmo por todos los estamentos, tanto la sociedad civil como los órganos
gubernamentales locales.
150
CAPÍTULO VII
7. CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES
7.1. CONCLUSIONES
La minuciosa investigación llevada a cabo sobre proceso de beneficio del oro aluvial realizado por
los mineros de la provincia del Napo, mediante la caracterización pormenorizada de la grava y del
oro existente en los depósitos, el tratamiento de las muestras recolectadas, los análisis y ensayos
realizados en los laboratorios, permiten el planteamiento de las siguientes conclusiones:
Características de los depósitos
• En general, gran parte de las terrazas de la cuenca del río Napo, constituyen yacimientos
de oro aluvial, presenta una sobrecarga de potencia variable que puede ir desde unos
cuantos centímetros hasta los 2 metros, compuesta por una capa orgánica entremezclada
con limos y arcillas, en donde se ha desarrollado especies vegetales típicas de la zona; y,
subyaciendo a esta capa se distinguen uno o varios horizontes de arcillas de distintos
colores y espesor.
• La grava aurífera aprovechable, está conformada en promedio por 80% de cantos rodados
y un 20% de matriz arcillo-arenosa.
• La caracterización granulométrica, indica como resultado que, el oro aluvial es
mayoritariamente grueso, ya que, el tamaño de partícula fluctúa en un rango de 0,5 a 2 mm,
con un tamaño predominante de 1 a 2 mm (75%).
• El oro se presenta en diferentes formas irregulares, van desde láminas bien aplanadas,
dobladas o enrolladas para las partículas más gruesas, pepitas redondeadas y rugosas para
las tallas medianas y finas, hasta a manera de un polvo dorado los muy finos.
151
• La pureza del oro es de 88% lo que corresponde a 21 kilates, el 12% restante está
constituido de plata.
• La ley promedio de los depósitos varia de entre 0,15 a 1,57 g/m3, esta distribución está
determinada por la geomorfología específica a cada operación. Todos estos resultados son
congruentes con estudios anteriores realizados en zonas aledañas, como son los diseños de
explotación, en donde se incluyen parámetros técnicos.
Beneficio del oro
• La eficiencia de la concentradora “Z” del proceso de beneficio del oro es en promedio de
30%, el cual es un proceso deficiente.
• Las pérdidas de mayor magnitud se producen durante la fase de lavado de la grava aurífera,
debido al caudal del agua por ello el oro escapa en la corriente de pulpa, y en ocasiones
genera una pérdida superior al 70 %, asunto que requiere atención especial a la
implementación del proyecto.
• Los procesos de reconcentración actual realizado en la clasificadora “Z”, también son
fuente importante de escape de la partícula de oro, en especial la generada durante la
recolección del pre-concentrado de los canalones de la zeta, debido al poco cuidado que
tienen los mineros al momento de realizar estas labores que se ejecutan manualmente.
• Es inminente la necesidad de la implementación de una mejora en el sistema de beneficio
del oro utilizado actualmente por los mineros; requiere la implementación urgente de
correctivos técnicos que permitan eliminar las importantes pérdidas del metal precioso que
están ocurriendo.
Concentración gravimétrica en la mesa Gemeni
152
• La recuperación efectiva, con el mineral estudiado es de 94% del Au total alimentado, a la
“Mesa Gemeni”.
• En el material mixto, existe un 12,6% de oro, el cual es susceptible de ser recuperado,
debido a que, esta fracción retorna en circuito cerrado al tratamiento.
• La pérdida efectiva, constituye un 6 % del oro total que ingresa en la alimentación a la
mesa.
• El concentrado final constituye el 2,26 % de la alimentación total (rendimiento en peso del
concentrado)
• El concentrado está compuesto de las partículas de oro y una pequeña cantidad de minerales
de ganga, por lo que es factible pasar directamente a la fundición; sin la intervención de
ningún otro método.
• La granulometría es el parámetro más importante a tomar en cuenta para el procesamiento
en la mesa Gemeni; ya que, al presentar un alto índice de concentración, la separación por
gravimetría de las partículas estará en función de su tamaño.
• Los índices metalúrgicos obtenidos en los ensayos, son comparables e incluso superiores a
los que pueden ser obtenidos mediante métodos químicos, evidenciando la gran eficiencia
de la concentración gravimétrica de la mesa Gemeni, ningún otro método gravimétrico se
aproxima.
• El manejo y la operación del equipo es relativamente sencillo, porque no requiere de una
alta preparación técnica, esto permite que con una correcta capacitación cualquier operador
puede ocuparse de manera eficiente la operación.
• El suministro de agua y energía para su funcionamiento, no son de considerable magnitud,
por lo que el requerimiento puede ser fácilmente satisfecho, en especial el caudal de agua
153
requerido en la Mesa Gemeni (10 l/min) es mucho menor que el utilizado en la clasificadora
“Z”, (10 l/s).
• El sistema realiza su procesamiento a simple vista, lo que permite la verificación y control
visual bastante sencillo, en caso de necesitar ajustes en los parámetros técnico-operativos
para mejorar la producción. Por otra parte, representa un peligro con respecto a la seguridad
ya que se tiene acceso a los concentrados ricos en oro.
7.2. RECOMENDACIONES
Los resultados y conclusiones obtenidas durante la investigación, hacen factible el planteamiento
de las recomendaciones siguientes:
Recomendaciones generales:
• Optimizar el proceso de recuperación del oro conforme al diagrama de flujo presentado en
el Gráfico 42, con la utilización de la mesa Gemeni en la parte final del tratamiento de los
concentrados, con la finalidad de aumentar la calidad del proceso y mejorar su eficiencia.
De acuerdo con este esquema, las instalaciones y metodología actualmente aplicadas por
los mineros, se mantienen invariables, hasta la etapa de recolección del pre-concentrado de
los canalones de la clasificadora “Z”.
• Se recomienda la correcta ejecución en la concentración gravimétrica mediante el uso de
la clasificadora “Z”. Tomar en cuenta los posibles factores que afectan a la eficiencia de la
clasificadora Z que, de acuerdo a nuestras observaciones sobre el terreno son:
a) Implementar el uso de una zaranda vibratoria de diámetro 12mm, y así evitar la entrada
de partículas de mayor tamaño que saturan los canalones de la clasificadora, con
material estéril.
154
b) Utilizar agua limpia, que no presente turbidez pronunciada ya que aumenta la
viscosidad de la pulpa, haciendo que las partículas más finas de oro no logren
sedimentar.
c) La alimentación de la grava a la clasificadora debe realizarse con cuidado, procurando
no regar la grava fuera de la tolva; y, dando tiempo suficiente al operador del jet de
agua (chispero), para ejecutar un buen lavado de los cantos; ya que, es en la matriz en
donde se encuentra disperso el oro, el caudal optimo recomendado para el lavado es de
10 (l/s).
d) Una vez que los canalones de la “Z” se encuentren llenos de mineral fino (arena), se
debe proceder a la recolección del pre-concentrado cada 5 horas de lavado efectivo,
debido a que, producida la saturación de los yutes y rifles, ninguna partícula más de
oro, será retenida, esta continúa su viaje por saltación y en suspensión en la pulpa
viscosa.
e) Realizar una continua inspección visual, con el objetivo de verificar si existen
problemas en el circuito, como pueden ser: insuficiencia o exceso del caudal de agua
de lavado, atascamientos de mineral por acumulación de partículas u otros obstáculos,
formación de islas por cúmulos de sedimentos y fugas de mineral por obsolescencia de
la herramienta.
Recomendaciones de la mesa Gemeni:
• Se recomienda, en las operaciones mineras, la implementación de un concentrador
centrifugo y posteriormente la utilización de la mesa Gemeni, con la finalidad de disminuir
el volumen de concentrado, ya que es un sistema de reconcentración, por lo que debe ser
utilizada únicamente con material procedente de un sistema de concentración previo.
155
• El tamaño máximo de las partículas de mineral a tratar en la mesa, no debe ser superior a
los 1250µm que es la capacidad máxima de los rifles, y está establecida por el fabricante.
• Es importante la preparación del mineral antes de ingresar al proceso de tratamiento en la
mesa, a saber, homogenización granulométrica y densidad de pulpa que debe estar en el
rango de 60-70%.
• Se debe calibrar de manera correcta los parámetros técnico-operativos de la mesa, los
cuales son: amplitud y frecuencia del golpe, caudal y presión de agua; y, nuevamente, las
características de la pulpa a tratar.
• En caso de existir un porcentaje apreciable de partículas de Au, inferiores a 36µm, deberá
implementarse un sistema químico de recuperación; a partir del relave, previamente
tamizado.
• Restringir la zona de tratamiento de mineral, limitar el acceso de personal a esta zona,
incrementar la vigilancia y realizar una inspección continua.
156
CAPÍTULO VIII
8. BIBLIOGRAFÍA Y ANEXOS
8.1. BIBLIOGRAFÍA
8.1.1. Bibliografía escrita o impresa
Agencia de Regulación y Control Minero. (2013). INTRUCTIVO PARA CARACTERIZACIÓN
DE MAQUINARÍAS Y EQUIPOS CON CAPACIDADES LIMITADAS DE CARGA Y
PRODUCCIÓN PARA LA MINERÍA ARTESANAL. Quito.
Alfaro Sinrovalle, M. A. (2002). Introducción al Muestreo Minero. Santiago de Chile.
Anaguano, E. (1990). Levantamiento geológico de la zona entre Puerto Napo y Carlos Julio
Arosemena Tola. Provincia del Napo. Quito.
Balseca, V. (2005). caracterisation des exploitations artisanal des minerais auriferes et metodes
alternatives de traitement dans le district miniere nambija – equateur. Lieja.
Balseca, V. (2018). ENSAYOS DE RECUPERACION GRAVIMETRICA: MUESTRA HG-EC,
SECTOR SAN JORGE-NAPO, ECUADOR. Lieja.
Berrezueta, E., Castroviejo, R., Pantoja, F., & Álvarez, R. (2002). Estudio mineralógico y
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Blazy, P., & Joussement, R. (s.f.). Différentes Technologies. En Concentration par gravité.
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Burt, R. (1999). The role of gravity concentration in modern processing plants, Minerals, Vol 12.
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MINERALES. Medellin.
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MINERALES. Santiago de Cali.
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Soto, r., & Elorza, E. (s.f.). Consideraciones Teoricas. En DESARROLLO DEL PROCESO DE
TRATAMIENTO PARA UNA MENA DE ALTA LEY DE ORO.
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Wills, B. (1988). Mineral Processing Technology.
Wotruba, H., Hruschka, F., Hentschel, T., & Priester, M. (1998). Manejo Ambiental en la
Pequeña Mineria. La Paz.
8.1.2. Web grafía o digital
• http://www.videomoviles.com/ZpwMWtiRAmI/funcionamiento-de-la-mesa-
concentradora-itomak/
• https://mineraltechnologies.com/images/stories/virtuemart/product/MT-DS-014%20-
%20Gemeni%20Tables%20Data%20Sheet.pdf
• http://www.laboratoriosanaliticosdelsur.com/minerales.php
8.2. ANEXOS
ANEXO 1: BASE DE DATOS RESULTADOS GENERALES
Nombre Unidad
Tiempo s 128,43 18,28 77,26 93,04 26,07 Cálculos en base de datos: Débito Caudal de Pulpa
Volumen de Pulpa l 294,00 60,50 253,00 207,00 112,00 Cálculos en base de datos: Débito Caudal de Pulpa
Caudal de Pulpa (Q) l/s 2,29 3,31 3,27 2,22 4,30 Cálculos en base de datos: Débito Caudal de Pulpa
Sección del recipiente m 0,25 0,25 0,25 0,25 0,25 Diámetro del recipiente
Sección del canalón m 1,20 1,20 1,20 1,20 1,00 Ancho del canalón
Caudal total del canalón l/s 10,99 15,89 15,72 10,68 17,18 Cálculos en base de datos: Débito Caudal de Pulpa
Caudal total del canalón l/h 39557,11 57190,37 56586,07 38445,40 61864,21 Cálculos en base de datos: Débito Caudal de Pulpa
Tiempo total de alimentación h 20 16 28 13 10 Medido en el campo, registro
Volumen total de Pulpa l 791142,26 915045,95 1584410,04 499790,20 618642,12 Cálculos en base de datos: Débito Caudal de Pulpa
Densidad promedio de pulpa % 22% 26% 32% 19% 21% Cálculos en base de datos: Débito Caudal de Pulpa
Volumen total de sólidos húmedos l 174051,30 237911,95 507011,21 94960,14 129914,84 Cálculos en base de datos: Débito Caudal de Pulpa
Porcentaje de humedad % 20% 19% 16% 17% 18% Cálculos en base de datos: Peso en seco y % de humedad
Volumen total de sólidos secos l 139241,04 192708,68 425889,42 78816,91 106530,17 Cálculos en base de datos: Débito Caudal de Pulpa
Volumen total de sólidos secos m³ 139,24 192,71 425,89 78,82 106,53 Cálculos en base de datos: Débito Caudal de Pulpa
Peso específico kg/l 1,55 1,61 1,67 1,67 1,73 Cálculos en Base de datos: Procesamiento de muestras en mesa Gemini
Masa de sólidos (kilogramos) kg 215824 310261 711235 131624 184297
Masa de sólidos (Toneladas) t 215,82 310,26 711,24 131,62 184,30 Kg/1000
Tenor del Au en la Pulpa g Au/t 1,13 4,47 0,51 1,30 0,22 Anexo: PIRO_ANALISIS Resultados ALS Perú S.A.
Contenido de Au g 243,28 1351,10 365,88 170,94 41,17 Resultados Balance Metalúrgico
Volumen total de solidos m³ 2,93 6,29 6,70 6,72 5,04 Volumen de relave generado en la recolección del concentrado
Volumen total de solidos l 2930 6290 6700 6720 5040 Volumen de relave generado en la recolección del concentrado en litros
Peso específico kg/l 1,62 1,67 1,90 1,84 1,77 Cálculos en Base de datos: Procesamiento de muestras en mesa Gemini
Masa total producida kg 4747 10504 12730 12365 8921
Masa de la muestra g 1309 1005 1539 1847 1415
Volumen de la muestra ml 800 600 800 1000 800
Volumen total producido l 74,40 95,65 138,17 69,08 67,50 Medido experimentalmente en campo
Volumen total producido m³ 0,07440 0,09565 0,13817 0,06908 0,06750 Volumen total en m³
Peso específico kg/l 1,86 1,80 2,03 2,15 2,00 Cálculos en Base de datos: Procesamiento de muestras en mesa Gemini
BASE DE DATOS: CÁLCULOS Y RESULTADOS GENERALES
OBSERVACIONES
Concentrado (C)
Relave de los yutes (J)
Sólidos en la pulpa
HG - 10 HG- 11 HG - 12 HG - 13 HG - 14
PARÁMETROSOPERACIONES
Re
lave
de
pu
lpa
(Q)
HG
- n
- J
HG
- n
- C
Masa Total Producida (Toneladas) Kg 138,38 172,17 280,49 148,52 135,00
Masa de la muestra g 0 0 1621 2362 0
Volumen de la muestra ml 0 0 1100 800 0
Volumen total de sólidos m³ 0,07217 0,09278 0,13540 0,06701 0,06615 Volumen de relave generado en la reconcentración
Volumen total de sólidos l 72,17 92,78 135,40 67,01 66,15 Volumen de relave generado en la reconcentración en litros
Peso específico kg/l 1,65 1,65 1,69 1,83 1,94 Cálculos en Base de datos: Procesamiento de muestras en mesa Gemini
Masa total de solidos kg 119,07 153,09 228,83 122,63 128,33
Masa total (tamizado) g 6900 2240 19325 1945 1956 Porcentaje pasante
Volumen de la muestra ml 800 1000 850 900 850
HG-n-B-Volumen de muestra l 1000 0 0 0 0
HG-n-R- Masa total de sólidos g 8573 16725 14100 16140 13157 Masa de Relave tomado en mina y procesado en la mesa Gemini
HG-n-R-GR-Masa total de sólidos g 8487 16672 14065 15978 13025 Ejemplo:(13157-13025) = 132, diferencia por arcillas
HG-n-R-GR-Volumen de la muestra ml 1000 1000 1000 1000 1000 Para determinación de peso específico
HG-n-R-GM-Masa de sólidos g 0 0 0 0 0 Reprocesamiento de los mixtos
HG-n-R-GC- Masa de sólidos g 35 48 35 40 24 Suma:( R-GM) + (R-GC)
HG-n-R-A- Masa de sólidos secos g 190 0 0 1616 2535 Tomado en mina
HG-n-A-Masa para laboratorio g 42 0 0 45 38 Cuarteado para laboratorio
Volumen total del corte m³ 1332 1729 3800 3662 2220 Corte total
Volumen de Sobrecarga m³ 332 546 950 1400 1110 Cubierta orgánica + destape
Volumen de Grava m³ 1000 1183 2850 2262 1110 Material a explotar
Boulders > 30cm % 35,00% 20,00% 40,00% 10,00% 15,00% Promedio = 24,00 %
Boulders > 30cm m³ 350,00 236,58 1140,00 226,15 166,50 Descartado
Alimentación efectiva a la "Z" m³ 650 946 1710 2035 944 Mineral que ingresa en la tolva
2,5cm < Cantos < 30 cm % 50,00% 53,00% 44,00% 70,00% 62,00% Promedio = 55,80 %
2,5cm < Cantos < 30 cm m³ 500,00 626,95 1254,00 1583,07 688,20 ¡Primer relave, exige mucho tiempo para el descole!
2mm < Partículas <2,5cm % 10,00% 12,00% 10,00% 15,00% 18,00% Promedio = 13,00 %
2mm < Partículas <2,5cm m³ 100,00 141,95 285,00 339,23 199,80 Constituyente de la pulpa, todo lo que es inferior a 2,54 cm
Partículas <2mm % 5,00% 15,00% 6,00% 5,00% 5,00% Promedio = 7,20 %
Partículas <2mm m³ 50,00 177,44 171,00 113,08 55,50 Gravilla, Arena, limos y arcilla
Balance de finos m³ 650,00 946,34 1710,00 2035,58 943,73 Balance de mineral que ingresa a la tolva
Balance de grava m³ 1000,00 1182,92 2850,00 2261,53 1110,00 Balance de la grava
Tiempos de operación
Tamaño de partículas
Relave General
Relaves de la reconcentración (M)
HG
- n
- C
HG
- n
- M
Re
lave
to
tal
Tie
mp
os
Dis
trib
uci
ón
po
r ta
mañ
o d
e p
artí
cula
Tiempo total del corte h 72 86 107 75 77
Tiempo de preparación h 24 24 24 24 24
Tiempo de explotación h 41 52 81 44 37
Tiempo de liquidación h 3 7 2 5 5
Tiempo de limpieza h
Otros h 4 3 0 2 11
Tiempo promedio de un ciclo min 16,88 10,52 8,38 14,63 13,09
Tiempo de alimentación efectiva min 8,88 6,88 4,5 9,17 7,09
Alimentación efectiva (ciclo) % 53% 65% 54% 63% 54% Tiempo de alimentación de un ciclo: alimentación + limpieza (descole)
Alimentación efectiva (corte) % 28% 19% 26% 17% 13% Alimentación para el lavado de Grava
Preparación del corte % 33% 28% 22% 32% 31% Desbroce y Destape
Explotación de la grava % 57% 60% 76% 59% 48% Arranque + amontonamiento + alimentación
Otros % 6% 3% 0% 3% 14% Construcción de vías, adecuamientos, etc.
Au Recuperado Mineros g 454,2 246 161,28 130,08 43,24 Recuperado por los mineros, según peso de venta.
Información económica
Rendimiento de la Maquinaria
Elaborado por: Jhonathan Tupiza (2019), Proyecto "Humanum Gold"
Info
rmac
ión
ad
icio
nal
(Alimentación + limpieza)
Tie
mp
os
Datos obtenidos mediante observaciones de campo.
ANEXO 2: BASE DE DATOS CAUDAL DE PULPA
H. inicio 13:00
Fecha Hora Código Volumen Tiempo Vol. Prom. Caudal Volumen Volumen Densidad Porcentaje Peso
pulpa promedio de pulpa pulpa pulpa sólidos pulpa humedad específico
s l s l l/s l l % % Kg/l
07-jul 13:40 HG-10-Q1 4 8
3 9
4 8
4 10
4 9
4 9
4 9
Total 0:40 27 62 3,86 8,86 2,30 62 10 16% 18,00% 1,56
07-jul 15:52 HG-10-Q2 3,35 8
4,06 10
4,2 11
4,6 10
2,97 11
Total 2:52 19,18 50 3,84 10 2,61 50 14 28% 19,00% 1,57
08-jul 9:21 HG-10-Q3 3,28 8
4 10
17:29 3,5 9
5,7 10,5
2,45 10
Total 20:21 18,93 47,5 3,79 9,5 2,51 47,5 11 23% 18,00% 1,63
08-jul 11:23 HG-10-Q4 5,53 6
4,39 6
BASE DE DATOS: DÉBITO CAUDAL (SÓLIDOS RECOLECTADOS EN LA PULPA)
PROYECTO: "HUMANUM GOLD" (JULIO 2018)
Tiempo
HG - 10
3:17 7,4 4
4 9
3 9,5
Total 23:38 24,32 34,5 4,86 6,9 1,42 34,5 8 23% 22,00% 1,45
08-jul 14:40 HG-10-Q5 5 9
3 10
2:03 4 9
5 10
3 11
Total 25:41:00 20 49 4 9,8 2,45 49 10 20% 19,00% 1,59
08-jul 16:43 HG-10-Q6 4 10
4 10
2:03 3,5 10
3,5 10
4 11
Total 27:43:00 19 51 3,8 10,2 2,68 51 12 24% 26,00% 1,48
TOTAL GENERAL 27:43:00 128,43 294 4,02 9,21 2,29 294 65 22% 20% 1,55
H. inicio 1:00
07-jul 11:57 HG-11-Q1 2,89 9
3,03 8
2,38 8
2,47 9
Total 10:57 10,77 34 2,69 8,5 3,16 34 9 26% 19% 1,55
07-jul 15:50 HG-11-Q2 2,35 -
2,31
2,85
Total 14:50 7,51 26,5 2,50 8,8 3,53 26,5 7 26,42% 19% 1,66
TOTAL GENERAL 14:50 22,28 70,5 3,16 60,5 16 26% 19% 1,61
HG - 11
H. inicio 7:00
11-jul 9:35 HG-12-Q1 4 10
4 10
4 10
4 10
Total 2:35 16 40 4 10 2,5 40 10 25% 16% 1,64
11-jul 12:40 HG-12-Q2 3,24 8
2,57 8
3 10
2,5 10
Total 5:40 11,31 36 2,83 9 3,18 36 14 39% 14% 1,69
11-jul 17:20 HG-12-Q3 2,25 8
2,5 8
2,05 8
2,38 8
Total 10:20 9,18 32 2,30 8 3,49 32 9 28% 17% 1,70
12-jul 9:40 HG-12-Q4 4 8
2,5 7
3 10
2,04 10
Total 16:40 11,54 35 2,89 8,75 3,03 35 13,5 39% 15% 1,67
12-jul 12:10 HG-12-Q5 1,77 10
2,17 10
1,99 10
1,97 10
Total 19:10 7,9 40 1,98 10 5,06 40 11 28% 17% 1,64
13-jul 15:18 HG-12-Q6 3 10
2,12 10
2,4 8
2,31 5
Total 46:18:00 9,83 33 2,46 8,25 3,36 33 13 39% 18% 1,64
HG - 12
14-jul 10:25 HG-12-Q7 3 9
2,5 10
3 9
3 9
Total 66:08:00 11,5 37 2,88 9,25 3,22 37 9,5 26% 16% 1,70
TOTAL GENERAL 66:08:00 77,26 253 2,76 9,04 3,27 253 80 32% 16% 1,67
H. inicio 14:00
13-jul 14:13 HG-13-Q1 6,05 6
4,7 6
4,51 6
5,07 6
Total 0:13 20,33 24 5,1 6 1,18 24 5,75 24% 13% 1,74
13-jul 15:40 HG-13-Q2 2,82 8
3,23 10
3,9 9
4,26 8
Total 1:40 14,21 35 3,55 8,75 2,46 35 6,67 19% 18% 1,64
14-jul 9:02 HG-13-Q3 4 10
3 9
3 9
3 9
Total 19:02 13 37 3,25 9,25 2,85 37 7,8 21% 18% 1,63
14-jul 11:30 HG-13-Q4 3 10
3,5 10
4 9
3 9
HG - 13
Total 21:30 13,5 38 3,38 9,5 2,81 38 4,4 12% 18% 1,64
14-jul 14:48 HG-13-Q5 4 10
6 10
4 10
4 12
24:48:00
Total 0:48 18 42 4,5 10,5 2,33 42 8 19% 17% 1,65
15-jul 8:40 HG-13-Q6 4 7
4 7
3 8
3 9
Total 18:40 14 31 3,5 7,75 2,21 31 7,4 24% 20% 1,73
TOTAL GENERAL 42:40:00 93,04 207 3,88 8,63 2,22 207 40,02 19% 17% 1,67
H. inicio 19:00
16-jul 8:45 HG-14-Q1 1,98 9
1,59 10
2 8
2,6 10
Total 13:45 8,17 37 2,04 9,25 4,53 37 6 16% 16% 1,75
16-jul 11:50 HG-14-Q2
Total 16:50 8,69 37 - - 4,26 37 12 32% 21% 1,69
16-jul 16:44 HG-14-Q3 1,91 9
1,3 10
3 10
3 9
Total 21:44 9,21 38 2,30 9,5 4,13 38 6 16% 17% 1,75
HG - 14
TOTAL GENERAL 21:44 26,07 112 2,17 9,38 4,30 112 24 21% 18% 1,73
Elaborado por: Jhonathan Tupiza (2018), proyecto "Humanum Gold"
Volumen Caudal Sección Sección Tiempo de Volumen Total Densidad Peso Masa de
Pulpa Pulpa recipiente Canalón Alimentación Pulpa Pulpa Volumen Húmedo % Humedad Volumen Seco Específico Sólidos
s l Q (l/s) m m l/s l/h h l % l % l Kg/l Kg
07-jul 13:40 HG-10-Q1 27,00 62,00 2,30 10,00 18% 8,20 1,56 12,78
07-jul 15:52 HG-10-Q2 19,18 50,00 2,61 14,00 19% 11,34 1,57 17,80
08-jul 9:21 HG-10-Q3 18,93 47,50 2,51 11,00 18% 9,02 1,63 14,70
08-jul 11:23 HG-10-Q4 24,32 34,50 1,42 8,00 22% 6,24 1,45 9,07
08-jul 14:40 HG-10-Q5 20,00 49,00 2,45 10,00 19% 8,10 1,59 12,86
08-jul 16:43 HG-10-Q6 19,00 51,00 2,68 12,00 26% 8,88 1,48 13,13
TOTAL 128,43 294,00 2,29 0,25 1,20 10,99 39557,11 20 791142,26 22% 174051,30 20% 138660,87 1,55 214436,46
07-jul 11:57 HG-11-Q1 10,77 34,00 3,16 9,00 19% 7,29 1,55 11,30
07-jul 15:50 HG-11-Q2 7,51 26,50 3,53 7,00 19% 5,67 1,66 9,41
TOTAL 18,28 60,50 3,31 0,25 1,20 15,89 57190,37 16 915045,95 26% 241995,62 19% 196016,46 1,61 315586,49
11-jul 9:35 HG-12-Q1 16,00 40,00 2,50 10,00 16% 8,40 1,64 13,78
11-jul 12:40 HG-12-Q2 11,31 36,00 3,18 14,00 14% 12,04 1,69 20,35
11-jul 17:20 HG-12-Q3 9,18 32,00 3,49 9,00 17% 7,47 1,70 12,70
12-jul 9:40 HG-12-Q4 11,54 35,00 3,03 13,50 15% 11,48 1,67 19,16
12-jul 12:10 HG-12-Q5 7,90 40,00 5,06 11,00 17% 9,13 1,64 14,97
13-jul 15:18 HG-12-Q6 9,83 33,00 3,36 13,00 18% 10,66 1,64 17,48
14-jul 10:25 HG-12-Q7 11,50 37,00 3,22 9,50 16% 7,98 1,70 13,57
TOTAL 77,26 253,00 3,27 0,25 1,20 15,72 56586,07 28 1584410,04 32% 507011,21 16% 425889,42 1,67 711235,33
13-jul 14:13 HG-13-Q1 20,33 24,00 1,18 5,75 13% 5,00 1,74 8,70
13-jul 15:40 HG-13-Q2 14,21 35,00 2,46 6,67 18% 5,47 1,64 8,97
14-jul 9:02 HG-13-Q3 13,00 37,00 2,85 7,80 18% 6,40 1,63 10,43
14-jul 11:30 HG-13-Q4 13,50 38,00 2,81 4,40 18% 3,61 1,64 5,92
14-jul 14:48 HG-13-Q5 18,00 42,00 2,33 8,00 17% 6,64 1,65 10,96
15-jul 8:40 HG-13-Q6 14,00 31,00 2,21 7,40 20% 5,92 1,73 10,24
TOTAL 93,04 207,00 2,22 0,25 1,20 10,68 38445,40 13 499790,20 19% 96626,10 17% 80199,67 1,67 133933,44
16/07/2018 8:45 HG-14-Q1 8,17 37,00 4,53 6,00 16% 5,04 1,75 8,82
16/07/2018 11:50 HG-14-Q2 8,69 37,00 4,26 12,00 21% 9,48 1,69 16,02
16/07/2018 16:44 HG-14-Q3 9,21 38,00 4,13 6,00 17% 4,98 1,75 8,72
TOTAL 26,07 112,00 4,30 0,25 1,00 17,18 61864,21 10 618642,12 21% 129914,84 18% 106530,17 1,73 184297,20
HG - 14
Elaborado por: Jhonathan Tupiza (2018), proyecto "Humanum Gold"
HG - 10
HG - 11
HG - 13
HG - 12
Sólidos en la pulpa
RESUMEN DE RESULTADOS: SÓLIDOS RECOLECTADOS EN LA PULPA
PulpaFecha Hora Código Tiempo
Caudal Total
ANEXO 3: BASE DE DATOS: PESO EN SECO Y PORCENTAJE DE HUMEDAD
Porcentaje
Fecha Hora Código Tiempo Volumen Volumen Volumen > 2 mm < 2 mm Húmedo seco de humedad
Pulpa sólidos muestra
s l l l % % g g %
07-jul 13:40 HG-10-Q1 27 62 10 1 80 20 2960 2433 18
07-jul 15:52 HG-10-Q2 20 50 14 1 40 60 2301 1853 19
08-jul 9:21 HG-10-Q3 19 47,5 11 1 60 40 2314 1892 18
08-jul 11:23 HG-10-Q4 24 34,5 8 1 70 30 1925 1496 22
08-jul 14:40 HG-10-Q5 20 49 10 1 65 35 1960 1588 19
08-jul 16:43 HG-10-Q6 19 51 12 1 67 33 1816 1337 26
TOTAL 129 294 65 1 64 36 2213 1766,5 20
09-jul 8:50 HG-10-J 30 1 60 40 1636 1309 20
09-jul 11:00 HG-10-M _ >1 60 40 1687 1331 21
09-jul 12:00 HG-10-B _ >1 _ 100 2227 1821 18
09-jul 13:00 HG-10-R _ >1 _ 100 8575*
HG-10-R-GR 1 100 1856 1430 23
HG-10-R-GM 100 31
HG-10-R-GC 100 32
09-jul 18:00 HG-10-A _ <1 _ _ 219 190
07-jul 11:57 HG-11-Q1 10,77 34 9 <1 _ _ 1167* 936 19
07-jul 15:50 HG-11-Q2 7,5 26,5 7 <1 40 60 1245 1004 19
TOTAL-Q-11 18,27 60,5 16 40 60 1245 970 19
08-jul 8:00 HG-11-J _ >1 40 60 1262 1010 20
TAMIZADO PESO
CÁLCULOS: PESO EN SECO Y PORCENTAJE DE HUMEDAD
< 2 mm
HG - 10
HG - 11
08-jul 8:00 HG-11-M _ 50 50 2240 1802 19
09-jul 10:00 HG-21-Q1 20,34 24 8 1 70 30 1759 1397 20
09-jul 16:00 HG-21-Q2 14,21 35 4 1 35 65 1427 1111 22
08-jul 8:00 HG-11-R >1 16725**
09-jul 18:00 HG-21-A 32 68 2008 1592 20
HG-11-R-GR 100 2010 1506 25
HG-11-R-GM 100 60
HG-11-R-GC 100 10
11-jul 9:35 HG-12-Q1 16 40 6 1 40 60 1903 1597 16
11-jul 12:40 HG-12-Q2 11,31 36 12 1 55 45 1987 1698 14
11-jul 17:20 HG-12-Q3 4,55 16 9,2 1,25 40 60 1998 1658 17
12-jul 9:40 HG-12-Q4 9,04 28 14 1,4 50 50 1826 1552 15
12-jul 12:10 HG-12-Q5 5,93 30 17,5 1 63 37 2112 1743 17
13-jul 15:18 HG-12-Q6 7,43 25 13 1 62 38 1806 1477 18
14-jul 10:25 HG-12-Q7 8,5 28 17 1 59 41 1968 1643 16
TOTAL 62,76 203 88,7 7,65 53 47 1942,86 1624 16,14
14-jul 16:20 HG-12-C _ >1 23 77 2492 2112 16
14-jul 16:00 HG-12-J 1887 1545 18
14-jul 16:20 HG-12-M _ >1 _ _ 2058 1698 17
14-jul 16:20 HG-12-R _ >1 _ _ 14100*
HG-12-R-GR 100 2123 1676 21
HG-12-R-GM 100 84
HG-12-R-GC 100 25
13-jul 14:13 HG-13-Q1 20,33 24 5,75 >1 52 48 2473 2141 13
13-jul 15:40 HG-13-Q2 14,21 35 6,67 50 50 2473 2029 18
14-jul 9:02 HG-13-Q3 13 37 7,8 >1 65 35 1487 1225 18
14-jul 11:30 HG-13-Q4 13,5 38 4,4 2602 2135 18
14-jul 14:48 HG-13-Q5 18 42 8 <1 56 44 1482 1234 17
HG - 13
HG - 12
15-jul 8:40 HG-13-Q6 14 31 7,4 >1 64 36 1669 1338 20
TOTAL 93,04 207 40,02 - 57,4 42,6 2031 1683,67 17,33
15-jul 12:52 HG-13-J 2635 2190 17
15-jul 12:52 HG-13-M 1945 1647 15
15-jul 12:52 HG-13-C 2658 2362 11
15-jul 12:52 HG-13-R 16140*
HG-13-A 1825 1616 11
HG-13-R-GR 2577 2053 20
HG-13-R-GM 97
HG-13-R-GC 31
16-jul 8:45 HG-14-Q1 8,17 37 6 1,5 50 50 1444 1212 16
16-jul 11:50 HG-14-Q2 8,69 37 12 0,85 50 50 1266 1000 21
16-jul 16:44 HG-14-Q3 9,21 38 6 _ 50 50 1496 1234 17
TOTAL 26,07 112 24 50 50 1402 1148,67 18
17-jul 10:00 HG-14-J 4,5 1 _ _ 1776 1420 20
17-jul 10:00 HG-14-M 13 13 _ _ 1956 1657 15
17-jul 10:00 HG-14-A 3510 3119 11
HG-14-R 16140*
HG-14-R-GR 2142 1704 20
HG-14-R-GM 62
HG-14-R-GC 21
Elaborado por: Jhonathan Tupiza (2018), Proyecto "Humanum Gold"
HG - 14
ANEXO 4: RESUMEN, PROCESAMIENTO DE MUESTRAS EN LA MESA GEMINI
Peso Alimentación Masa Masa
Específico Gemini Concentrado Relave Au (A) Au (A)
g/cm3 g g g g/t g/t g/t (g/m3)
29/09/2018 1 HG-10-Q1 1,56 2433 16 2417 54,80 < 0,05 0,36
2 HG-10-Q2 1,57 1852 23 1829 240,00 < 0,05 2,98
3 HG-10-Q3 1,63 1892 33 1859 101,00 < 0,05 1,76
4 HG-10-Q4 1,45 1496 53 1443 22,30 < 0,05 0,79
01/10/2018 5 HG-10-Q5 1,59 1588 42 1546 16,55 < 0,05 0,44
6 HG-10-Q6 1,48 1337 28 1309 13,10 < 0,05 0,27
HG-10-Q 1,55 10598 195 10403 61,40 1,13 1,75
02/10/2018 7 HG-10-J 1,62 1309 39 1270 1485,00 < 0,05 44,24 71,67
8 HG-10-M 1,65 1331 54 1277 205,00 < 0,05 8,32 13,72
03/10/2018 9 HG-11-Q1 1,55 936 36 900 167,50 < 0,05 6,44
10 HG-11-Q2 1,66 1004 25 979 106,00 < 0,05 2,64
HG-11-Q 1,57 1940 61 1879 142,30 4,47 7,01
11 HG-11-J 1,67 1010 41 969 606,00 < 0,05 24,60 41,08
04/10/2018 12 HG-11-M 1,65 1802 38 1764 999,00 < 0,05 21,07 34,76
13 HG-12-Q1 1,64 1597 33 1564 110,00 < 0,05 2,27
14 HG-12-Q2 1,69 1698 32 1666 20,20 < 0,05 0,38
05/10/2018 15 HG-12-Q3 1,70 2075 26 2049 29,80 < 0,05 0,37
16 HG-12-Q4 1,67 2173 38 1625 7,34 < 0,05 0,13
17 HG-12-Q5 1,64 1746 46 1700 14,40 < 0,05 0,38
18 HG-12-Q6 1,64 1480 39 1441 4,25 < 0,05 0,11
HG - 12
CUADRO RESUMEN: PROCESAMIENTO DE MUESTRAS EN LA MESA GEMINI
Au (C) Au (R)Oro Alimentación
Fecha No Código
HG - 10
HG - 11
09/10/2018 19 HG-12-Q7 1,70 1643 32 1611 7,26 < 0,05 0,14
HG-12-Q 1,67 12412 246 11656 25,98 0,51 0,86
20 HG-12-J 1,90 1545 38 1507 100,50 < 0,05 2,47 4,70
10/10/2018 21 HG-12-M 1,69 1698 32 1075 1025,00 < 0,05 19,32 32,65
22 HG-13-Q1 1,74 2141 21 1482 338,00 0,26 3,50
11/10/2018 23 HG-13-Q2 1,64 2029 30 1999 145,00 < 0,05 2,14
24 HG-13-Q3 1,63 1225 33 1192 24,30 < 0,05 0,65
25 HG-13-Q4 1,64 2135 50 2085 4,34 < 0,05 0,10
26 HG-13-Q5 1,65 1234 30 1204 3,54 < 0,05 0,09
27 HG-13-Q6 1,73 1338 29 1309 5,10 < 0,05 0,11
HG-13-Q 1,67 10102 193 9271 65,91 1,30 2,17
28 HG-13-J 1,84 2192 39 2153 194,50 < 0,05 3,46 6,37
12/10/2018 29 HG-13-M 1,83 1647 40 971 111,00 < 0,05 2,70 4,93
15/10/2018 30 HG-14-Q1 1,75 1805 22 1783 29,20 < 0,05 0,36
31 HG-14-Q2 1,69 851 26 825 5,57 < 0,05 0,17
32 HG-14-Q3 1,75 1234 27 1207 3,03 < 0,05 0,07
HG-14-Q 1,73 3890 75 3815 11,59 0,22 0,38
16/10/2018 33 HG-14-J 1,77 1420 39 843 473,00 < 0,05 12,99 22,99
34 HG-14-M 1,94 1657 40 1617 282,00 < 0,05 6,81 13,21
HG - 13
Elaborado por: Jhonathan Tupiza (2018), proyecto "Humanum Gold"
HG - 14
ANEXO 5: FICHA TÉCNICA DE LA MESA GEMINI
Data Sheet - GT
MT-DS-014
Rev: 1
www.mineraltechnologies.com Page 1 of 2 Leaders in Mineral Separation
Gemeni Table
Generates a bullion grade gold product from low grade concentrates at high recoveries. A unique table design allows for the production of a gold concentrate that can be directly smelted to bullion.
Features
Direct, fixed speed feed system
Table can be operated in batch or continuous mode
No massive foundation required
Available for single or three phase power supply
Simple operation
Adjustable feed rate
Deck constructed of hard wearing gel coat with GRP backing.
Adjustable “bump stop” to control deck motion amplitude
Recessed deck grooves for gold collection
Multiple dressing water cock valves for wash water control
Central water manifold constructed for resistance to attack by contaminated process water
Operational
The Gemeni Table has been specifically designed for the recovery of fine gold to a directly smeltable concentrate. The direct drive system incorporates a geared motor, driving a crank connected to the table deck. The crank includes a spring connection system to absorb over run. The bump stop system provides a fine tuning mechanism. Table tuning is achieved by adjustment of a single screw.
Specifications
Feed GT60 GT250 GT1000
Feed rate nominal, kg/h 30 115 450
Feed density recommended, %solids w/w 60-70 60-70 60-70
Feed size nominal top - microns 800-1000 800-1000 800-1000
Note: The GT60 is a lab-scale unit, but can also be used to treat small volumes in a production environment. It is advisable to scalp out any tramp iron in the feed prior to treatment, by way of magnetic separation
Washwater GT60 GT250 GT1000
Nominal wash water requirements, l/min 12 25 38
Nominal wash water pressure, kPa 30 30 30
A small constant head tank should be located 3 meters above the table deck. Wash water should be free of suspended solids and organic matter. Fresh water is recommended.
Installation
Installation requirements are minimal. The Gemeni Table is designed to sit on a standard floor. Electrical connection from motor starter to power supply by client.
Electrical Specifications
Motor and gearbox are selected to suit most locally available power frequency and voltage.
Data Sheet - GT
MT-DS-014
Rev: 1
www.mineraltechnologies.com Page 2 of 2 Leaders in Mineral Separation
GT60 GT250 GT1000
Opera
tin
g D
imensio
ns
“A” (mm) 1490 2187 2781
“B” (mm) 1029 1229 1229
“C” (mm) 670 700 916
“D” (mm) 894 1340 1714
“E” (Wash water) (m3/kg) 1.4 2.0 2.9
Net weight (kg) 145 220 320
Ap
pro
xim
ate
Packed
Dim
ensio
ns
Length (m) 1.45 1.08 1.13
Height (m) 2.18 1.24 1.51
Width (m) 2.80 1.86 1.86
Packed weight (kg) 250 420 540
Note:
1. 3 meter constant head tank required.
2. Feed size to be less than 1.2mm.
3. Elimination of iron from feed using low intensity magnetic separator is recommended.
4. Mineral Technologies reserves the right to alter specifications without prior notice. For certified drawings suitable for eng ineering design
purposes, please refer to Mineral Technologies.
A
B
D
C
E
ANEXO 6: RESULTADOS DE LOS ANÁLISIS AL FUEGO
ALS CODE DESCRIPTION
SAMPLE PREPARATION
WEI-21 Received Sample WeightLOG-24 Pulp Login - Rcd w/o BarcodeSPLIT-S Create S split
ALS CODE DESCRIPTION INSTRUMENT
ANALYTICAL PROCEDURES
Au-GRA21 WST-SIMAu 30g FA-GRAV finishAu-GRA22 WST-SIMAu 50 g FA-GRAV finishHg-ICP42 ICP-AESHigh Grade Hg by ICPAES
CERTIFICATE QU18266313
This report is for 56 Pulp samples submitted to our lab in Quito, Ecuador on 18-OCT-2018.
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VICENTE BASELCA MATARUE FRAÎCHE, 23 4032 CHÊNÉE- BELGIQUE
ECUADOR
To:ALS Peru S.A.
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ECUADOR
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Project: PLACERES ECUADOR
CERTIFICATE OF ANALYSIS QU18266313
Sample Description
MethodAnalyteUnitsLOD
WEI-21 Au-GRA21 Au-GRA22 Au-GRA22 Hg-ICP42Recvd Wt. Au Au Au Check Hg
kg ppm ppm ppm ppm0.02 0.05 0.05 0.05 1
HG-10-Q1 0.02 54.8HG-10-Q2 0.03 240HG-10-Q3 0.04 101.0HG-10-Q4 0.06 22.3HG-10-Q5 0.04 16.55
HG-10-Q6 0.03 13.10HG-10-B 0.06 2390HG-10-J 0.04 1485HG-10-R-GR 0.09 <0.05HG-10-M 0.05 205
HG-10-R-GC 0.04 274HG-10-A 0.04 647 40HG-11-Q1 0.04 167.5HG-11-Q2 0.03 106.0HG-21-Q1 0.03 160.0
HG-21-Q2 0.03 598HG-11-J 0.04 606HG-11-M 0.04 999 NSSHG-21-A 0.07 8.99 1HG-11-R-GR 0.05 <0.05
HG-11-R-GC 0.05 138.5HG-12-Q1 0.05 110.0HG-12-Q2 0.03 20.2HG-12-Q3 0.03 29.8HG-12-Q4 0.04 7.34
HG-12-Q5 0.05 14.40HG-12-Q6 0.04 4.25HG-12-Q7 0.03 7.26HG-12-J 0.04 100.5HG-12-M 0.03 1025
HG-12-R-GR 0.05 <0.05HG-12-R-GC 0.04 470HG-12-Q4-GR 0.06 <0.05HG-12-M-GR 0.04 <0.05HG-13-Q1 0.02 338
HG-13-Q2 0.03 145.0HG-13-Q3 0.03 24.3HG-13-Q4 0.05 4.34HG-13-Q5 0.03 3.54HG-13-Q6 0.03 5.10
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Sample Description
MethodAnalyteUnitsLOD
WEI-21 Au-GRA21 Au-GRA22 Au-GRA22 Hg-ICP42Recvd Wt. Au Au Au Check Hg
kg ppm ppm ppm ppm0.02 0.05 0.05 0.05 1
HG-13-J 0.04 194.5HG-13-M 0.04 111.0 NSSHG-13-Q1-GR 0.04 0.26HG-13-R-GC 0.04 136.5HG-13-R-GR 0.04 <0.05
HG-13-A 0.05 6.83 13HG-13-M-GR 0.03 <0.05HG-14-R-GC 0.02 69.9HG-14-R-GR 0.04 <0.05HG-14-A 0.04 17.45 27
HG-14-Q1 0.02 29.2HG-14-Q2 0.03 5.57HG-14-Q3 0.03 3.03HG-14-J 0.04 473HG-14-M 0.04 282
HG-14-J-GR 0.03 <0.05
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VICENTE BASELCA MATARUE FRAÎCHE, 23 4032 CHÊNÉE- BELGIQUE
ECUADOR
To:
Project: PLACERES ECUADOR
CERTIFICATE OF ANALYSIS QU18266313
CERTIFICATE COMMENTS
ANALYTICAL COMMENTSNSS is non-sufficient sample.ALL METHODSApplies to Method:
LABORATORY ADDRESSESProcessed at ALS Lima located at Calle 1 LT-1A Mz-D, esq. Calle A, Urb. Industrial Bocanegra Callao 01, Lima, Peru.Au-GRA21Applies to Method: Au-GRA22 Hg-ICP42 SPLIT-S
Processed at ALS Quito located at Ave. Eloy Alfaro y Antonio Basantes Casilla, 17-17-339, Quito, Ecuador.LOG-24Applies to Method: WEI-21
ANEXO 7: RESULTADOS: ANÁLISIS GRANULOMÉTRICO Y ENSAYOS AL FUEGO DEL CONCENTRADO
Au
Code Taille (µm) Poids Moyenne
> 2000 78,78 BND 1112 001 78,78 //// //// 24,8 0,0315% Déterminé par pesé
> 1000 236,00 BND 1112 002 236,00 //// //// 774,7 0,3283% Déterminé par pesé
> 500 41,82 BND 1112 003 35,21 //// //// 119,70 0,3400% Déterminé par calcul après fusion plombeuse
> 250 49,9 BND 1112 004 43,38 //// //// 89,02 0,2052% Déterminé par calcul après fusion plombeuse
> 105 49,63 BND 1112 005 49,43 50 30,9 1,545 0,0031% Fusion plombeuse et SAA
< 105 56,92 BND 1112 006 50,30 50 603 30,15 0,0599% Fusion plombeuse et SAA 0,1613%
> 2000 104,2 BND 1112 007 104,20 //// //// 117,8 0,1131% Déterminé par pesé
> 1000 198,55 BND 1112 008 198,55 //// //// 800,9 0,4034% Déterminé par pesé
> 500 44,55 BND 1112 009 38,38 //// //// 6,9 0,0180% Déterminé par calcul après fusion plombeuse
> 250 52,97 BND 1112 010 46,10 //// //// 92,1 0,1998% Déterminé par calcul après fusion plombeuse
> 105 45,75 BND 1112 011 45,55 50 839,5 41,975 0,0922% Fusion plombeuse et SAA
< 105 36,79 BND 1112 012 36,61 50 48,17 2,4085 0,0066% Fusion plombeuse et SAA 0,1388%
RESULTADOS: ANÁLISIS GRANULOMÉTRICO Y ENSAYOS AL FUEGO DEL CONCENTRADO
Laboratorio de Metalurgia de la Universidad de Lieja, Bélgica
DataSheetEchantillons m traité (g) V (mL) Au (ppm) Au (mg) Au Méthode d'analyse "Au (mg)"
HG - 12 - C
HG - 13 - C
ANEXO 8: RESULTADOS: ENSAYOS AL FUEGO Y PUREZA
DATASHEETEchantillons
XRFEchantillons Ag Au Remarque
REJET BND 0602 X01 BND 0602 001 N/D < 0,00004%
HG - EC : MIXTE 2 BND 0602 X02 BND 0602 002 N/D N/D
HG - EC : ALIMENTATION BND 0602 X03 BND 0602 003 N/D 0,0026%
HG-EC : MIXTE 1 BND 0602 X04 BND 0602 004 N/D 0,0036%
HG - EC : CONC. 2 BND 0602 X05 BND 0602 005 0,0008% 0,0045%
HG - EC : CONC. 1 BND 0602 X06 BND 0602 006 0,0079% 0,0506%
HG - 01C //// BND 0902 001 N/D 102,9% erreur par excès
HG -03C //// BND 0902 002 10,6% 89,4%
HG - 05C //// BND 0902 003 12,2% 87,8%
HG - 07C //// BND 0902 004 10,9% 89,1%
Laboratorio de Metalurgia de la Universidad de Lieja, Bélgica
ANEXO 9: CORTES VERTICALES Y PETROGRAFÍA
1. CORTES VERTICALES
HG-10 Y HG-11
HG-12
Ilustración 1: Corte vertical. A) corresponde a HG-10; B) a HG-11, son colindantes, no existe
mayor diferencia en la textura de la terraza. Elaborado por: Balseca V. (2018)
Ilustración 2: Corte vertical HG -12. Elaborado por: Balseca V. (2018)
HG-13
Ilustración 3: Corte vertical HG – 13. Elaborado por: Balseca V. (2018)
HG-14
Ilustración 4: Corte Vertical HG -14. Elaborado por: Balseca V. (2018)
2. PETROGRAFÍA
Tabla 1:Ensayo de Petrografía número 1, análisis de 20 muestras tomadas. Elaborado por:
Marine Julémont
Nom Quantité Description
Basalte à serpentine 2
Silice 2 Limite entre pierre ponce et obsidienne
Roche ocre, chert ? 5
Grès/schiste altéré vert
2
Quartz 3
Roche sédimentaire métamorphique
1
Granite 1
Argilite avec conglomérats
Conglomérats anguleux, peu érodés.
Obsidienne 1
Argilite gris clair 2
Tabla 2: 2) Ensayo de petrografía número 2, análisis de 20 muestras tomadas. Elaborado
por: Marine Julémont
Nom Quantité Description
Gneiss 1 Rougeâtre, très érodé.
Granite blanc à pyroxène
2 Peu érodé, anguleux.
Basalte 3
Grès à laminations 2 Très érodé.
Gneiss micacé 1 Peu érodé.
Obsidienne 1 Verre volcanique
Quartz pur 5 Très érodé.
Chert 1
Nom inconnu 3 Roche métamorphique hydrothermale verdâtre, veines de quartz, très érodé.
ANEXO 10: PROCEDIMIENTO PARA EL CÁLCULO DEL VOLUMEN DEL
RELAVE (VOLUMEN DE SÓLIDOS RECOLECTADOS EN LA PULPA)
Para calcular el volumen de minerales que escapan en la cola o relave, se utiliza el
procedimiento siguiente:
1. Mediante el uso de un balde aforado de 12 litros, se realiza la toma de la pulpa
en la cola de la clasificadora “Z”. Se cronometra el tiempo en segundos que
tarda en llenarse el balde y se registra el volumen colectado en este tiempo.
2. Cada balde de pulpa recolectada, se deposita en una tina plástica. Se tomaron
aproximadamente 50 y 40 litros (5-4 baldes), por muestra. El material se deja
decantar por 15 a 20 minutos para dar lugar a la sedimentación de las partículas,
luego se desaloja el agua y se determina el volumen de sólidos en litros,
contenidos en el volumen recolectado.
3. Debido a que el diámetro del balde representa aproximadamente del 20 al 25 %
del total del ancho del canalón. Este volumen debe ser referido para el ancho
total, para determinar el caudal total del relave en pulpa.
4. El material obtenido fue tamizado vía húmeda, entremezclado y reducido por
cuarteos sucesivos (manual o mecánico) hasta obtener la cantidad de 1 litro,
tamaño de muestra adecuada obtenida mediante la fórmula de Gy., luego es
recogido, empacado, etiquetado y almacenado adecuadamente para su transporte
al laboratorio.
5. En el laboratorio de metalurgia de la FIGEMPA, se procedió a secar las
muestras a temperatura ambiente y fueron determinados sus parámetros
correspondientes: peso específico, peso seco y porcentaje de humedad,
características necesarias a conocer, para el cálculo del volumen total de pulpa.
6. Las muestras fueron homogenizadas y preparadas para su procesamiento en la
mesa Gemini.
7. El muestreo de pulpas se realizó en promedio 4 veces al día, durante todos los
días que duró el lavado de grava, desde el inicio de la operación hasta instantes
antes de la liquidación. Esto con el objetivo de tener una muestra representativa,
que arrojen resultados confiables.
8. Se realiza el registro de la información mediante la elaboración y tabulación de
tablas con los datos correspondientes, que son indispensables para realizar los
cálculos.
9. Mediante el uso de las fórmulas correspondientes al caudal de pulpa, densidad
de pulpa y tiempo de lavado, se calculó el volumen de solidos que escapan en la
cola de la “Z”. los valores correspondientes se detallan en el Anexo 2.
ANEXO 11: DETERMINACIÓN DEL VOLUMEN DE CONCENTRADO
El volumen de concentrado está determinado como el producto del área de la base del
recipiente por la altura alcanzada por el concentrado, mediante la siguiente formula:
𝑉𝑐 = 𝐴𝑇 × ℎ
Donde:
Vc = volumen de concentrado
AT = área total del recipiente
h = altura alcanzada
Para determinar el área se procedió a dividirla por secciones las cuales tienen las
dimensiones representados en el esquema siguiente:
Gráfico a: Dimensiones del recipiente para recolección del concentrado. Fuente: Alexis
Tupiza.
En la Tabla a se describen las dimensiones utilizadas para los cálculos.
Tabla a: Parámetros para el cálculo del volumen del recipiente
DATOS cm
R = Radio de curvatura de las aristas 25
H = Altura total del recipiente 34
A = Ancho total del recipiente 65
LT = Largo total del recipiente 90
L = Largo entre las curvaturas de las aristas (sección recta) 40
a = Ancho del área entre las semicircunferencias 15
l = Largo del área entre las semicircunferencias 25
CALCULO DEL AREA TOTAL (AT)
Como se puede apreciar el área está compuesta por un rectángulo principal, dos pequeños
en los extremos y cuatro semicircunferencias una en cada arista, por lo que el área total
es:
𝐴𝑇 = 𝐴1 + 2𝐴2 + 4𝐴3
Donde:
A1 = área del rectángulo principal
A2 = área de los rectángulos de los extremos
A3 = área de cada cuarto de circunferencia en las aristas
𝐴1= 𝐿 × 𝐴
𝐴1= 40 × 65
𝐴1= 2600 𝑐𝑚2
𝐴2= 𝑙 × 𝑎
𝐴2= 25 × 15
𝐴2= 375 𝑐𝑚2
𝐴3= 𝜋 × 𝑅2
4
Como necesitamos 4 veces el área 3 (A3) la formula se expresa de la siguiente manera:
4𝐴3= 𝜋 × 𝑅2
4𝐴3= 𝜋 × 252
4𝐴3= 1964,13
Por lo que el área total de la superficie es igual a:
𝐴𝑇 = 2600 + 2(375) +1964,13
𝐴𝑇 = 5314,13 cm2
El volumen se expresa como función de la altura, así:
𝑉𝑐 = 𝐴𝑇 × ℎ
𝑉𝑐 = 5314,13 × ℎ