UNIVERSIDAD CENTRAL DEL ECUADOR FACULTAD DE INGENIERÍA EN … · 2019-10-31 · III UNIVERSIDAD...

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]

mailto:[email protected]

III



AMBIENTAL


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



AMBIENTAL


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 37:Balance metalúrgico HG - 10 ................................................................................... 132





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 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 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

11

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).

12

• 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).

https://es.wikipedia.org/wiki/Regi%C3%B3n_Amaz%C3%B3nica_del_Ecuador

14

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.

17

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

20

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)


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

23

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


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"


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

ENTR

AC

IÓN

GR

AV

IMÉT

RIC

A

REC

UP

ERA

CIÓ

N D

EL

PR

ECO

CEN

TRA

DO

PR

OC

ESO

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


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"


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.


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”)


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


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


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


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.



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


Peso: 1-2 kg. aprox.

Frecuencia: Muestreo

continuo durante toda la

fase de reconcentración.



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.


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


Peso: 2 kg. aprox.

Frecuencia: 1 vez

terminada la

recolección del

concentrado en la tina.


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.


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


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


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


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


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


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


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


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


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


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


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-10 GRANULOMETRÍA GRAVA HG-11


86

Gráfico 23: Curvas granulométricas de la grava aurífera


87

Gráfico 24: Correlación granulométrica de la grava aurífera


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


• 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


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.


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


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


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


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


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


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


Gráfico 26: Curvas granulométricas, muestra: HG - 12 - C


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


Gráfico 27: Curvas granulométricas, muestra: HG - 13 - C


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


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%


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


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


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


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


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


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


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


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


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


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


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


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


Gráfico 30: Balance metalúrgico de la concentración en la mesa Gemeni


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


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)


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


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%


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


(G+Q+J+M+X) R 649,997768 946,332130 1709,997237 2035,376727 943,498650


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%


Gráfico 32: Reparto de sólidos: HG - 10


122


Tabla 28: Balance de mineral HG - 11



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%


Arcillas X 120,29 12,71%





123





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%


Arcillas X 23,27 1,36%





124

BALANCE DE MINERAL: HG -13




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%


Arcillas X 366,70 18,02%





125





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%


Arcillas X 143,66 15,23%





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


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


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


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


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


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


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%


Gráfico 37:Balance metalúrgico HG - 10


133


Tabla 38: Balance metalúrgico HG - 11



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%


Arcillas X 120,29 12,71% 0,00 0,00%

Alimentación A 946,34 100% 1,96 1858,82 100%




134





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%


Arcillas X 23,27 1,36% 0,00 0,00%

Alimentación A 1710,00 100% 0,33 566,34 100%




135





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%


Arcillas X 366,70 18,02% 0,00 0,00%

Alimentación A 2035,38 100% 0,17 347,52 100%




136





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%


Arcillas X 143,66 15,23% 0,00 0,00%

Alimentación A 943,50 100% 0,21 201,14 100%




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 -


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


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


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.

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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.

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Blazy, P., & Joussement, R. (s.f.). Différentes Technologies. En Concentration par gravité.

Blazy, P., & Joussemnet, R. (s.f.). Modélisation et critères de choix. En Concentration par

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Bustamante, M. O., Gaviria, A. C., & Restrepo, O. J. (2008). CONCENTRACÓN DE

MINERALES. Medellin.

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MINERALES. Santiago de Cali.

Fueyo, L. (1999). Equipos de Trituración, Molienda Y Clasificación- Tecnología,Diseño Y

Aplicación, ed. Madrid: Rocas y Minerales.

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Pillajo, A. (2016). • DISEÑO DE EXPLOTACION DEL DEPOSITO AURIFERO ALUVIAL RIO

HUAMBUNO, UBICADO EN LA PARROQUIA AHUANO, CANTON TENA,

PROVINCIA DE NAPO. Quito.

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Sarabia, J. (2016). DISEÑO DE EXPLOTACIÓN DE LOS DEPÓSITOS AURÍFEROS. Macas.

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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Taggart, A. (1945). Handbook of Mineral Dressing. Ney York.

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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

http://www.videomoviles.com/ZpwMWtiRAmI/funcionamiento-de-la-mesa-concentradora-itomak/

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

https://mineraltechnologies.com/images/stories/virtuemart/product/MT-DS-014%20-%20Gemeni%20Tables%20Data%20Sheet.pdf

http://www.laboratoriosanaliticosdelsur.com/minerales.php

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


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


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 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


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


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


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


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.

Project: PLACERES ECUADOR

The following have access to data associated with this certificate:VICENTE BALSECA

Page: 1Total # Pages: 3 (A)

Plus Appendix PagesFinalized Date: 9-NOV-2018

Account: VIBALCA

VICENTE BASELCA MATARUE FRAÎCHE, 23 4032 CHÊNÉE- BELGIQUE

ECUADOR

To:ALS Peru S.A.

Calle 1 LT-1A Mz-D, esq. Calle AUrb. Industrial Bocanegra Callao 01Lima Phone: +51 (1) 574 5700 Fax: +51 (1) 574 0721 www.alsglobal.com/geochemistry

This is the Final Report and supersedes any preliminary report with this certificate number. Results apply to samples as submitted. All pages of this report have been checked and approved for release. Signature:

Rene Mamani, Laboratory Manager, Peru***** See Appendix Page for comments regarding this certificate *****

Page: 2 - ATotal # Pages: 3 (A)


Account: VIBALCA

ALS Peru S.A.



ECUADOR

To:


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

***** See Appendix Page for comments regarding this certificate *****

Page: 3 - ATotal # Pages: 3 (A)


Account: VIBALCA

ALS Peru S.A.



ECUADOR

To:



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

***** See Appendix Page for comments regarding this certificate *****

Page: Appendix 1 Total # Appendix Pages: 1

Finalized Date: 9-NOV-2018Account: VIBALCA

ALS Peru S.A.



ECUADOR

To:



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


> 500 41,82 BND 1112 003 35,21 //// //// 119,70 0,3400% 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%





> 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

UNIVERSIDAD CENTRAL DEL ECUADOR FACULTAD DE INGENIERÍA EN … · 2019-10-31 · III UNIVERSIDAD...

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