Procesos metalúrgicos industriales

Metales


Reactivos


No reactivos


No Ferrosos


Ferrosos


Preciosos


Especiales


Base


Au, Ag, Pt, Pd, Os, Rh, Ir, Ru


As, Sb, Bi


Cu , Pb, Zn


Fe, Ni, Co, Cr, Mn





























































Mineral oxidado


Operaciones de reducción de tamaño y calsificación


Acondicionamiento


Flotación selectiva












300 mil TMD


Operaciones de reducción de tamaño y clasificación


Acondicionamiento


Flotación


Residuo


Concentrado Bulk

















María Gabriela Ruiz Hinojosa
Ingeniería Química
300 mil TMD
Operaciones de reducción de tamaño y clasificación
Acondicionamiento
Flotación
Residuo
Concentrado Bulk
Mineral oxidado

Operaciones de reducción de tamaño y calsificación

Acondicionamiento

Flotación selectiva
Metales

Reactivos

No reactivos

Ferrosos

Fe, Ni, Co, Cr, Mn

No Ferrosos

Base

Cu , Pb, Zn

Preciosos

Au, Ag, Pt, Pd, Os, Rh, Ir, Ru

Especiales

As, Sb, Bi
Procesos Metalúrgicos e Industriales
Esta materia está orientada a conocer los diagramas de flujo para el procesamiento a nivel industrial de los minerales que se encuentran en el país.
En Ecuador se tienen varios centros mineros, que básicamente son operados a nivel artesanal. Estos son, por ejemplo, el Pacto, la mina de La Plata, o las ubicadas en Agua caliente, en Chiriboga, en San Gerardo, en Ponce Enríquez, en El Virón, en Cerro Pelado, en Zaruma, en Portovelo, en la zona de Nambija, en Ecuacorrientes, en Chinapintza, etc.
También se tienen trabajos industriales a pequeña escala, con capacidades de plata comprendidas entre 50 y 250 toneladas métricas por día. Estas plantas se encuentran principalmente en Agrocorazón, en Ponce Enríquez, en Zaruma, en Portovelo y especialmente en la zona de Nambija.
En Agrocorazón hay una planta de cianuración CIP (carbón en pulpa), que tienen una capacidad de 150 toneladas métricas por día. En Ponce Enríquez hay plantas, como Liga de Oro, en las que se desarrolla la cianuración CIP y que tienen capacidades de alrededor de 100 toneladas métricas al día. En Zaruma se ubican plantas como Bir y Minanca, en las que igualmente se llevan a cabo procesos de cianuración CIP, pero con una capacidad mayor a las 150 toneladas métricas por día. En Nambija se ubica Gayzmi, que actualmente se dedica a procesos gravimétricos, y la planta de Sultana del Cóndor, que además de gravimetría se dedica a procesos de cianuración intensiva del concentrado.
En las plantas a nivel artesanal se somete al material a una molienda en molinos de ruedas, a una concentración en canalón, a una amalgamación del concentrado y a una cianuración de las arenas. Éstas últimas son las que salen del canalón, y se les aplica cianuración CIP o cementación en polvo de zinc mediante el proceso conocido como Merril Crowe. Actualmente también se ha estado llevando a cabo la flotación de las arenas, a partir de la cual se obtiene un concentrado que se comercializa en Perú.
En Ecuador también se hace metalurgia de metales preciosos. Hoy por hoy se obtienen concentrados de oro con minerales de cobre, que se comercializan con facilidad en Perú. Al proceso se lo puede describir de la siguiente forma: viene el material de la galería profunda (500 a 1000 m de profundidad), de donde se lo extrae. Entonces se lo muele (para las rocas muy grandes se utiliza dinamita) hasta que llega a un tamaño adecuado que permite que sea alimentado a una trituradora de mandíbulas, de la que sale con un tamaño de partícula de 3 a 4 cm. Luego este material ingresa a la molienda en el molino de ruedas.
El molino de ruedas consta de un tanque. En el fondo de éste hay una pista circular en la que se mueven las ruedas metálicas pesadas (pesan alrededor de media tonelada) y que están unidas a un eje, con una polea para tres correas que se comunican con un motor, el mismo que le provee de una velocidad de 80 rpm. El motor tiene alrededor de 15 HP de potencia.
El material es cargado al molino gracias a una perilla que trabaja con una polea en la que se bota la roca, con un tamaño de 3 a 4 cm, e ingresa al molino para que las ruedas pasen por encima del material y lo muelan. Además se introduce agua y, debido a la acción giratoria del molino, se forma una ola que obliga al material a pasar a través de una malla (#60 o #80). Inmediatamente el producto sale por la malla y es dosificado a un canal (de madera o de cemento), cuya pendiente es de 1% (la inclinación equivale a 1/100 de la longitud del canal).
El concentrado se lleva a la chancha para la amalgamación.El concentrado se lleva a la chancha para la amalgamación.Sobre el canal se suele colocar una alfombra. Así, pasa el material molido con agua, de modo que la fracción pesada queda en la alfombra mientras que lo que pasa conforma la arena. El concentrado que queda en la alfombra es recogido periódicamente y llevado a la amalgamación.
El concentrado se lleva a la chancha para la amalgamación.
El concentrado se lleva a la chancha para la amalgamación.
En un tambor metálico, que los mineros llaman chancha, se coloca únicamente el concentrado para proceder con la amalgamación. La arena puede ser cianurada o sometida a flotación para la obtención de un concentrado sulfurado con oro y plata.
El tambor de amalgamación consta de un tanque que tiene la capacidad de moverse sobre su propio eje. Éste tiene internamente un recubrimiento que consiste en una lámina de caucho. Además, para efectos de molienda, los mineros colocan una porción de una roca dura conocida como riolita. La riolita es una roca silícica bastante resistente a la abrasión.
Concentrado40 rpmRiolitaAguaTina de plásticoConcentrado40 rpmRiolitaAguaTina de plástico
Concentrado
40 rpm
Riolita
Agua
Tina de plástico
Concentrado
40 rpm
Riolita
Agua
Tina de plástico
Al tambor también se carga sosa caústica, detergente algunas veces y panela, ésta última empleada porque disminuye la tensión superficial del mercurio, facilitando por tanto que el mercurio se junte con el oro. El tambor gira a una velocidad de 30 a 40 rpm durante dos horas. Entonces se descarga todo el material molido con mercurio, y se lo recoge en una tina de plástico.
El platoneo se realiza con la arena que se ha recogido en tinas grandes de plástico.El platoneo se realiza con la arena que se ha recogido en tinas grandes de plástico.Para separar la amalgama y el mercurio libre (aquel que no se ha amalgamado), se realiza un platoneo, que consiste en un lavado de la arena molida con la batea y con el que se pretende separar la amalgama del mercurio libre.
El platoneo se realiza con la arena que se ha recogido en tinas grandes de plástico.
El platoneo se realiza con la arena que se ha recogido en tinas grandes de plástico.
El platón es un recipiente fabricado en tol (láminas de acero), en el que poco a poco se va colocando el concentrado. Así se obtiene, por un lado, la amalgama con el mercurio libre. En este punto cabe indicar que siempre se trabaja con un exceso de mercurio, por ejemplo, por cada gramo de oro se tienen tres gramos de mercurio.
Bola es una amalgama de oro y plata.Bola es una amalgama de oro y plata.Al final se tiene a la amalgama y mercurio libre.Al final se tiene a la amalgama y mercurio libre.Esto explica por qué siempre va a quedar mercurio libre acompañando a la amalgama. Con la amalgama lo primero que se hace es un prensado, con el que se elimina el exceso de mercurio. Para esto se utiliza tela jean, y es en ésta en la que la amalgama se presiona de tal modo que el mercurio sale y se lo recoge para ser reciclado y utilizado en un nuevo proceso.
Bola es una amalgama de oro y plata.
Bola es una amalgama de oro y plata.
Al final se tiene a la amalgama y mercurio libre.
Al final se tiene a la amalgama y mercurio libre.
A la amalgama prensada se la conoce como bola. A ésta se la somete a un proceso de destilación, con el que el mercurio se separa. A esta destilación, en el mundo minero, se la conoce como quemado, y normalmente se la realiza en una lata de atún.
Para esto, dentro de la lata de atún se coloca la bola, y entonces se le entrega calor. Cuando la temperatura llega a aproximadamente 300 , el mercurio sale al ambiente, de modo que queda una masa de oro y plata, que se conoce como esponja y que es comercializada en el sitio (IN SITU).
Han existido campañas para evitar la contaminación del ambiente con mercurio, sobre todo en esta etapa del quemado. Es entonces cuando surge el uso de la retorta, con la que se evita el envío de mercurio al ambiente.
La retorta consiste en un recipiente con una tapa enroscada y una salida del tubo, el mismo que está instalado dentro del refrigerante. Por el refrigerante ingresa agua fría a contracorriente, de modo que también tiene una salida de agua caliente.
360 Salida de agua calienteEntrada de agua fríaBola360 Salida de agua calienteEntrada de agua fríaBola
360
Salida de agua caliente
Entrada de agua fría
Bola
360
Salida de agua caliente
Entrada de agua fría
Bola
La bola se carga en el interior de la retorta, luego de que ha sido cubierta con papel de aluminio o con una lámina del mismo material, en la que previamente se han hecho algunas incisiones con agujas. Esto permite que el mercurio de la amalgama no reaccione con las paredes del recipiente. Caso contrario, si el mercurio reacciona con las paredes del recipiente, la esponja sale negra y no del color amarillo que se esperara, lo que hace que su precio disminuya.
Entonces el sistema se somete a un calentamiento. Cuando se llega a una temperatura de 360 , sale vapor de mercurio que pasa por el refrigerante y se recoge como líquido. Al final del tubo se tienen una tela por la cual el mercurio se va desplazando hasta llegar abajo y ser recogido en un vaso. Antes se hacía que el mercurio vaya hacía el vaso a través de un tubo, pero luego de cierto tiempo en el interior del recipiente se creaba un vacío que lograba que el líquido sea absorbido y, dado que la temperatura es de alrededor de 360 , se corría el riesgo de que el sistema explote.
Introducción
La metalurgia extractiva es la ciencia que permite obtener metales refinados o aleaciones. En la naturaleza hay una infinidad de metales, por lo que se acostumbra a hacer clasificaciones. La primera clasificación que hacen los entendidos divide a los metales en dos tipos:
Metales reactivos
Son aquellos que no se pueden obtener por los métodos comunes, sino más bien son necesarios métodos especiales, ya que reaccionan con los elementos de la naturaleza, con el aire o el agua por ejemplo. Son el sodio (Na), el potasio (K), el silicio (Si), el magnesio (Mg) y el calcio (Ca), y de hecho es sodio explosiona al estar en contacto con el agua. A estos metales se los puede recuperar por electrólisis de sus salen fundidas.
Metales no reactivos
Son todos los demás: hierro (Fe), cobre (Cu), zinc (Zn), plomo (Pb), metales preciosos y no metales como el antimonio (Sb) y el arsénico (As).
Sin embargo, ya que los metales no reactivos son muy abundantes, se suele someterlos a una subclasificación en dos grupos importantes:
Ferrosos
Son los minerales de hierro y los que están en capacidad de hacer ferroaleaciones. Son, además del hierro (Fe), el níquel (Ni), el cobalto (Co), el cromo (Cr) y el manganeso (Mn).
No Ferrosos
Son los demás elementos: los metales base (Cu, Pb, Zn), los metales preciosos (Au, Ag, Pt, Pd, Os, Rh, Ir, Ru), y los metales especiales (As, Sb, Bi).


Para cada uno de estos metales existe su respectiva metalurgia. De ahí la importancia de esta clasificación, que permite agruparlos y reconocerlos fácilmente.
También se ha propuesto una clasificación diferente para los metales, dentro de la cual ingresan todos y que es la siguiente:
No Renovables
Se los proceso una sola vez. A su vez se clasifican en minerales primarios, minerales secundarios y subproductos.
Minerales Primarios
Son los que están como roca, es decir, los que se encuentran en la mina. Así, cuando a un minarla se lo extrae de la mina y se lo procesa, ya no será posible volverlo a procesar.
Minerales Secundarios
Materiales sueltos en forma natural. Dentro de este grupo están los minerales aluviales, los cuales se procesan para la obtención de metales preciosos o de magnetita, rutilo, diamante, tungsteno, estaño, entre otros. Se originan siempre en un mineral primario.
Para entender cuál es su origen basta con pensar en lo siguiente: el tiempo, la lluvia y el sol meteorizan a la roca, volviéndola arena. Entonces la lluvia forma avalanchas que acarrean al material y lo llevan a lugares más estables.

Éstos son los materiales aluviales o secundarios.
Subproductos
Son los derivados de un proceso para materiales primarios, y para entenderlos mejor se va a analizar, como ejemplo, la metalurgia del cobre. En el tratamiento de minerales de cobre lo primero que viene es una reducción del tamaño; luego una concentración por flotación, por ejemplo, a partir de la cual se obtiene la arena, que realmente constituye el relave ya que no tiene valor en cuanto al cobre, y el concentrado de cobre cuya concentración es por lo menos 20%.
Luego se pasa a la metalurgia propia del cobre, para lo cual se empieza con una tostación parcial, seguida de una fusión por mata, en la que se obtiene un producto que tiene cobre, hierro y azufre. Inmediatamente se procede con una conversión, que normalmente se realiza en dos etapas, de modo que mientras en la primero se obtiene el cobre blanco, en la segunda se tiene el cobre blíster, que se caracteriza por presentar una concentración del 80 al 90% de cobre. El cobre blíster (ampollado en español), conocido así porque al fundirlo se obtienen lingotes con burbujas o ampollas en la superficie, pasa a un proceso de fusión de ánodos, que toma entre 8 y 12 horas. Cabe indicar que si los lingotes están sólidos, es necesario un proceso de fusión previo. Continuando con el proceso, el cobre pasa a unos moldes en los que se funde, obteniéndose lingotes de una forma y espesor determinados.
Posteriormente se pasa a una refinación electrolítica, en las que se utilizan celdas enormes (de hasta 60 m de longitud), en las que se tiene un electrolito, formado por ácido sulfúrico, y ánodos y cátodos dispuestos alternadamente. El ánodo tiene carga eléctrica positiva, y el cátodo tiene carga eléctrica negativa. Este proceso utiliza bajos voltajes (0,3 – 0,5 V) y altos amperajes, de modo que el electrolito disuelve al ánodo. Cuando se suministra energía eléctrica continua, la solubilización es notoria, y se ve cómo el cátodo se va engrosando mientras que el volumen del ánodo va disminuyendo. El cátodo puede ser una lámina de cobre o una aleación de este metal. Si el cátodo es una aleación se debe despegar la placa de cobre que se ha pegado en el cátodo, caso contrario se toma el ánodo luego de haber desajustado las orejas que lo sostienen y se lo saca.
Este cobre catódico tiene un pureza del 99,99%. El resto de material lo constituyen impurezas que, luego de que se ha procedido con una refinación electrolítica, son básicamente metales preciosos que se quedan en el fondo de la celda formando un material que se conoce como lodo electrolítico. El lodo electrolítico viene a ser el subproducto, pero nótese que acompaña al cobre refinado, de modo que si no hay cobre, no hay subproducto.
Renovables
Se puede volver a obtener acero a partir de la chatarra.Se puede volver a obtener acero a partir de la chatarra.Son aquellos que se pueden reutilizar. Sin embargo, por la ley de la conservación de la materia, la cantidad de oro que vino al mundo debe permanecer y terminar aquí. Por eso, esta cantidad de materia prima constituye, luego de su empleo, las chatarras, entiéndase por chatarra aquello que ya no puede ser utilizado para el fin con el cual fue construido.
Se puede volver a obtener acero a partir de la chatarra.
Se puede volver a obtener acero a partir de la chatarra.
La chatarra de hierro se procesa con operaciones de conversión. En el país hay una producción importante de acero empleando chatarra como materia prima (50 mil toneladas métricas /día). Para esto, a la chatarra se la funde, se la somete a procesos de purificación y se produce nuevamente el acero.
Lo mismo sucede con todos los metales, pero las chatarras de metales preciosos merecen una atención especial. En el mundo existen empresas muy grandes, que pueden procesar hasta 2000 toneladas métricas al día de metales preciosos. En Estados Unidos, por ejemplo, está Phelps Dogdl; en Rusia está Johnson Taten; DEGUSA en Alemania; OUTOKUMPU en Finlandia; Boliden en Suecia y HOBOKEN en Bélgica. Estas empresas son especialistas en la recuperación de metales preciosos.
Las chatarras para metales preciosos son la chatarra de joyería, en la que se incluyen las joyas viejas, las joyas en desuso, entre otras. De hecho, hubo un año en el que China, Japón e Indochina, reportaron una producción de metales preciosos a partir de chatarra de 1000 toneladas métricas por año.
Otros tipos de chatarra lo constituyen la chatarra odontológica, dentro de la cual se destacan las prótesis dentales; la chatarra médica, sobre todo las diferentes prótesis de platino; y la chatarra electrónica, constituida principalmente por los tableros de control de grandes edificios, de aviones, de barcos y de helicópteros. De hecho, en esta industria se emplean decenas de toneladas de oro, plata y platino especialmente. Dentro de la chatarra electrónica se destacan también los microcomputadores y los celulares. En los microcomputadores hay partes con metales preciosos, como por ejemplo oro, plata y rodio.
También se dispone de chatarra constituida por los catalizadores utilizados en petroquímica, catalizadores de platino y de renio, éstos últimos se usan para el cracking. El renio es un elemento radioactivo, y cuando ha terminado su radioactividad queda convertido en rodio. También hay convertidores catalíticos de auto, que pesan 2 kg y tienen un tiempo de vida de 50 mil millas. Entonces, cuando termina su tiempo de vida, el convertidor queda como chatarra, que tiene altas cantidades de platino, paladio y rodio (pues del mismo modo, altas cantidades de estos metales fueron utilizadas para su construcción).
Centros mineros en Ecuador
El Ecuador es atravesado, de Norte a Sur, por la Cordillera de los Andes, la misma que se divide en tres cordilleras claramente definidas (occidental, central y oriental) unidas entre sí por nudos transversales. Los principales yacimientos de los minerales metálicos están en la Cordillera Oriental de los Andes o en sus estribaciones hacia la costa.
Cordillera Occidental de los AndesCordillera Occidental de los AndesCordillera Oriental de los AndesCordillera Oriental de los AndesCordillera Central de los AndesCordillera Central de los Andes
Cordillera Occidental de los Andes
Cordillera Occidental de los Andes
Cordillera Oriental de los Andes
Cordillera Oriental de los Andes
Cordillera Central de los Andes
Cordillera Central de los Andes

Figura 1. Mapa físico de Ecuador
FUENTE: Enciclopedia del Ecuador, 2003
Los yacimientos más importantes que se ubican en Ecuador, y los minerales metálicos principales que se encuentran en éstos, son:
Tunihin Cobre (Cu) y molibdeno (Mo)
Agrocorazón Cobre (Cu), oro (Au) y plata (Ag)
Pacto Oro (Au), plata (Ag), plomo (Pb) y cobre (Cu)
Pachijal Cobre (Cu) y oro (Au). En el mineral de Pachijal se ha detectado además cromo (Cr), cobalto (Co) y níquel (Ni). La mineralización se da en medio básico, y por ello estas formaciones dan lugar a la presencia de platino (Pt).
Chiriboga Cobre (Cu), hierro (Fe), plomo (Pb), oro (Au) y plata (Ag)
La Plata Cobre (Cu) y zinc (Zn)
Pueblo nuevo Cobre (Cu), zinc (Zn), oro (Au), plata (Ag) y arsénico (As)
Bucay Yacimiento muy parecido al de Pacto, ya que el mineral contiene plomo (Pb), oro (Au) y plata (Ag)
Agua caliente Pirrotina, pirita, arsenopirita, oro (Au) y plata (Ag)
Chaucha Es una de las primeras minas de nuestro país, en la que se han descubierto reservas de porfírico, un cuerpo mineralizado bien estudiado desde el punto de vista geológico. Se ha detectado un yacimiento amplio de este mineral, que tiene cobre (Cu), molibdeno (Mo), platino (Pt), oro (Au) y plata (Ag).
San Gerardo Cobre (Cu), plomo (Pb), arsénico (As), oro (Au) y plata (Ag)
Ponce Enríquez Arsenopirita, pirrotita, pirita, oro (Au) y plata (Ag)
A continuación viene una mina que se va adentrando en la Sierra:
El Virón Cobre (Cu), oro (Au), plata (Ag)
Cerro Plata Hierro (Fe), cobre (Cu), plomo (Pb), zinc (Zn), arsenopirita (As)
Tarata El mineral se caracteriza por ser refractario, y por lo tanto tiene cobre (Cu), pirrotina y arsenopirita
En Zaruma y Portovelo se ubica una mina tradicional de Ecuador, Zaruma Portovelo, en la que se extraen oro (Au), plata (Ag), cobre (Cu), plomo (Pb) y minerales de esfalerita, que es la portadora de oro (Au) y plata (Ag).
Por la zona de Loja hay grandes yacimientos que están en perspectiva de los geólogos. Por ejemplo, en la zona de Purango se han encontrado reservas de Uranio (U), oro (Au) y plata (Ag). Se calcula que dichas reservas tienen alrededor de 100 toneladas métricas de un material que presenta una concentración de 300 g de uranio por tonelada métrica.
En la zona oriental se dispone de grandes regiones de minerales tipo Nambija, que tiene roca con oro nativo. Éstas son:
Sol de oriente
Nambija
Guayzimi
Sultana del Cóndor
Cerro Colorado
La zona de Nambija queda en la cordillera de Tunatza, que se ubica a la izquierda del río Nangaritza. Nótese que en el Oriente la mayoría de las minas tienen nombres de origen indígena.
Luego de la Cordillera del Cóndor quedan otros yacimientos importantes, algunos cedidos a prestigiosas empresas transnacionales. Una de ellas es EXA, una empresa canadiense que recientemente cerró negociaciones con empresas chinas. EXA fue propietaria de reservas de 400 millones de toneladas métricas de mineral que tiene pirita, calcopirita, oro (Au) y plata (Ag), y por ello planificó un trabajo diario de 28 mil toneladas métricas por día de procesamiento.
Otra empresa transnacional que trabaja con los minerales de Ecuador es Aurelia, propiedad de la empresa Kinroz, que posee una mina que tiene cantidades mayores de oro (Cu), cobre (Cu) y plata (Ag).
También se tiene un gran prospecto minero con la empresa Iamgold, que posee una reserva de 45 millones de onzasde oro, un mineral cuyo tratamiento no es fácil ya que contiene pirrotita además de oro (Au) y plata (Ag).
Hacia Perú se tiene el gran yacimiento de Yanacocha, que le permitió a este país producir bastas cantidades de oro al año. De ahí que para esta región también hay vastos prospectos geológicos.
En la minería del país se trabaja, en algunas zonas, con tecnología a pequeña escala. Las minas que presentan esta tecnología son Agrocorazón, San Gerardo, Ponce Enríquez, Zaruma Portovelo, Guayzimi y la Sultana del Cóndor. De ahí que están funcionan como plantas procesadoras del mineral, mientras que las otras sólo se han dedicado a una minería artesanal.
Algunos geólogas han llegado a estimar, considerando sobre todo a la provincia de Zamora Chinchipe, que en Ecuador está el 20% de las reservas mundiales de oro. Esto implica que en el país tiene una cantidad de oro que oscila entre 20 mil y 22 mil toneladas métricas.
Procesamiento de los minerales en la Minería ecuatoriana
Mineral de Nambija o Mineral tipo Nambija
Datos históricos, proporcionados por el Padre Federico González Suárez, dicen que esta mina fue explotada en la época de la colonia. Según éstos, hubo masas de oro nativo comprendidas entre 20 y 30 libras de oro, que eran enviadas al rey de España Felipe II.
El rey de España tenía familia de la nobleza en las provincias de Zamora Chinchipe, Morona Santiago y Napo. En éstas se encontraban centros de fusión para el oro, en los que un delegado del rey cobraba como impuesto un tercio de lo que se producía.
González Suárez dice que en un período de la colonia llegaron a trabajar hasta veinte mil indígenas traídos de la sierra, que no soportaban la malaria y murieron en seguida. Así, en un momento dado se acabó la mano de obra (los españoles no iban a realizar un trabajo tan sacrificado), y con ello la actividad minera en la zona de Nambija, que por cierto era una de las más importantes por aquellas épocas. Por ello se cerró hasta el año de 1980, en el que buscadores de oro llegaron desde Zamora Chinchipe.
El mineral de Nambija tiene un componente no metálico y oro nativo. Existían pepas enormes y oro fino (de un diámetro aproximado de 20 µm). La forma, según geólogos, corresponde a un skarn, mineralización en la que hay una roca carbonácea antigua (formada por carbonato, carbonato de calcio principalmente). Entonces, debido a diversos fenómenos geológicos, vinieron corrientes de roca silícica, que recibe el nombre de intrusivo, el cual ingresó por fallas a aberturas a la roca carbonácea, de modo que al entrar penetró oro en forma de lava.
Por lo tanto, el skarn es la roca formada por el intrusivo silícico y la roca carbonácea, y de este modo se tiene la presencia de oro diseminado en todo el cuerpo del skarn.
En Nambija la formación del mineral es especial, ya que de un momento a otro se lleva a cabo la creación de oro predominante, al cual se lo llama bolsón y que tiene una concentración elevada de oro (de hasta 20 kg de oro en 300 kg de mineral). Hace mucho tiempo, los mineros tenían que buscar el bolsón en la mina, sin el apoyo de materiales como la dinamita. La mayoría se lanzaba a la búsqueda en túneles muy profundos en los que no se encontraba nada. De hecho, las personas estaban dispuestas a adentrarse en galerías de 200 a 300 m, en las que todavía era posible respirar sin necesidad de un suministro de aire y en las que la temperatura era soportable, pero alta e incómoda (de 20 a 30 ). Entonces se nota las condiciones que un ser humano es capaz de soportar cuando le ha invadido la fiebre del oro.
En la zona de Nambija se puede tratar al mineral con el proceso que se indica a continuación de forma respetuosa con el medio ambiente. El mineral de Nambija, con un tenor de 1 a 2 gramos de oro por tonelada métrica de mineral, debe ser explotado en grandes cantidades, usualmente de 20 mil toneladas métricas diarias, con el fin de obtener de 20 a 40 kg de oro por día, que resulta bastante rentable para cualquier empresa.
El proceso consiste en lo siguiente: en la mina el mineral se somete a una molienda autógena (en la que los mismos minerales muelen a las rocas más pequeñas), debido a la gran cantidad de material que se trata. Entonces se obtiene el molido, dentro del cual se tienen rocas de hasta 5 cm de diámetro, que deben ser procesadas con el sistema habitual. Así, dichas rocas se someten a una trituración (en una trituradora de cono), obteniéndose un producto de hasta 1 in de diámetro. Este material ingresa a la molienda convencional, en un molino de bolas, llegándose a un producto molino que se pone en contacto con el molido alcanzado con la molienda autógena. Evidentemente hay una clasificación de material en función del tamaño de partícula, de modo que el circuito se cierra con un producto molido de un tamaño de partícula aproximado de 75 µm.
Al producto molido final se lo lleva a un hidrociclón, en el que se obtiene dos fracciones: el overflow y el underflow. En el overflow están los finos, cuyo contenido es de aproximadamente 0,2 g de oro por tonelada métrica. Éste tiene que ser almacenado por dos razones: debido a requerimientos ambientales y a requerimientos metalúrgicos, ya que con una cantidad suficiente de este relave (10 mil toneladas métricas, por ejemplo) se puede producir una masa de oro rentable (0,2 toneladas métricas de oro) a través de los sistemas de cianuración en pulpa y cianuración en columna. En el underflow están los gruesos, en los cuáles está el oro que va a ser procesado.
Entonces el underflow pasa a un sistema de concentración gravitacional en el equipo Knelson, en el que se produce una corriente enorme de rechazo que puede reingresar a la molienda. También se tiene una salida de preconcentrado de oro, que se llama así porque aún tiene fracciones de componentes no metálicos y silícicos principalmente. El preconcentrado ingresa en una mesa concentradora tipo Wilfley, de la que se obtiene: un concentrado amarillo (el color se debe al oro); una fracción mixta, que se recicla al ingreso de la mesa; y una fracción de arena más finos, que se envía a la molienda.
El concentrado amarillo pasa a la fusión, obteniéndose por separado el oro y la escoria. La pureza del oro está en alrededor de 90%, de modo que tranquilamente puede ser comercializado.
Algunos geólogos manifiestan que trabajando a estos niveles, de 50 mil toneladas métricas de mineral al día, en el país se dispondrá de reservas durante 80 años en todos los centros mineros. De ahí que vale la pena continuar con el estudio de la mineralogía ecuatoriana, y de la metalurgia de estos centros mineros.
El proceso descrito anteriormente se puede resumir de la siguiente manera (presionar CTRL y hacer clic cobre la imagen para ver mejor la imagen):

Para los minerales tipo Nambija se prevé una capacidad de planta de 10 mil toneladas métricas al día, con un tenor de oro entre 1 y 2 gramos por tonelada métrica de material.
Planta
El mineral viene en camiones e ingresa a una trituradora giratoria. Los camiones descargan una gran cantidad de mineral en forma de rocas grandes, con un diámetro de hasta 70 cm, que se van a triturar obteniéndose un producto con un tamaño de 20 cm. Este producto, gracias a la ayuda de una faja transportadora, es llevado a la dosificación al molino autógeno, en el que predominan las dimensiones circulares. Este molino recibe al material, y agua, y se produce la molienda por algunos efectos, principalmente por el efecto cascada entre las rocas. El molino tiene su blindaje interno, metálico o plástico (con caucho), de modo que las rocas suben hasta un punto y luego caen formando una cascada. Es así que éstas se muelen e incluso se desintegran. A la salida del molino se tiene un tromel de malla, que consiste en tubo que está circulando conjuntamente con el molino.
=60 cmTrituradora GiratoriaProducto
=20 cmAguaSumidero =60 cmTrituradora GiratoriaProducto
=20 cmAguaSumidero
=60 cm
Trituradora Giratoria
Producto
=20 cm
Agua
Sumidero
=60 cm
Trituradora Giratoria
Producto
=20 cm
Agua
Sumidero
Como el tromel es de malla, sale el producto molido.
Al molino de bolas ingresa el material triturado de las rocas esféricas.Al molino de bolas ingresa el material triturado de las rocas esféricas.Este producto molido cae sobre un tanque conocido como sumidero. En la base del sumidero se tiene una salida para lodos, conectada a una bomba enorme que impulsa a la pulpa hasta un hidrociclón en el que se forman dos corrientes: el overflow y el underflow. Por otro lado, el molino autógeno arroja a las rocas redondas, más bien esféricas, que han alcanzado 5 cm de diámetro. Como éstas son rocas de mineral, van a tener un valor. Por ello, estas rocas deben ser procesadas por el sistema convencional, de modo que ingresan a una trituradora de cono, donde se obtiene un producto de 2,5 cm. Este producto es entonces alimentado a un molino de bolas convencional.
Al molino de bolas ingresa el material triturado de las rocas esféricas.
Al molino de bolas ingresa el material triturado de las rocas esféricas.
A la salida de éste se tiene un tromel, en el que se retira del circuito más materiales extraños (mechas diminutas y plásticos). La pulpa va a un clasificador espiral, de modo que retorna al molino de bolas el material que no ha sido lo suficientemente molido.
En la base del clasificador espiral hay un rebose que va al mismo sumidero en el que cae el producto de la molienda en el molino autógeno. El underflow, donde están las partículas de oro, pasa a un concentrador centrífugo, Knelson normalmente, en el que se produce un preconcentrado y una gran cantidad de relave. El relave es enviado nuevamente a la molienda convencional para que se lo muela, y así se cierra el circuito.
Mesa concentradoraMxArFnConcentrado
(Amarillo)Mesa concentradoraMxArFnConcentrado
(Amarillo)Del concentrador centrífugo Knelson se obtiene un preconcentrado que ingresa a una mesa concentradora industrial tipo Wilfley, en la que se forma un concentrado de color amarillo que posteriormente se somete a una fusión. Además se tiene una fracción mixta que retorna a la mesa, y otras como la arena y la fracción fina, que regresan al molino. Para la fusión, el concentrado debe ser previamente secado a una temperatura de alrededor de 100 , eliminándose al agua como vapor.
Mesa concentradora
Mx
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Fn
Concentrado
(Amarillo)
Mesa concentradora
Mx
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Concentrado
(Amarillo)
Luego se lo lleva a una tostación, que llega a temperaturas de hasta 850 , a fin de eliminar compuestos volátiles, como dióxido de azufre (SO2) en primer lugar, además de arsénico (As), bismuto (Bi) y antimonio (Sb). Estos metales especiales deben ser eliminados, porque causan problemas en la fusión y alteran las características físicas y químicas del oro.
El producto de la tostación se llama calcina, la cual se mezcla con una carga fundente que tiene bórax, carbonato de sodio (Na2CO3), carbonato de calcio (CaCO3), nitrato de potasio (KNO3) y a veces tierra silícica, si la calcinan no contiene una cantidad suficiente de sílice (SiO2). Estos productos se llevan a un horno de crisol, en el que se pueden desarrollar temperaturas de hasta 1200 . Se genera, entonces, una fase escoria y una fase metálica conocida como doré, que básicamente es oro con una ley de 80 a 90% de pureza, de modo que se lo puede comercializar.
La escoria, por su parte, está conformada por silicatos, carbonatos y boratos de los metales base, y atrapa pequeñas bolitas de oro, por lo cual se la acumula para procesarla posteriormente con molienda y concentración en mesa.
Con la concentración en mesa se obtendrá un concentrado que contiene parte de escoria, por lo cual se lo funde, recordando que para la fusión del concentrado previamente se debe hacer una tostación.
Esta tostación se puede llevar a cabo en un horno de tostación instantánea. Éste es un horno circular dentro del cual hay un eje al que están unidos dos pisos, también circulares, al inicio y dos pisos al final. Asimismo, al eje está unida un aspa que mueve al concentrado y lo hace caer al piso inferior. Entonces se dosifica, por la parte superior, el concentrado, seco por la acción de la temperatura. También hay un ingreso de gas licuado de petróleo (GLP), que proporciona una cierta cantidad de calor al sistema ya que, aunque la operación de tostación es exotérmica, es necesario llegar al punto de ignición a partir del cual la operación es autógena. El horno debe operar a una temperatura entre 850 y 1000 , en tiempos comprendidos entre 2 y 6 horas. En aquel tiempo, debido a la acción del GLP, saltan las partículas de sulfuro inflamadas.
De igual forma, se tiene un ingreso de aire, con el que entra oxígeno; y una salida de gases, para gases como el vapor de agua, zinc vaporizado, arsénico (As), antimonio (Sb), bismuto (Bi) y azufre (S) en forma de dióxido de azufre (SO2). En los dos últimos pisos se completa la tostación, de modo que se recoge la calcina en la base del horno. La calcina está compuesta por óxidos, de cobre y hierro por ejemplo.
SO2AireSO2AireLas leyes ambientales son muy rigurosas respecto a los gases, lo cual es importante ya que los gases que salen de este horno contienen principalmente dióxido de azufre (SO2). Las grandes empresas producen gases con una concentración entre 12 y 15% de dióxido de azufre. Con estas concentraciones es factible enviar al gas que está saliendo a la fábrica de producción de ácido sulfúrico. Otras plantas tienen un gas con concentraciones de dióxido de azufre entre 1 y 2%, de modo que no se lo puede enviar a la fábrica de ácido sulfúrico, y por lo tanto se lo debe neutralizar. Esto se puede realizar con piedra caliza (carbonato de calcio) dispuesta en una torre en la que también hay pisos en los que se coloca este mineral. Por el fondo de la torre entra el dióxido de azufre que viene de la tostación conjuntamente con aire (que entra también por dicho ingreso). El dióxido de azufre reacciona con el carbonato de calcio, produciendo sulfato de calcio, de modo que el azufre se fija como sulfato.
SO2
Aire
SO2
Aire
Luego la calcina se va a la fusión propiamente dicha, luego de mezclarse con la carga fundente. Asimismo, para la fusión se puede construir un horno de crisol con ladrillo y cemento refractario. El crisol se debe diseñar para 500 kg de carga.
Fuel
DieselFase
MetálicaFase EscoriaLingotera CónicaFuel
DieselFase
MetálicaFase EscoriaLingotera Cónica
Fuel
Diesel
Fase
Metálica
Fase Escoria
Lingotera Cónica
Fuel
Diesel
Fase
Metálica
Fase Escoria
Lingotera Cónica
La carga fundente y la calcina se cargan en el horno. El calor proviene de un ingreso de aire a presión más combustible de petróleo, que probablemente es fuel o diesel. En la base del horno se puede poner madera y cartón, de modo que éstos se encienden formando una llama que envuelve al crisol, llevando a cabo la fusión de la que se desprenden gases. En este horno es posible llegar a temperaturas de entre 1100 y 1200 . Ahora, como el horno es pesado, se debe disponer de un sistema basculante que tiene un punto de apoyo o pivote y que gira gracias a la acción de una polea conectada a un gancho en el lado opuesto. Así, luego de cumplida la fusión, un operador acciona la polea y el crisol se mueve y descarga la mezcla.
El producto se descarga en una lingotera cónica de 50 litros de capacidad. El horno se mueve por acción de la polea y todo el producto fundido se vacía en la lingotera cónica. De este modo, en el fondo se acumula la fase más pesada (metálica), sobre la cual se acopia la fase escoria. Ya se mencionó que la fase metálica corresponde al doré o bollón de oro, cuya ley está entre 80 y 90% de oro. Cuando se trabaja con 10 mil toneladas métricas de mineral, cuya ley es de 1 gramo de oro por tonelada métrica, se tiene un producción de alrededor de 10 kg de oro por día luego de la fusión.
Cordillera del Cóndor
VetasCordillera del Cóndor
VetasTodo lo indicado anteriormente se puede hacer en el país sin ningún problema.
Cordillera del Cóndor
Vetas
Cordillera del Cóndor
Vetas
Mineral de Chinapintza
La mina de Chinapintza se encuentra ubicada en Zamora Chinchipe, en la cordillera del Cóndor. En la cúspide de esta cordillera se están flameando dos banderas: la ecuatoriana y la peruana. A partir de 1965, los buscadores encuentran oro en esta zona, y la bautizan con el nombre de Mina de Chinapintza. El mineral lo constituían perlas de cuarzo mineralizado con algunos sulfuros, y oro nativo y plata asociada a la galena. Entre los sulfuros predomina la pirita, la esfalerita, la galena y la calcopirita. Además se tienen importantes cantidades de oro nativo y plata, como un mineral de plata (argentita). Los mineros artesanales procesan este mineral, extraído de pequeñas galerías construidas por ellos mismos.
El método artesanal empleado para el procesamiento de este material constaba de los siguientes pasos:
Trituración
Molienda en un molino de ruedas, al que se añadía agua
Concentración en Canalón
Luego del canalón se obtenían dos productos: un concentrado y una arena. La arena se acumulaba en fosas de acumulación, mientras que el concentrado era amalgamado, obteniéndose un producto blanco con plata y 10% de oro. Entonces, como este producto no se podría vender aún, los mineros aprendieron a refinar el oro por medio del método de encuartación.
Conforme avanzaba la explotación, los mineros empezaron a trasladarse hacia el lado peruano para sacar el material y luego retornar a Ecuador con mineral para ser procesado. Esto fue posible gracias a los arreglos que se tenían con los soldados peruanos.
En un momento dado, la empresa TVX, de origen francés, se interesa por esta zona, la adquiere y establece ahí un campamento. Muestras de los afloramientos de trincheras y de algunas galerías superficiales (que implicaron una inversión de 10 millones de dólares), tomadas por geólogos, permiten determinar que en esta mina se tiene aproximadamente 30 gramos de oro por tonelada métrica y 200 gramos de plata por tonelada métrica de mineral. Entonces la empresa decide hacer una inversión considerable en sondas de perforación. El producto de las perforaciones se acumula como 600 toneladas métricas de mineral, de las cuales 30 toneladas métricas se emplean para estudios pilotos en Chile, con los que se pretendía determinar cuáles son las opciones metalúrgicas de dicho mineral. Es así como en Chile se define que este material únicamente contenía alrededor de 5 gramos de oro por tonelada métrica, lo que insinuaba que en la superficie pudo haber efectivamente los 30 gramos de oro por tonelada métrica, y que por ello la mina interesaba tanto a los pequeños mineros. Sin embargo, luego de los resultados, TVX abandona el proyecto y deja de prestar atención en esta mina. En la actualidad hubo un repunte de la minería de esta zona, lo cual generó un movimiento económico importante.
Al pie de la Cordillera del Cóndor, y por el lado de Ecuador, corre el río Nangaritza, cerca de la zona de Nambija. Cabe indicar que desde Nambija se ve el trabajo de la empresa TVX. En las cercanías, las empresas con grandes reservas de mineral, como EXA y Aurelia, procesan técnicamente este material.
Procesamiento del mineral
Una capacidad de planta adecuada para Chinapintza está comprendida entre 300 y 500 toneladas métricas de mineral por día. El tratamiento de este mineral comienza con el proceso de reducción de tamaño, o más bien dicho con la reducción del tamaño de la mena (traducción de ore). Luego vienen operaciones de clasificación. De estas operaciones se obtiene un producto +104 μm, que retorna a la molienda, y una fracción -104 μm, que pasa inmediatamente al acondicionamiento para la flotación. En la flotación se obtiene un concentrado (C1) y un relave (R1). Dicho relave ingresa a una nueva etapa de acondicionamiento (acondicionamiento 2), y posteriormente a una nueva flotación, en la que se obtiene otro concentrado (C2) y un relave final.
El concentrado C1 está compuesto por cobre, plomo, oro y plata; mientras que en el concentrado C2 se tiene a los sulfuros constituidos zinc, además de oro y plata. En el relave final predomina la pirita, con algo de oro y plata. Por tal motivo, con este material se hace una concentración selectiva, cuyo objetivo es obtener dos concentrados: uno de cobre y otro de zinc, que son comercializados a países con la infraestructura apropiada para procesar dichos concentrados.
Por supuesto que se debe hacer un procesamiento de los efluentes que tienen remanentes de los reactivos de flotación, sobre todo porque los reactivos de flotación son venenosos.
Lo mencionado hasta el momento es precisamente lo que planeaba hacer la empresa TVX. De hecho, esta institución planteaba que luego de las operaciones de reducción de tamaño se tenía algo de oro y de plata amalgamables, que tranquilamente se podía procesar en Ecuador, mientas que los concentrados 1 y 2 serían trasladados a Brasil por el río Santiago, que se forma al unirse el río Zamora con el río Paute.
Detalle del Procesamiento del mineral
El mineral, o la mena, es extraído de galerías profundas, en las que se obtienen las menas u ores por voladuras con dinamita. Cerca al nivel del suelo los mineros han diseñado galerías con rieles, por las que salen los coches con el mineral, de modo que cada uno puede llevar dos toneladas métricas. Actualmente, muchos de estos coches están mecanizados.
Luego este material es transportado fuera de la galería, para ser descargado en grandes volquetas, que tiene la capacidad de llevar hasta 100 toneladas métricas y que lo transportan hacia la planta.
Las volquetas se van a la planta metalúrgica, que debe estar ubicada en un sitio estratégico, en el que se disponga de servicios básicos como agua y energía eléctrica, además de ser lo suficientemente cercano al punto de entrega de los productos y de adquisición de las materias primas.
En la planta metalúrgica se comienza con las operaciones de trituración. Para el tratamiento de 300 toneladas métricas de material se puede utilizar una triturado grande de mandíbulas, en la que van ingresando rocas de hasta 30 cm de tamaño. Para alimentar estas rocas se emplean dosificadores Appron Reeder, que son equipos con orugas de acero (las orugas deben ser de acero porque el material que se trata es bastante abrasivo, sobre todo porque contiene cuarzo, de modo que el desgaste obliga a que no se utilicen bandas transportadoras de material polimérico, como caucho).
Con el Appron Reeder se dosifica la mena, a razón de 8 horas por día. Cabe indicar que el resto de operaciones en la planta, empezando por la molienda, se llevan a cabo las 24 horas del día. Por lo tanto, las trituradoras de mandíbulas deben tener tres veces su capacidad (900 a 1500 toneladas métricas por día laboral de 8 horas), y un sistema de aislamiento acústico adecuado, ya que estos equipos hacen mucho ruido.
El producto de la trituración primaria está con tamaños de partícula de alrededor de 2 in (5 cm aproximadamente). Entonces esta roca ingresa en su totalidad a una trituradora de cono, y en algunas ocasiones se puede tener una batería de dos trituradoras de cono (trituradora a y trituradora b), que de cualquier modo se calibran para que un 80% del producto de la o las trituradoras tenga un tamaño de partícula menor o igual a 2,5 cm (1 in aproximadamente). Todo este producto se para a un silo de almacenamiento. Este ciclo es el nexo de los dos tiempos de operación, donde el material se acumula, y eso permite trabajar 24 horas por día.
Todo el material de tamaño de partícula de 1 in se almacena en el silo grande, que tiene una salida cónica. Este silo puede tener una capacidad de 10 mil toneladas. A este silo se lo conoce como Orebin, mientras que a las trituradoras de cono y de mandíbulas se las denomina Cone Crusher y Jaw Crusher respectivamente.
En definitiva, las operaciones metalúrgicas empiezan en el silo, en el que se tiene preparado al material. Del silo se va sacando mineral con una banda transportadora de material plástico que recibe el nombre de Belt Ore Feeder. Entonces, la banda transporta el ripio para dosificarlo al molino de bolas a razón de 300 y 500 toneladas métricas por día laboral de 24 horas, lo cual es lógico ya que el molino trabaja 24 horas diarias. Como se va a hacer una dosificación de cobre a pH básico, se agrega además cal (CaOH2).
El ripio se descarga sobre un embudo, por el cual el material ingresa al molino de bolas. Cabe indicar que en la planta se puede tener uno o dos molinos. En estos equipos se identifica el muñón, que marca la entrada del mineral y que está sobre las bases de concreto que tiene el molino, o bases en el suelo. El molino tiene además una línea de ejes, ya que normalmente está moviéndose o circulando. Inmediatamente viene otro muñón, y a la salida se distingue un tromel circular que gira conjuntamente con el molino. Por supuesto que este molino tiene también un recubrimiento interno o Linin. Actualmente se ha tendido a que el linin sea de plástico, aunque también se puede tener un recubrimiento de una fundición resistente a la abrasión, acero al carbón por ejemplo, o de planchas de acero aleado con manganeso. Asimismo, se tiene otro soporte, fabricado de concreto.
Se dispone de cargas de bolas de 2 in. Las bolas son los elementos molturantes, es decir, los que van a moler al mineral. El movimiento de las bolas dentro del molino puede ser de dos tipos: uno en el que las bolas están formando una sola masa (movimiento en cascada), y otro en el que las bolas se separan (movimiento en cataratas). Con estos dos movimientos los elementos molturantes muelen al material que está ingresando al molino de bolas.
Si se dosifica un material con galena, la galena siempre irá al underflow, y el underflow al molino, de modo que no conviene utilizar un hidrociclón en ese caso.Si se dosifica un material con galena, la galena siempre irá al underflow, y el underflow al molino, de modo que no conviene utilizar un hidrociclón en ese caso.Del molino de bolas sale un producto molido, con un tamaño de partícula heterogéneo (diferente para cada partícula), de modo que se lo clasifica en un clasificador de tornillo que, por supuesto, está reciclando al molino de bolas las partículas que no tienen el tamaño esperado y arenas de malla 60, sabiendo que se desea un producto molido a malla 150. Así, se va cerrando el circuito de molienda.
Si se dosifica un material con galena, la galena siempre irá al underflow, y el underflow al molino, de modo que no conviene utilizar un hidrociclón en ese caso.
Si se dosifica un material con galena, la galena siempre irá al underflow, y el underflow al molino, de modo que no conviene utilizar un hidrociclón en ese caso.
Cuando se tienen menas con galena (sulfuro de plomo) se procede de distinto modo que cuando éstas no tienen galena. La galena tiene una densidad relativa de alrededor de 10, de modo que con las menas con galena no se acostumbran a hacer una clasificación en hidrociclón. Lo que sucede es que su alta densidad hará que este mineral siempre esté en el underflow, retornando constantemente al molino hasta que sus características son tan finas que se lo puede manejar. Lo que se hace en ese caso es más bien un rebose natural, el cual pasa directamente al acondicionamiento para la flotación.
En la base del clasificador espiral se tiene un compartimento pequeño donde se van acumulando partículas pesadas, como oro nativo. Asimismo, hay una salida para el material con oro nativo, y por eso en el clasificador espiral de tornillo no se necesita de un aditamento para sacar el oro, sino más bien se lo aparta normalmente para posteriormente procesarlo con gravimetría. Cabe aclarar que este material corresponde al oro nativo que se liberó en la molienda.
Al molino de bolas se lo conoce como Ball Mill, tiene una potencia aproximada de 500 HP y gira con una velocidad de 18 a 20 rpm. Además este equipo tiene un gran requerimiento de energía, y de hecho es el que define el consumo energético de la planta.
El material que sale del clasificador espiral, que contiene básicamente sulfuros de cobre y de plomo, está a un pH de 11 y con un alto porcentaje de sólidos (70%), por lo cual se lo debe regular al 33% de sólidos. Para ello, se lleva a cabo un acondicionamiento.
El acondicionamiento del material para la flotación utiliza reactivos como: KAX (amilxantato de potasio), específico para flotar cobre, además de que no permite que en el concentrado vaya un exceso de pirita. Se emplea además Aerofloat 208 (colector de oro y plata), aceite de pino y metil isobutil carbinol (MIC), siendo el carbinol un colector de oro y plata. Dicho acondicionamiento toma entre 10 y 15 min, y máximo 20 min, que corresponde al tiempo de contacto entre los reactivos de flotación y la pulpa que baja de la molienda.
La pulpa acondicionada va a un banco de celdas de flotación por una salida dispuesta para dicho fin, y no por arriba, con el objeto de que ésta se condicione bien. Entonces entra a un banco de celdas de desbaste. El banco de celdas de flotación tiene además un grupo de celdas unidas que se llaman celdas de colección, y otro grupo de celdas correspondientes a las celdas de afino. La dosificación se hace por las celdas de desbaste, de modo que la pulpa se alimenta a las celdas de desbaste, produciéndose un concentrado (C1) que va por una canaleta debido a la acción de la gravedad, y se lo recoge para que ingrese como alimentación al rotor y estator de la celda de afino, donde se produce un concentrado que corresponde al concentrado final, y que tiene cobre y plomo. Ahora, si en las celdas de desbaste se produce un concentrado, también se produce un relave (R1 es el relave total de las celdas de desbaste). Este relave ingresa a la primera celda de colección, donde se produce un concentrado y un relave en cada celda. Entonces, en las celdas de colección siguientes se vuelve a extraer un concentrado y un relave en cada celda, hasta que se llega al relave final 1, en el que se encuentran los sulfuros que no flotaron, como son la esfalerita, la pirita y arenas silícicas principalmente. A todos estos concentrados de colección se los recoge en una sola canaleta y retornan al desbaste (todos los concentrados de desbaste unidos son C2). En el afino, además del concentrado, hay un relave R4 que ingresa al desbaste.
KAXAerofloat 208Aceite de pino/metil isobutil carbinolt=10-20 minCFCu, PbC1CC2CCCDesbasteDe colecciónR1R2R3RF1Esfalerita
Pirita
Arena silícicaAfinoKAXAerofloat 208Aceite de pino/metil isobutil carbinolt=10-20 minCFCu, PbC1CC2CCCDesbasteDe colecciónR1R2R3RF1Esfalerita
Pirita
Arena silícicaAfino
KAX
Aerofloat 208
Aceite de pino/metil isobutil carbinol
t=10-20 min
CFCu, Pb
C1
C
C2
C
C
C
Desbaste
De colección
R1
R2
R3
RF1
Esfalerita
Pirita
Arena silícica
Afino
KAX
Aerofloat 208
Aceite de pino/metil isobutil carbinol
t=10-20 min
CFCu, Pb
C1
C
C2
C
C
C
Desbaste
De colección
R1
R2
R3
RF1
Esfalerita
Pirita
Arena silícica
Afino
Concentrado (C)RotorAireEstatorConcentrado (C)RotorAireEstatorToda celda de flotación está conformada por un recipiente rectangular o circular. En ésta, lo primero que se encuentra es un dispositivo que recibe el nombre de estator. Por el interior del tubo del estator ingresa un eje conectado a otro dispositivo, que recibe el nombre de rotor. Entonces, el conjunto rotor – estator gira a la pulpa de flotación y la mantiene en movimiento vigoroso, además de que genera burbujas de aire a las que se pegan las partículas hidrofóbicas. Por el tubo concéntrico al eje del estator ingresa aire, que entra por el vacío que se produce al girar el rotor sobre el estator. Las burbujas, luego de una la coalescencia (es decir, unión de burbujas, de modo que quedan juntas) en la superficie, forman el concentrado.
Concentrado (C)
Rotor
Aire
Estator
Concentrado (C)
Rotor
Aire
Estator
Entonces se recoge el concentrado, para alimentarlo a la celda de flotación subsiguiente. En el sistema hay un dispositivo, entrada u orificio, conectado a un tubo por el que entra el concentrado y lo dosifica sobre el rotor. Los relaves ingresan justo donde hay mayor agitación, con el objetivo de que se favorezca la flotación.
Concentrado (C)AireConcentrado C1Concentrado (C)AireConcentrado C1
Concentrado (C)
Aire
Concentrado C1
Concentrado (C)
Aire
Concentrado C1
El concentrado final pasa a una filtración. Generalmente se utilizan filtros de disco, que se caracteriza por disponer de discos con una membrana filtrante. Entonces el concentrado se va adhiriendo o pegando a la superficie del filtro. En la parte interna hay una especie de cuchilla que va raspando y destapando el filtro, mientras el producto (concentrado filtrado) va cayendo. El concentrado filtrado sale con un contenido de humedad entre 5 y 7%, y normalmente se lo prepara para exportación, para lo cual debe tener alrededor de 25% de cobre y más de 1 onza de oro por tonelada métrica de concentrado, y por supuesto, mientras más metales preciosos tenga, más interesante es. Por otro lado, este concentrado filtrado constituye del 5 al 7% en peso del total.
El filtro también tiene una entrada por la que ingresa agua fresca pura para el lavado, además de una salida para el líquido, que es básicamente agua contaminada con los remanentes de los reactivos de flotación en cantidades pequeñas, pero suficientes para que este efluente no pueda ser arrojado directamente a ríos o lagunas.
Agua fresca puraFILTRACIÓN
Filtros de discoLíquido
Agua con remanentes de los reactivos de flotaciónConcentrado filtrado
5 – 7% de humedad
Cu 25%
Au>1 oz/TMNormalmente se prepara para exportaciónConcentrado final (CF)
Primera Flotación
(3 – 5%)Agua fresca puraFILTRACIÓN
Filtros de discoLíquido
Agua con remanentes de los reactivos de flotaciónConcentrado filtrado
5 – 7% de humedad
Cu 25%
Au>1 oz/TMNormalmente se prepara para exportaciónConcentrado final (CF)
Primera Flotación
(3 – 5%)
Agua fresca pura
FILTRACIÓN
Filtros de disco
Líquido
Agua con remanentes de los reactivos de flotación
Concentrado filtrado
5 – 7% de humedad
Cu 25%
Au>1 oz/TM
Normalmente se prepara para exportación
Concentrado final (CF)
Primera Flotación
(3 – 5%)
Agua fresca pura
FILTRACIÓN
Filtros de disco
Líquido
Agua con remanentes de los reactivos de flotación
Concentrado filtrado
5 – 7% de humedad
Cu 25%
Au>1 oz/TM
Normalmente se prepara para exportación
Concentrado final (CF)
Primera Flotación
(3 – 5%)
El relave final 1 contiene zinc, que de hecho lo vuelve o puede volverlo interesante. Por ello, se deber proceder con una flotación del zinc en este material. Esta corriente, que es la mayor (93 – 95% en peso del total) debe pasar a una segunda etapa de acondicionamiento (acondicionamiento 2), y en algunos casos es necesario aplicar previamente una remolienda a fin de que los sulfuros se liberen más. Este acondicionamiento se lo hace en un tanque agitado, como un primer paso, en el que se tiene un rotor, con un impulsor de hélice, con ventanas y con un tubo concéntrico al eje, conocido por los mineros ecuatorianos como pantalón. A la pulpa se la agita durante un tiempo de acondicionamiento entre 10 y 20 minutos. Se puede hacer la colección de zinc añadiendo un colector (Aerofloat 208) y un espumante, que puede ser aceite de pino o ácido cresílico.
Reactivos
Aerofloat
Aceite de pino
Ácido cresílicoTiempo de acondicionamiento: 10 – 20 minVentanasReactivos
Aerofloat
Aceite de pino
Ácido cresílicoTiempo de acondicionamiento: 10 – 20 minVentanasEsta pulpa pasa a otro banco de celdas de flotación, donde están las celdas de desbaste, y en cada una el conjunto rotor – estator. También se tiene dos etapas de afino. En las celdas de desbaste, a la vez que se produce un concentrado de desbaste, también se genera un relave.
Reactivos
Aerofloat
Aceite de pino
Ácido cresílico
Tiempo de acondicionamiento: 10 – 20 min
Ventanas
Reactivos
Aerofloat
Aceite de pino
Ácido cresílico
Tiempo de acondicionamiento: 10 – 20 min
Ventanas
Entonces ingresa un concentrado C1 al afino, que produce un concentrado C2, el cual ingresa a otra etapa de afino donde se produce un concentrado final CF2. En cada etapa también se producen relaves, que corresponde a los relaves 1 y 2. Luego el relave pasa hasta llegar a la quinta celda, de colección, en la que se produce un relave final en el que predomina la arena y la pirita.

CF2C2CaCbCCDesbasteDe colecciónR1'R2R3RF2R2CAfinoR3CF2C2CaCbCCDesbasteDe colecciónR1'R2R3RF2R2CAfinoR3
CF2
C2
Ca
Cb
CC
Desbaste
De colección
R1'
R2
R3
RF2
R2
C
Afino
R3
CF2
C2
Ca
Cb
CC
Desbaste
De colección
R1'
R2
R3
RF2
R2
C
Afino
R3
Un mineralogista opera con estos diagramas de flujo, lo que le permite hacer balances de masa globales. Por ejemplo, se debe cumplir que la masa de mineral alimentado es igual a la masa del concentrado final más la masa del relave final. El balance de masa también puede ser metalúrgico, en el sentido de que se lo puede plantear sobre el zinc, el hierro, el oro y la plata. Para ello, se toman muestras de cada una de las corrientes en determinado tiempo. De este modo, si se observa alguna anomalía durante el balance, el mineralogista podrá ver dónde se está quedando el metal de interés y detectar el problema, como una incorrecta dosificación de los reactivos de flotación, para resolverlo.
En el relave final se tiene una gran cantidad de remanentes de los reactivos de flotación, además de arena y pirita. La pirita en nuestro medio aún no tiene valor comercial, y por eso se la clasifica como relave. Nótese que en este punto los remantes aún no pueden ser lanzados al ambiente, ya que antes deben ser procesados para la oxidación de los reactivos de flotación.
A los remanentes se los somete a una separación sólido – líquido en espesadores, y a un lavado del sólido. Para esto se utiliza normalmente dos espesadores que operan en contracorriente. Con una vista superior se observa que cada espesador es circular, con un centro y un contenedor que atraviesa al espesador.
Solución de lavado
(Remanentes de los reactivos de flotación)Vista superior0,5 rpmBomba de diafragma
45% SólidosESPESADORESSeparación Sólido – Líquido
Lavado del sólidoRelave final (Segunda flotación)
Remanentes de los reactivos de flotación, Arena, PiritaSolución de lavado
(Remanentes de los reactivos de flotación)Vista superior0,5 rpmBomba de diafragma
45% SólidosESPESADORESSeparación Sólido – Líquido
Lavado del sólidoRelave final (Segunda flotación)
Remanentes de los reactivos de flotación, Arena, Pirita
Solución de lavado
(Remanentes de los reactivos de flotación)
Vista superior
0,5 rpm
Bomba de diafragma
45% Sólidos
ESPESADORES
Separación Sólido – Líquido
Lavado del sólido
Relave final (Segunda flotación)
Remanentes de los reactivos de flotación, Arena, Pirita
Solución de lavado
(Remanentes de los reactivos de flotación)
Vista superior
0,5 rpm
Bomba de diafragma
45% Sólidos
ESPESADORES
Separación Sólido – Líquido
Lavado del sólido
Relave final (Segunda flotación)
Remanentes de los reactivos de flotación, Arena, Pirita
También se observa que en el borde circular se tiene una canaleta donde va cayendo el líquido de lavado. En esta canaleta se tiene una inclinación que hace que todo el líquido se oriente y se desborde hacia otra canaleta, que tiene un eje unido a unas aspas. Este eje circula a una velocidad muy baja, 0,5 rpm por ejemplo, pero suficiente para que para coayudar en la separación sólido – líquido y en el lavado de la solución. El aspa está en contacto con la solución y la agita, de modo que en las dos etapas de lavado hay una salida por la que emerge la pulpa hacia las aspas.
Solución de lavadoBomba de diafragma
45% SólidosBomba de diafragma
60% SólidosEspesador 1Espesador 2Solución de lavadoBomba de diafragma
45% SólidosBomba de diafragma
60% SólidosEspesador 1Espesador 2
Solución de lavado
Bomba de diafragma
45% Sólidos
Bomba de diafragma
60% Sólidos
Espesador 1
Espesador 2
Solución de lavado
Bomba de diafragma
45% Sólidos
Bomba de diafragma
60% Sólidos
Espesador 1
Espesador 2
En la base, el primer espesador está unido a una bomba de diafragma, que impulsa al sólido, que corresponde a una pulpa con un contenido de 45% de sólidos, hacia el segundo espesador, mientras el líquido va hacia la canaleta. Entonces, llegado a cierto punto, se saca la solución de lavado, que es la que tiene los reactivos de flotación. La arena de lavado se acumula para buscarle una utilidad o un uso, ya que por ejemplo puede ser empleada para la industria de la construcción, la industria cerámica, la industria del vidrio o para la industria metalúrgica. Si se la aplica para este último caso, las grandes empresas de Europa y Estados Unidos podrían proceder con una fusión por mata, para lo cual se debe adicionar un fundente silícico.
Piscina impermeablePiscina impermeableEn las dos etapas de lavado, llevadas a cabo en los espesadores 1 y 2, se añade agua fresca y el líquido va desbordando el espesador y baja a unirse con el líquido del otro espesador, cerrando así el circuito de lavado. Entonces al líquido se lo lleva a un tanque agitado vigorosa y violetamente con dos impulsores de hélice. También hay un dispositivo, básicamente una tubería, por el que ingresa aire a presión, y con él la cantidad de oxígeno que le corresponde y que va neutralizando los remanentes de los reactivos de flotación. Además hay un goteo de agua oxigenada, que oxida definitivamente a los reactivos de flotación. Entonces esa agua se va a lagunas impermeabilizadas, y el líquido se recicla en verano.
Piscina impermeable
Piscina impermeable
Goteo H2O2Tanque agitadoAire (O2) a presiónNeutralizan los remanentes de flotaciónAgua que se recicla a la plantaBurbujeoGoteo H2O2Tanque agitadoAire (O2) a presiónNeutralizan los remanentes de flotaciónAgua que se recicla a la plantaBurbujeo
Goteo H2O2
Tanque agitado
Aire (O2) a presión
Neutralizan los remanentes de flotación
Agua que se recicla a la planta
Burbujeo
Goteo H2O2
Tanque agitado
Aire (O2) a presión
Neutralizan los remanentes de flotación
Agua que se recicla a la planta
Burbujeo
Mineral de EXA
La mina de EXA se encuentra en Zamora – Chinchipe, en territorio totalmente ecuatoriano. Fue descubierta y desarrollada por empresas geológicas estadounidenses que lograron estimar que existía una reserva mayor a 300 millones de tonelada métricas de materia, de modo que, con un procesamiento de 300 mil toneladas métricas por día, se presumía que su tiempo de vida era de aproximadamente 10 años. Cabe indicar que la gran cantidad de material en esta mina la hacía formar parte de la gran minería mundial.
La explotación se daba a cielo abierto y bajo tierra. Pero el problema eran los grandes requerimientos de agua, ya que implicaba un uso entre 80 mil y 90 mil m3 de agua por día, es decir, el equivalente a un río completo solamente para la mina. Además se tenía dificultades con la disposición del relave, ya que era complicado buscar un sitio para disponer estos remanentes. Recordar que todos los efluentes deben ser tratados y procesados para no contaminar el medio ambiente.
Actualmente los canadienses vendieron sus derechos a empresas chinas, que estaban interesadas en concentrados de calcopirita más metales preciosos. Este concentrado estaba destinado a Chile. Desde Guayaquil a hasta Puerto Bolívar hay una distancia abierta de 200 km, de modo que se estaba estudiando la posibilidad de llevar a los concentrados por carretera o por rieles. El concentrado total se destinaba a China.
Este mineral es sulfurado, y no son vetas sino cuerpos mineralizados, en los que predomina pirita aunque también se tiene cantidades pequeñas de calcopirita, además de muy poco oro y muy poca plata. Para tener una idea, la composición del mineral es:
5,5% Pirita
0,5% Calcopirita
0,6 g/TM Au
1,0 g/TM Ag
En estas circunstancias se debe aplicar una flotación especial para descargar la ganga desde un principio, y obtener así el concentrado. Se tiene dos tipos o alternativas de flotación:
Flotación 1
Flotación directa y selectiva de la calcopirita más los metales preciosos
Flotación de la pirita
Flotación 2
Flotación colectiva de los sulfuros más los metales preciosos, obteniéndose un concentrado colectivo (bulk), que corresponde al 7% en peso del total, y la arena o residuo, que corresponde al 93% en peso del total, es decir, una cantidad muy grande.
Con el concentrado colectivo se hace una separación de la pirita y del cobre más los metales preciosos.
Procesamiento del mineral
El procesamiento que se muestra a continuación está diseñado para una capacidad de procesamiento de 30 mil toneladas métricas por día. Primero se hace una flotación selectiva de calcopirita, para la cual hay dos alternativas:
Flotación selectiva directa.
Flotación colectiva, con la que se obtiene un concentrado bulk. Luego, a este bulk se lo somete a una flotación de calcopirita.
El segundo métodos es más interesante, ya que los sulfuros representan el 7% en peso del material, mientras que el material de ganga corresponde al 93%. Por lo tanto, al realizar la flotación colectiva se tiene un concentrado de 2100 toneladas por día, e inmediatamente se envía a los botadores 20900 toneladas métricas de material estéril.
El gran problema con el procesamiento de este material son las operaciones de reducción de tamaño, y clasificación. Lo que sucede es que al material se lo debe moler rigurosamente y clasificarlo en un hidrociclón, obteniéndose un producto +74 μm que se recicla, y otro producto -74 μm que pasa al acondicionamiento y luego a la flotación colectiva. Como se mencionó antes, en esta flotación se obtiene un concentrado bulk y un residuo mayoritario que ingresa a un tratamiento de neutralización u oxidación de los remanentes de los reactivos de flotación. Entonces, una vez que ha pasado esta etapa, la arena puede ser almacenada.
El concentrado bulk ingresa a una segunda etapa de acondicionamiento, para luego pasar a una flotación selectiva en la que se obtiene un concentrado de cobre, correspondiente a calcopirita, más los metales preciosos oro y plata, y además un concentrado de hierro correspondiente a pirita. El concentrado de calcopirita está orientado a la exportación, y del mismo modo para la pirita, que tiene cabida en la industria siderúrgica.
Detalle del Procesamiento del mineral
-2 in+2 in-2 in+2 inEl material, mena u oré, debe ser explotado a cielo abierto (open pit) para luego ser transportado hacia la plata industrial en camiones de 100 toneladas métricas cada uno, de modo que de acuerdo a la capacidad de procesamiento se deberían hacer 300 viajes. Esto, naturalmente, significa mucho en costos.
-2 in
+2 in
-2 in
+2 in
Entonces todo este material, con rocas enormes de hasta 60 cm, ingresa a la trituración primaria, que debe ser realizada en trituradoras giratorias (primarias) ya que éstas se caracterizan por su gran capacidad de procesamiento, y de hecho trabajar con una trituradora giratoria es como tener alrededor de seis trituradoras de mandíbulas sobre el mismo eje. Estos equipos tienen una masa central que se está moviendo, de modo que el material se ingresa y se muela, teniéndose por ende a la salida el producto molido. Éste se recoge en una zaranda enorme de más o menos 2 in.
El producto que pasa se va directamente a la molienda; mientras que el producto que no pasa, y que tiene rocas de hasta 25 cm, va a una segunda etapa de trituración, en la que se emplea una trituradora de mandíbulas grande o un set de trituradoras de mandíbulas debido a su gran capacidad de procesamiento.
De la trituradora de mandíbulas sale un producto de hasta 5 in, que ingresa a una trituradora de cono o a un set de trituradoras de cono, en las que un cono, que están moviéndose constantemente, aplasta a las rocas. Entonces se recoge un producto de 2 in, que regresa para juntarse con el producto del clasificador de zaranda, teniéndose así la alimentación del molino de bolas.
Para la molienda se puede utilizar tres molinos de 10 mil toneladas da capacidad cada uno. La molienda se hace con dos tipos de molinos: molinos de barras, en la primera etapa, y molinos de bolas. De ahí que los costos de esta operación son bastante altos.
El ripio que viene de la trituración se divide en tres partes, de modo que cada una va a su respectivo molino de barras. Éstos tienen un recubrimiento interno que puede ser de fundición de hierro, de acero o de material plástico, caucho por ejemplo, que de hecho es tan resistente como el acero. Estos molinos tienen también unas barras largas de fundición de hierro o de acero. Entonces, ingresa el material de alrededor de 2 in diámetro y se lo muele, obteniéndose un producto con una malla de 140 μm en cada equipo. Para otros minerales, como el de Pacto, esto es suficiente, pero no para el mineral de EXA, ya que en éste es necesario que se liberen los sulfuros.
Por lo tanto el producto ingresa al set de molinos de bolas, conformado por tres de estos equipos, en el que se tiene un blindaje interno, conocido como Linin, y una carga de bolas. Se trabaja con un 300% de carga circulante, de modo que cada molino debe tener una capacidad de 30 mil toneladas métricas por día. Asimismo, cada molino consume 10 mil HP, de modo que el gasto de energía es grande.
Al inicio las bolas son más grandes que al final, y cuando llegan a un tamaño menor o igual a 1 in, el molino las saca de su interior. Cuando eso sucede, éstas constituyen una chatarra que se envía a la planta productora correspondiente para una refusión con la que se fabricará bolas nuevas y más grandes.
Luego de la molienda en el molino de bolas el producto, transportado por bombas, es clasificado en un hidrociclón o en una batería de hidrociclones. Entonces se produce un overflow y un underflow, este último regresa al molino. Cabe indicar que el producto final es el overflow, y por eso la productividad de la planta, cuando está en régimen, debe sumar 30 mil toneladas métricas por día.
Al overflow se lo somete a una a la flotación colectiva en agitadores gigantes, esto último con el fin de poner en contacto a la pulpa molida con los reactivos de flotación. Aunque la empresa EXA ha optado por el uso de reactivos biodegradables, en el laboratorio los reactivos que se emplean son:
Cal, para regular el pH a 11, a fin de poner trabajar con sulfuros
Aerofloat, colector de oro, plata y cobre
KAX (Amil Xantato de Potasio), colector de pirita
Una vez que se tiene la pulpa acondicionada, ésta ingresa a un conjunto de celdas enormes, circulares o cuadradas. En las celdas de desbaste se obtienen los concentrados a (Ca), b (Cb) y c (Cc), que se juntan constituyendo la alimentación para la flotación en otro banco gigantesco de celdas tipo Denver Sua, en las que se encuentran los conjuntos de desbaste, de colección de afino. Así, el concentrado ingresa al desbaste, de modo que se produce un concentrado, en cada una de las dos celdas de desbaste que conforman el conjunto. Estos concentrados son la alimentación a la celda de afino, donde se obtiene un concentrado colectivo de hierro, cobre y metales preciosos. En la colección también se obtiene un concentrado, que va al desbaste, y un relave final, que viene a ser la arena. Así se va cerrando el circuito, y lo interesante es que ya se eliminó una gran cantidad de material estéril.
Como se mencionó antes, el concentrado colectivo o bulk es una mezcla de cobre, hierro y metales preciosos. Éste ingresa a una etapa de acondicionamiento, donde se acondiciona a la pulpa con los siguientes reactivos de flotación:
Aerofloat 208
Aceite de pino
En la flotación selectiva se separa un concentrado de cobre más metales preciosos den un concentrado de hierro.En la flotación selectiva se separa un concentrado de cobre más metales preciosos den un concentrado de hierro.Cal, para regular el pH a 11
En la flotación selectiva se separa un concentrado de cobre más metales preciosos den un concentrado de hierro.
En la flotación selectiva se separa un concentrado de cobre más metales preciosos den un concentrado de hierro.
Inmediatamente viene una flotación selectiva, para obtener un concentrado de cobre más los metales preciosos, separándolo del hierro. Para esto, la pulpa ingresa a un nuevo banco de celdas que dispone de celdas de desbaste, de colección y de afino. En el desbaste se van produciendo concentrados que se recogen una sola canaleta, y se los dosifica juntos en el rotor y estator. Entonces se produce un concentrado C1 que se dirige hacia el afino, donde se obtiene el concentrado C2 que va a una segunda etapa de afino para llegar por fin al concentrado final. El concentrado final, que se destina a China, tiene aproximadamente 25% de calcopirita, 0,5 zonas por tonelada métrica de oro y 2 onzas por tonelada métrica de plata, haciendo rentable al proceso. Los concentrados de la flotación de colección también se recogen en una sola canaleta y retornan al desbaste.
En cada una de las etapas, por cada concentrado que se produce hay un relave. De la última etapa de colección se tiene un relave final, que es un concentrado de pirita que también va a China.
Mineral de Zaruma - Portovelo
Esta zona minera está ubicada en la provincia de El Oro. Dentro de esta región se tiene una zona característica que se llama Pache. Si se hace un dibujo de esta zona minera, se tiene algo así:
ZarumaPortoveloRío AmarilloRío CaleraPacheCezmoMirandaAgua DulceZarumaPortoveloRío AmarilloRío CaleraPacheCezmoMirandaAgua Dulce
Zaruma
Portovelo
Río Amarillo
Río Calera
Pache
Cezmo
Miranda
Agua Dulce
Zaruma
Portovelo
Río Amarillo
Río Calera
Pache
Cezmo
Miranda
Agua Dulce
En esta mina se viene trabajando desde épocas precoloniales, e incluso en la colonia hubo un auge minero. Para estas labores de disponía de trabajadores serranos que, al no estar acostumbrados a las condiciones climáticas, adquirían malaria y morían a los quince días como máximo. Así, morían miles de personas hasta que hubo un momento en el que la mina ya no disponía de personal. Entonces el Rey de España dijo que en Ecuador deben dedicarse más bien a las labores textiles y a la agricultura, otorgando las actividades mineras a Perú, Bolivia y parte de Chile. Así, más de 100 años la gente ecuatoriana se dedicó a estos oficios, relegando un poco la minería.
Sin embargo, en Ecuador siempre se ha venido trabajando por iniciativa privada, y la gente de estas poblaciones aprendió a procesar el mineral para obtener oro y plata, olvidándose de otros metales como el cobre y el hierro.
Para el año 1900 se hacen presentes algunas empresas mineras, de modo que para 1920 la empresa minera SADCO se hace cargo de esta zona minera con tecnología de punta para la época. Ésta trabajó alrededor de 40 años con el sistema de: amalgamación, luego cianuración y posteriormente flotación. La historia dice que en éste período SADCO extrajo más o menos 400 toneladas métricas de oro, pero luego se trasladó hacia Perú, en vista de que la gente no les permitía trabajar en paz, pues empezaron a hacer, con justa razón, reclamos concernientes a los daños ambientales y a aumentos en los sueldos de los trabajadores.
A partir de esto se tiene un trabajo de varias empresas: Minanca, Vira, Elipe, y una presencia importante de los mineros artesanales, que sacan el material de diferentes vetas que hay en Zaruma y Portovelo en una cantidad que dependía de su capacidad. Entonces estos mineros bajaban a trabajan en el Pache.
La empresa SADCO trabajó en la zona de Portovelo con algunas vetas, pero la principal fue la de Agua Dulce. También se dedicó a la explotación minera de Cezmo, la veta Miranda y la veta Vizcaya, que aún es famosa. La continuación de la veta Vizcaya sigue siendo explotada por la empresa Vira.
En las poblaciones cercanas se sigue efectuando una minería aretesanal.
Mineralogía
En Zaruma hay dos tipos de minerales:
Mineral sulfurados oxidados
Minerales sulfurados no oxidados
SulfurosOroSulfurosOroLos minerales sulfurados oxidados están en la superficie y no se los puede cianurar, mientras que los minerales sulfurados no oxidados están a profundidad y sí se los puede cianurar.
Sulfuros
Oro
Sulfuros
Oro
La estructura mineralógica de estos minerales es la siguiente: son formaciones en vetas de origen hidrotermal, aparentemente, que tienen una estructura de cuarzo con incrustaciones de sulfuros. También hay oro nativo, de modo que en la estructura del cuarzo se encuentran los diferentes sulfuros y partículas de oro. Entre los sulfuros predomina la pirita, luego la esfalerita, en seguida la calcopirita y finalmente viene la galena. También hay arsenopirita y estibnita en pequeñas cantidades, además de sulfuros de plata como la argentita y del oro nativo.
Entonces, ante esta composición, lo que se puede hacer con el mineral es lo siguiente: con el mineral oxidado sólo queda una alternativa, y es llevar a cabo una flotación selectiva de los minerales de cobre y luego la cianuración del residuo. En la zona de Portovelo, la esfalerita es el sulfuro portador principal de oro y plata, aunque también son portadores otros sulfuros como la galena. En cambio, para los minerales no oxidados, se prueba con una cianuración directa.
Procesamiento de los Minerales oxidados
Para los minerales oxidados el diagrama de flujo que se puede establecer es el siguiente: inicialmente se desarrollan las operaciones de reducción de tamaño y clasificación, obteniendo un material de hasta 74 μm. Entonces el material que supera esta granulometría regresa a la molienda, mientras que el que tiene un tamaño de partícula menor pasa al acondicionamiento para la flotación de la calcopirita y de los óxidos de cobre. Para esto se requiere de un pH mayor a 10, de modo que se regula el medio con cal.
Luego del acondicionamiento se pasa a la flotación selectiva, donde se obtiene un concentrado de los minerales de cobre y un residuo, al que se lo puede someter (ya que se ha eliminado uno de los cianicidas más importantes: el cobre) a una cianuración seguida de un CIP (cianuración en pulpa).
El concentrado de cobre se destina a la exportación, ya que además tiene oro y plata, de modo que sube la cotización de este concentrado, haciéndolo interesante.
En la actualidad se puede procesar 800 toneladas métricas por día de este mineral oxidado, aunque esta cantidad es utópica ya que resulta difícil extraer tal medida de material, de modo que en el proceso que se propone a continuación se va a tratar una cantidad más razonable de 200 toneladas métricas por día.
Este material es extraído de la galería por voladura con dinamita, y por eso se dice que Zaruma está hecha un cascarón, ya que no es posible pensar que la dinamita sólo afecta a la región que se desea. Entonces, el mineral es transportado a la planta, que necesariamente debe ubicarse cerca de un río, ya sea del Río Amarillo o del Río Calera, para disponer de la gran cantidad de agua que se requiere en el procesamiento. Cabe indicar que la zona es tan empinada que resulta muy difícil la construcción de una planta de tratamiento de aguas.
El material es transportado en volquetas. En la actualidad se tiene un tamaño de roca adecuado para la trituración en una trituradora de mandíbulas, ya que la voladura es programada (aumentando o disminuyendo la cantidad de dinamita) para la obtención de un tamaño determinado de roca, de 15 a 20 cm en este caso.
Apron FeederMineral
(Ø: 12 – 20 cm)Apron FeederMineral
(Ø: 12 – 20 cm)Luego de que se ha llevado a cabo el proceso extractivo, comienza el tratamiento del mineral. Éste empieza con la dosificación de la roca, para lo cual se utiliza el conjunto tolva – oruga, de modo que la oruga permite dosificar el material desde el camión a través de un montacargas. Como la trituradora opera únicamente ocho horas, el apron feerder dosifica el material a una razón de 600 toneladas métricas por día (día de ocho horas) a una trituradora de mandíbulas (Jaw Crusher) que entrega un producto de 5 cm, tamaño suficiente para que sea alimentado a una trituradora de cono (Cone Crusher), que produce un material que está a alrededor de 2 cm de tamaño de partícula.
Apron Feeder
Mineral
(Ø: 12 – 20 cm)
Apron Feeder
Mineral
(Ø: 12 – 20 cm)
Al producto de 2 cm se lo debe almacenar en un silo (ore bin) o en una batería de silos, que pueden tener una capacidad de 2000 toneladas métricas. El silo actúa como reservorio y permite trabajar a dos tiempos: uno en el que el día de trabajo es de ocho horas, y otro en el que el día de trabajo dura 24 horas y corresponde al resto de operaciones.
El proceso continúa con el silo, en el que se tiene un fondo cónico que facilita el sacado del material. Para esto se utiliza una faja transportadora de caucho (belt ore feeder), a la que se le puede regular la distancia, de modo que vaya desde la base del silo hacia el molino, y la velocidad. También se dosifica cal, de 5 a 8 kg por día, mientras que el mineral fluye a razón de 200 toneladas métricas por día.
Belt ore feederNivel del sueloBelt ore feederNivel del suelo
Belt ore feeder
Nivel del suelo
Belt ore feeder
Nivel del suelo
La granulometría se regula con la carga circulante.La granulometría se regula con la carga circulante.Este material ingresa directamente al embudo del molino de bolas, el cual está soportado sobre unas estructuras de concreto, sobre las cuales también están unos rodamientos que se llaman muñones. Se recordará que el molino también tiene su blindaje interno, al que se lo denomina Linin, y que puede ser de fundición de hierro, de acero o de caucho sintético, de modo que el caucho sintético Skega (el caucho para recubrimiento se llama Skega) es el más utilizado. El producto de molienda pasa a través de un tromel de malla, que separa a los materiales extraños, como mechas de dinamita y pedazos de plástico, del mineral.
La granulometría se regula con la carga circulante.
La granulometría se regula con la carga circulante.
Entonces el material cae a un clasificador espiral, que dispone de un tornillo sin fin que hace que retorne todo el material que no se ha molido correctamente a molienda. Por la parte superior de la base del tornillo se descarga una pulpa al tanque para lodos, desde el que, gracias a la acción de una bomba vertical (sand pump), se impulsa a la pulpa hasta un hidrociclón donde se produce un overflow y un underflow. El underflow retorna al molino originando lo que recibe el nombre de carga circulante (carga que circula y entra nuevamente al molino), permitiendo la obtención del producto a una granulometría determinada que, en este caso, es de 74 μm. Normalmente la carga circulante es el 300% de la alimentación, de modo que en este caso el molino debe tener una capacidad de 800 toneladas métricas por día, lo que implica una energía de alrededor de 700 HP.
La operación continúa con el overflow que, cuando la planta está en régimen, debe tener un flujo de 200 toneladas métricas por día de material con una granulometría de 74 μm. Luego el overflow pasa al acondicionamiento. Para esto, ingresa a un tanque agitado que tiene un tubo concéntrico al eje y en el que hay un impulsor de hélice. En éste también se encuentran unas ventanas que mejoran la agitación para poner en contacto a los reactivos de flotación con el material molido. Los reactivos de flotación que se usan son:
Cal, para regular el pH a 11
Aerofloat 208, que es el colector de cobre y oro
Espumantes como ácido cresílico o aceite de pino
Luego de un tiempo de acondicionamiento de aproximadamente 20 min, la pulpa comienza a salir hacia un banco de celdas constituido, igual que en los casos anteriores, por tres tipos de celdas: celdas de desbaste, celdas de colección y celdas de afino. La pulpa de mineral acondicionado ingresa al desbaste, donde se produce un concentrado en cada etapa de desbaste. Todos los concentrados se van a una canaleta e ingresan como alimentación a la etapa de afino, donde se produce el concentrado final y un relave que vuelve al desbaste. En el desbaste también se genera un relave, que va a colección. En cuanto a la colección, en cada etapa se forman concentrados que se recogen en una sola canaleta y se alimentan nuevamente a la etapa de desbaste, y relaves que unidos dan lugar al relave final, que no tiene cobre sino el resto de sulfuros y la arena de cuarzo. El residuo final debe pasar a cianuración, seguido de un CIP (carbón en pulpa).
CFDesbasteDe colecciónRR1R2RFCAfinoRaCCFDesbasteDe colecciónRR1R2RFCAfinoRaC
CF
Desbaste
De colección
R
R1
R2
RF
C
Afino
Ra
C
CF
Desbaste
De colección
R
R1
R2
RF
C
Afino
Ra
C
El concentrado final, en la actualidad, se lo exporta a Perú, aunque se lo debería procesar en el país para obtener oro, cobre, plata y otros metales que vienen acompañando al oro, como platino. Para esto se necesita una planta fundidora que requiere de un capital de 50 millones de dólares.
Entonces, de la flotación se ha obtenido un concentrado y un relave en el que quedaron los sulfuros restantes y arena silícica principalmente. Para el relave una alternativa viable es la cianuración por agitación seguida de un CIP.
Como se dijo, el concentrado de cobre puede ser exportado, pero al país le conviene más bien tener una alternativa propia, sobre todo debido al crecimiento constante que está presentando la minería ecuatoriana. En este caso, se puede seguir el modelo de la planta HOBOKEN en Bélgica. Así, se puede desarrollar una planta pirometalúrgica especial, en la que sea posible tratar pequeñas cantidades, entre 50 y 100 toneladas métricas al día, por ejemplo. En el exterior existen plantas que procesan más de 2000 toneladas métricas al día. Si bien superan la capacidad actual de Ecuador, en el futuro es muy posible que lleguemos a dichas capacidades.
La carga para este proceso incluye: el concentrado de cobre, que ha sido sometido previamente a una tostación parcial; fundentes, constituidos principalmente por dióxido de silicio (SiO2) y carbonato de sodio (Na2CO3); sulfuros complejos, como por ejemplo los sulfuros de Torata, algunos sulfuros de Ponce Enríquez, algunos sulfuros de la mina de Molletura, y otros que deben cumplir una única condición: tener buenos tenores de oro (más de 30 g/TM) y plata (más de 100 g/TM); cierto tipo de chatarra donde se tienen buenas cantidades de metales preciosos; y chatarra de plomo, que normalmente proviene de las baterías de plomo. A esta carga se añade también coque, que es el combustible para fundir.
Chatarras electrónicas de tableros de grandes edificios, de buques o de aviones tienen considerables cantidades de metales preciosos, como oro, plata, rodio y platino por ejemplo. Del mismo modo, la chatarra de computación tiene de 2 a 3 gramos de metales preciosos por tonelada métrica de chatarra. También se utiliza chatarra de los catalizadores, especialmente de los convertidores catalíticos. En cualquier caso, lo ideal en la chatarra es que los tenores de oro y plata pasen los 100 g/TM y los 500 g/TM, respectivamente.
Con la fusión se busca obtener fases (cantidades de materia) inmiscibles y de fácil separación. Las fases que se pueden obtener son:
Fase Escoria, que es una fase muy abundante a la que pueden emigrar el zinc, los silicatos y posiblemente los carbonatos de metales base.
Fase Mata, que está conformada por cobre, hierro y azufre. Sirve para recuperar al cobre, aunque también atrapa al oro, al rodio y al platino casi totalmente.
Fase Speiss, compuesta por arseniuros y antimoniuros de los metales base: También tiene la capacidad de atrapar al oro, a la plata y al platino.
Fase Metálica, formada de plomo metálico (proveniente de la chatarra de plomo) que atrapa en mayor cantidad a los metales preciosos como oro, plata, platino y rodio.
Fase metálica (plomo), conocida como plomo de obraFase speiss, que también atrapa algo de metales preciososFase mata, que atrapa principalmente cobre y algo de metales preciososFase escoria, donde están los carbonatos, silicatos, y el zinc que pudo haber venido con la chatarraFase metálica (plomo), conocida como plomo de obraFase speiss, que también atrapa algo de metales preciososFase mata, que atrapa principalmente cobre y algo de metales preciososFase escoria, donde están los carbonatos, silicatos, y el zinc que pudo haber venido con la chatarra
Fase metálica (plomo), conocida como plomo de obra
Fase speiss, que también atrapa algo de metales preciosos
Fase mata, que atrapa principalmente cobre y algo de metales preciosos
Fase escoria, donde están los carbonatos, silicatos, y el zinc que pudo haber venido con la chatarra
Fase metálica (plomo), conocida como plomo de obra
Fase speiss, que también atrapa algo de metales preciosos
Fase mata, que atrapa principalmente cobre y algo de metales preciosos
Fase escoria, donde están los carbonatos, silicatos, y el zinc que pudo haber venido con la chatarra
Para este proceso se puede construir un horno muy similar a los altos hornos para siderurgia, que presentan la siguiente forma:
CamisasPlomo de obraEntrada de la cargaSalida para los gasesCrisol del horno, donde se recogen las fases fundidasCuerpo del hornoCampanaCamisasPlomo de obraEntrada de la cargaSalida para los gasesCrisol del horno, donde se recogen las fases fundidasCuerpo del hornoCampana
Camisas
Plomo de obra
Entrada de la carga
Salida para los gases
Crisol del horno, donde se recogen las fases fundidas
Cuerpo del horno
Campana
Camisas
Plomo de obra
Entrada de la carga
Salida para los gases
Crisol del horno, donde se recogen las fases fundidas
Cuerpo del horno
Campana
Una polea permite que la carga suba, en una cantidad de 1 a 2 toneladas, y se descargue en el horno. El flujo de material se controla con una especie de campana que se puede subir o bajar.
En el interior del horno se tienen temperaturas muy altas, de alrededor de 1500 , y por eso se han colocado unas camisas de enfriamiento por agua (Water Jackets), de modo que al entrar en contacto con ellas el material baja su temperatura a 1000 aproximadamente a la vez que, debido al intercambio de calor, de las camisas de calentamiento sale vapor que se aprovecha en intercambiadores de calor.
Como la temperatura dentro del horno es muy alta, además de que el coque aporta con dicha temperatura, comienzan a caer gotas de carga que se funde. La lluvia desciende sobre el crisol, donde se forman las fases.
Lo que se propone para la planta metalúrgica es aprovechar la mayor cantidad de metales que tiene la carga, incluso a los metales especiales como el selenio, el teluro, el antimonio y el bismuto. Por ello, al plomo de obra se lo lleva a la planta de procesamiento de plomo de obra, mientras que a la fase speiss se le lleva a una planta hidrometalúrgica donde se explotan el arsénico y los metales preciosos, especialmente el oro y la plata. La fase mata, en cambio, se va a una planta de cobre donde se llevará a cabo una conversión para obtener cobre blíster, que se someterá posteriormente a una refinación al fuego y a una refinación electrolítica. Finalmente, la escoria se traslada a una planta de zinc para la recuperación de zinc, un metal muy importante en el galvanizado de hierro, con el que se logra que éste último se oxide.
Plomo de obra
Como se mencionó anteriormente, a esta fase se la lleva a la planta de plomo de obra (en estado líquido aún, ya que la temperatura y el tiempo que toma el trayecto no son suficientes para que solidifique), en la que existe una olla enorme donde se coloca al plomo metálico fundido, que es el que contiene a la mayor cantidad de metales preciosos. La temperatura de este plomo fundido sube hasta 850 , de modo que cuando se llega a dicha temperatura se añade zinc metálico sólido. Entonces se agita el sistema para que se desarrolle la reacción entre el zinc y la plata y entre el zinc y el oro, formándose los compuestos: ZnAg y ZnAu.
Posteriormente se baja la temperatura del sistema a un valor entre 480 y 420 , y en este rango se forma un precipitado que corresponde a un grupo de los compuestos ZnAg y ZnAu, que cuando se solidifican comienzan a flotar constituyendo una especie de nata que nada en la superficie. En la superficie hay rastrillos y cuchillas que recogen a la nata únicamente. Entonces a dicha la nata, que corresponde a los compuestos de oro y plata, se la proceso por pirometalurgia.
Luego al plomo se lo trata con su metalurgia, por refinación electrolítica del plomo, obteniéndose como productos plomo catódico, que retorna a la fábrica de producción de baterías de plomo, y un lodo electrolítico, en el que todavía hay metales como oro, plata, selenio, teluro, antimonio y bismuto. Como las cantidades de dichos metales son significativas, se procesa al lodo y se los vende, ya que además todos estos metales tienen un gran mercado.
En este punto cabe indicar que se puede obtener plata a partir de sulfuros de plata con plomo, mediante el siguiente método artesanal empleado por familias de Bolivia: al sulfuro que tiene plata se le somete a una tostación. Entonces se lo funde, y de hecho fundir plomo no causa problemas ya que basta que la temperatura del horno llegue a 800 . Inmediatamente se añade zinc metálico al fundido, formándose la nata blanca, conocida como ponche debido a su apariencia. A partir del ponche se producen lingotes de 1000 onzas de plata no refinada, con alrededor del 95% de pureza, que costaba $2000,00 aproximadamente. Cuando el precio del lingote de plata bajó a $1500, las familias dejaron de utilizar este procedimiento, que actualmente se retomó activamente debido a que la plata subió a $31000 por lingote de 1000 onzas.
Fase Speiss
La fase speiss está conformada por arseniuros y antimoniuros, especialmente de hierro. Éstos llegan a la planta en estado sólido.
El primer tratamiento que la fase speiss recibe tiene por objeto eliminar el arsénico, de modo que sale óxido de arsénico con valencia III para el arsénico. El arsénico no debe salir con valencia de V, ya que si eso sucede el óxido no será volátil y se fijará en las paredes del recipiente. Por tal motivo, se trabaja a condiciones específicas de 450 a 500 , que garantizan que se obtendrá óxido de arsénico con valencia III. El óxido de arsénico sale como polvo blanco que huele a ajo, y se lo atrapa en filtros de fundas. Lo que sucede es que los gases de salida ingresan a estas fundas especiales de tela, donde se va quedando el óxido de arsénico.
Posteriormente el residuo, donde se tiene algo de metales preciosos, se trata por hidrometalurgia, de modo que se lo disuelve en un solvente adecuado (un ácido), ácido sulfúrico de concentración de 20 g/L generalmente. Así se obtiene un sólido conformado por los metales preciosos y un líquido que es soluble. Al sólido se lo lleva a la fusión con carga fundente en un horno de crisol, donde se obtiene una aleación de oro y plata, que posteriormente pasa a refinación.
Mineral de Portovelo no oxidado
Ya se mencionó que el mineral de Portovelo se extrae de la profundidad de las vetas Vizcaya y Agua Dulce. Éstas tienen una hondura que oscila entre los 1500 y los 2000 m de longitud, aproximadamente.
Un ejemplo de procesamiento para estos minerales se tiene en la planta Vira, que trata al mineral con una cianuración directa, comenzando previamente con la molienda. En detalle, la metodología que se desarrolla es la siguiente: El material, que entra a razón de 160 toneladas métricas por día, está constituido por mineral no oxidado, de modo que los sulfuros están íntegros debido posiblemente a que no han estado en contacto con agentes oxidantes como el agua de la lluvia o el oxígeno del aire. Entonces vienen las operaciones de reducción de tamaño y clasificación, a partir de las cuales se obtiene un producto de +150 mallas, que retorna a la molienda, y un producto de -150 mallas, que pasa a la cianuración seguida de una lixiviación. Para esto, se añade cianuro a la molienda y, por lo tanto, el material primeramente debe ser sometido a una separación sólido – líquido, de modo que el sólido es el que se somete a la cianuración mientras que el líquido pasa directamente a la cementación en polvo de zinc, que se desarrolla en el equipo Merril Crowe.
SILOSILOEn la práctica, el método explicado anteriormente se desarrolla de la siguiente manera: se considera que se parte de un silo de almacenamiento de 3000 toneladas métricas de capacidad. Una faja de caucho permite sacar del silo el material o ripio, que tiene un tamaño de partícula promedio de 3 cm, a razón de 160 toneladas métricas por día. Como la cianuración va a comenzar en el molino de bolas, se regula el pH con 2 kg por tonelada métrica de cal, a fin de llegar a un valor igual a 10.
SILO
SILO
Todos estos materiales ingresan al embudo dosificador del material, y entonces al molino de bolas. El molino de bolas gira en los muñones por acción de una catalina (rueda dentada), que se encuentra al costado del molino y que está unida a un piñón, que se acopla a su vez a un motor. De ahí que específicamente son la catalina y el piñón los que hacen girar al molino que, como se indicó anteriormente, está sobre unos soportes de concreto. Dichos soportes o bases son los cimientos del molino, y deben ser correctamente diseñados a fin de que soporten el peso del equipo. A la salida del molino de bolas hay un tromel de malla, que gira con el molino y separa al material de contaminaciones como las mechas de dinamita o pedazos de plástico.
En el molino, de alrededor de 200 HP de potencia y que gira a una velocidad de alrededor de 25 rpm, se tiene un carga de bolas que permite que se efectúe la molienda.
Entonces, se carga el material al molino de bolas y se produce la molienda, generándose un material heterogéneo que hay que clasificar. Para esta clasificación, se emplea un tornillo sin fin que recicla al material que no se ha molido bien y a la arena, que también no se ha molido correctamente, y la dirige hacia la molienda. En el clasificador espiral también se obtiene un concentrado con oro grueso.
En el tornillo sin fin se advierte un rebose natural de la pulpa fina que está siendo agitada por la base del tornillo. Esta pulpa se recibe en un tanque para lodos, conectado a una bomba de diafragma que está constantemente impulsando a la pulpa hacia un hidrociclón. La potencia con la que ingresa la pulpa al hidrociclón para que se efectúe el corte entre el overflow y el underflow se regula y determina con una válvula ubicada en una instalación junto al molino. El overflow, cuando la planta está en régimen, sale a un flujo de 169 toneladas métricas por día de material de tamaño de partícula igual a 104 μm. El underflow, en cambio, ingresa nuevamente al molino como carga circulante, y corresponde a una cantidad entre el 250 y 300% de la alimentación.
En el overflow hay oro disuelto, por lo que lo primero que se hace con esta fracción es someterla a una separación sólido – líquido en dos espesadores que están operando en contracorriente. Entonces, la pulpa ingresa al primer espesador y luego al segundo espesador. Cabe indicar que al espesador número uno ingresa una pulpa con un porcentaje de sólidos de 20%, mientras que la pulpa que ingresa al espesador número dos tiene un porcentaje de sólidos de 40%.
Se recordará que cada espesador tiene un tubo concéntrico y aspas que obligan al sólido a pasar a un cono. De este modo, la corriente de líquido que se obtiene es transparente y tiene oro cianurado. Por tal motivo, esta solución pasa a la cementación en polvo de zinc, que normalmente se desarrolla en el equipo conocido como Merril Crowe.
Luego de que se ha desarrollado la primera etapa de lavado, en el espesador número uno, el lodo al 40% en sólidos es transportado, con una bomba de diafragma para lodos, a la segunda etapa de lavado, que obviamente se efectúa en el espesador número dos. En el cono, las pupas están al 50% en sólidos, y se las transporta con una bomba de diafragma al proceso de carbón en lixiviación (CIL), para el cual se debe añadir previamente agua fresca hasta llegar a un porcentaje en sólidos de 35%. El líquido del segundo espesador, en cambio, pasa por gravedad al primer espesador.
Para la cementación en el Merril Crowe se comienza con un reservorio de solución de aproximadamente 500 m3. La solución es impulsada por una bomba hasta un filtro de tubos, que tiene la forma de un cilindro.
El líquido es forzado a pasar a través de la capa filtrante de diatomitaEl líquido es forzado a pasar a través de la capa filtrante de diatomitaEntonces el líquido es obligado a ingresar al filtro de tubos. Sobre cada tubo hay una capa filtrante de diatomita, de modo que cuando la solución entra a presión, es forzada a pasar a través de dicha capa, produciéndose una solución transparente o cristalina que todavía tiene oxígeno. Por tal motivo a esta solución se la lleva a una torre de desoxigenación, conformada principalmente por un relleno de tipo rasching (anillos rasching).
El líquido es forzado a pasar a través de la capa filtrante de diatomita
El líquido es forzado a pasar a través de la capa filtrante de diatomita
En las torres de desoxigenación se colocan elementos esféricos muy similares a las bolas de pin – pon. Sobre cada elemento o bola se forma una capa delgada de líquido que hace que salga el aire disuelto, y con él el oxígeno, debido a la presión negativa que se crea debido a la acción de una bomba acoplada a la columna. Es así que en el fondo se va acumulando una solución cristalina y sin oxígeno ni aire disuelto, lista para la cementación. Se debe cuidar que la solución que pasa a la cementación no tenga oxígeno, ya que en la solución también hay cianuro, de modo que el cianuro con el oxígeno volvería a disolver al oro cementado.
Una bomba saca a la solución cristalina sin oxígeno y la lleva por un recorrido sinuoso. Por un embudo en contacto con la tubería por la que viaja la solución cristalina sin oxígeno se dosifica el polvo de zinc (Zn0) y una solución de acetato de plomo. En el punto de contacto de estas sustancias se cementa instantáneamente el oro y la plata de la solución, que no se vuelven a disolver debido a la ausencia de oxígeno, y recorren el resto de la tubería hasta que al final se obtiene un cemento de oro y plata. Este cemento ingresa a otro filtro de tubos, parecido al inicial, de modo que nuevamente en cada tubo hay una capa de diatomita. Entonces la solución es obligada a pasar por aspersión a través de la diatomita, de modo que sobre la diatomita se va acumulando el cemento de oro y plata, mientras que por el tubo va saliendo una solución pobre (conocida como baren solution) que obligatoriamente contiene cianuro de sodio, en una concentración de alrededor de 1 g/L, y cal, en una concentración de 1 g/L también. Por tal motivo esta solución es llevada hasta el molino de bolas, y se la recicla al interior del molino donde va a disolver al oro y la plata.
Teóricamente 1 gramo de polvo de zinc cementa 1 gramo de oro. Sin embargo en la práctica realmente 3 gramos de zinc cementan 1 gramo de oro. El Merril Crowe fue desarrollado inicialmente para la cementación de plata, pero con el tiempo se logró llevar a cabo la cementación de oro también. Con una relación de 5 a 1 entre la plata y el oro, respectivamente, el Merril Crowe funciona bastante bien, de modo que siempre debe haber más plata.
El manómetro indica si el filtro no está filtrando bien.El manómetro indica si el filtro no está filtrando bien.En un momento dado el filtro se va saturar, de modo que no va a filtrar nada más. Un manómetro indica que esto sucede, cuando marca una presión de aproximadamente 28 psi. Por lo tanto, la presión dentro del filtro permite determinar cuándo el filtro ya no está cumpliendo con su papel.
El manómetro indica si el filtro no está filtrando bien.
El manómetro indica si el filtro no está filtrando bien.
Cuando se llega a la presión de 28 psi dentro del filtro, se saca a las capas filtrantes cargadas con el cemento de oro y plata, y se coloca unas nuevas. Esto implica que para obtener el cemento hay que desarmar el filtro, y esto se hace en tinas grandes de plástico, donde se desmonta al cemento pegado a las capas de diatomita y también se pone en contacto a las capas filtrantes con agua.
De este modo se obtiene un cemento de oro y plata, que se procesa con un secado a 110 , eliminándose de este modo la humedad, y una calcinación a 850 , para eliminar los minerales volátiles (zinc, arsénico, bismuto y antimonio). Posteriormente la calcina se funde con una carga fundente conformada por bórax, carbonato de sodio y nitrato de potasio.
Luego de que se funde la calcina en un horno de crisol, se obtienen dos fases: la fase escoria y la fase metálica, ésta última correspondiente a un doré con una pureza, en este caso, de alrededor de 60% en oro. A este doré se lo puede comercializar como tal, aunque no es muy redituable debido a su color tan pálido. La empresa Vira comercializa este doré a otra empresa extranjera que lo refina, aunque esto también se podría hacer en el país.
Para refinar al doré granular, se lo somete a un ataque con ácido nítrico (1:1 con agua destilada) y con agua destilada. Entonces se obtiene un líquido correspondiente a nitrato de plata (AgNO3) y un sólido de 98% de pureza respecto al oro. Si bien este oro se puede comercializar, también se lo puede someter a una refinación electrolítica. Para esto al oro, que está como esponja, se lo disuelve con agua regia, obteniéndose una solución de oro que se introduce en un recipiente en el que se tienen además una serie de ánodos (positivos) y cátodos (negativos) que completan la celda.
El oro disuelto, que tiene carga positiva, es atraído por el cátodo, que en este caso es una aleación de oro. De este modo, el cátodo se va engrosando con el oro de la solución, que se deposita. Todo esto ocurre aplicando bajos voltajes (0,3 – 0,5 voltios) y altos amperajes (50 – 80 amperios/dm2). Una vez finalizado el proceso, el cátodo sale como láminas de oro del 99,99% de pureza. El ánodo, por otra parte, es de un material estéril, como es el caso del carbono o grafito, o de algunas aleaciones que resisten la agresividad del agua regia o medio de electrodeposición.
En el fondo de la celda electrolítica se van acumulando los elementos insolubles en agua regia, como es el caso del platino, el rodio y algunas partículas de oro que, por alguna razón, no se han depositado. En la solución, en cambio, quedan los elementos solubles, como es el caso del hierro, el cobre y el plomo. Es así que mientras el oro se va depositando en el cátodo, también se va enriqueciendo esta solución.
Al nitrato de plata se lo trata con sal común, y se obtiene cloruro de plata. Luego se añade hierro en forma de lustre, de modo que la plata metálica se cementa. Entonces se la funde a fin de obtener lingotes con una ley de 90% de plata. Si se quisieran lingotes con una ley de 99,99% respecto a la plata, se debe proceder posteriormente con una refinación electrolítica THUM.
Tratamiento químico de la esponja de oro
Anteriormente se explicó que la esponja de oro, que vino del ataque con ácido nítrico del doré granular, se trata con un método electrolítico a fin de obtener oro fino de 99,99% de pureza. Sin embargo, esto también se puede lograr con un tratamiento químico, en el cual se toma a la esponja de oro y se la coloca dentro de un matraz. Entonces se añade agua regia, que es una mezcla de ácido clorhídrico – ácido nítrico en una proporción de 3 a 1, y agua. Cuando está en esponja, el oro se disuelve fácilmente, y por eso pronto se hace una solución de color rojizo.
A un vaso de precipitación se trasvasa el oro disuelto en agua regia.A un vaso de precipitación se trasvasa el oro disuelto en agua regia.A este matraz, que contiene la disolución de oro, se lo lleva a una refrigeradora y se lo deja ahí hasta que alcanza una temperatura de -20 . Entonces sedimentan plata residual y plomo en forma de un precipitado blanco que se va al fondo, a la vez que queda una solución de oro disuelto en agua regia. Posteriormente todo, menos el precipitado, se trasvasa a un vaso de precipitación. Al vaso de precipitación se añade un solvente orgánico, como el DIEK (Diisobutil cetona), específico para el oro.
A un vaso de precipitación se trasvasa el oro disuelto en agua regia.
A un vaso de precipitación se trasvasa el oro disuelto en agua regia.
Luego de que se ha añadido el solvente orgánico, todo se agita durante aproximadamente 4 horas, tiempo durante el cual el oro va pasando al solvente orgánico. Entonces se deja sedimentar a la solución formada y se obtienen dos fases: una acuosa, donde están los metales preciosos que acompañan al oro, como paladio, platino y rodio; y una fase orgánica, donde se encuentra el oro. Por tal motivo, la fase orgánica pasa a una segunda etapa de agitación con agua. Durante 6 horas esta solución se agita bien, y el oro pasa al agua, obteniéndose una solución acuosa con oro y una fase orgánica sin oro que se recicla.
La solución acuosa que contiene al oro pasa a la precipitación.La solución acuosa que contiene al oro pasa a la precipitación.La solución acuosa pasa a la precipitación del oro con agua oxigenada, con ácido oxálico o con bisulfito de sodio. Para esto dicha solución, que contiene al oro, se lleva a un matraz, al que también se añade cualquiera de los elementos con los que se va a precipitar al oro, siendo el bisulfito de sodio el más común. Inmediatamente se forma un precipitado de oro amarillo que se va al fondo del matraz. Entonces la solución se filtra en papel filtro, en el que queda un sólido que corresponde a oro de 99,99% de pureza.
La solución acuosa que contiene al oro pasa a la precipitación.
La solución acuosa que contiene al oro pasa a la precipitación.
El método descrito es conocido como Método INCO Modificado, con el que se pueden lograr sólidos con una pureza de más nueves respecto al oro, 99,999% por ejemplo. Incluso, en cierta experiencia se había logrado oro de una pureza de 99,9999%, de modo que el sólido era tan blando que, cuando se lo tocaba, quedaba impregnada en él la huella digital de la persona, lo cual es lógico ya que mientras más puro es el oro, se vuelve más blando.
Tratamiento químico del nitrato de plata
Se recordará que además de la esponja de oro se obtuvo una solución de nitrato de plata. Entonces con la solución de nitrato de plata se debe seguir el camino que se describe a continuación, para obtener lingotes de plata pura que sirven para aleaciones.
El nitrato de plata obtenido de la refinación de oro por encuartación se va recogiendo en baldes grandes. A esta solución, que a veces puede presentar un color azulado debido a la presencia de cobre, se le añade cloruro de sodio (en forma de sal común) o ácido sulfúrico, e instantáneamente se forma un precipitado blanco de cloruro de plata. Este precipitado, con la luz solar, se oscurece y adquiere una coloración morada (pero morada oscuro).
Cuando todo el cloruro de plata ha precipitado, es decir, cuando el líquido que va quedando es totalmente transparente, se sifona a la solución sobrenadante translúcida y se deja solamente al precipitado. Entonces se hacen de dos a tres lavados del precipitado, añadiendo agua. Posteriormente el precipitado de cloruro de plata se lleva a un recipiente más pequeño, al que también se agrega viruta de hierro o de acero, conocida como lustre en el mercado.
A medida que a la pasta se le va añadiendo el lustre, inmediatamente se va formando una fase gris sedimentada, a la vez que queda nadando una solución amarilla, cuyo soluto corresponde a algún compuesto de hierro soluble en agua. En el momento en el que la solución sobrenadante queda totalmente cristalina y de color amarillento, el conjunto se filtra con un embudo y papel. Dicho embudo está acoplado a un recipiente grande, un erlenmeyer grande por ejemplo, al cual pasa una solución que se considera descartable, es decir que se puede descartar, mientras que sobre el papel queda la plata precipitada y algunos residuos de hierro que posteriormente deben ser separados. Por ello, en la mina de Portovelo en lugar de lustre se añaden clavos, que son más fáciles de separar.
Después al precipitado se lo saca, se lo seca a 110 y se lo lleva a un recipiente donde se lo mezcla con una solución de ácido sulfúrico, de 20 g/L de concentración. A continuación todo el contenido se agita por 2 horas. Este tratamiento sirve para disolver al hierro del lustre que todavía está presente en el precipitado.
Transcurridas las dos horas de agitación el contenido se vuelve a filtrar en un filtro de papel, y se recoge a la solución filtrada en un recipiente, mientras que en el papel queda el cemento de plata, que a estas alturas ya no tiene hierro. Seguidamente a este cemento se lo seca y se lo funde en un horno de crisol, a aproximadamente 1100 y utilizando una carga fundente con: bórax, carbonato de sodio, un poco de sílice y un poco de nitrato de potasio. Entonces se forman dos fases: una fase A, que corresponde a la plata de aproximadamente 95% de pureza (bullión) y que ya se puede comercializar; y una fase B, que corresponde a la escoria, de color negro por la presencia de hierro.
El 5% de las impurezas presentes en la plata corresponden a otros metales, de modo que se la puede tratar con el método electrolítico para obtener plata fina de 99,99% de pureza. Para esto, a la plata del 95%, se la vuelve a fundir y se la vierte en lingoteras con forma de ladrillos y que pesan entre 2 y 3 kg. De este modo se obtienen barras para la refinación electrolítica.
La refinación electrolítica se lleva a cabo en una celda THUM para plata, que por cierto se utiliza muchísimo en Perú. Ésta consta de dos tipos de recipientes de plástico, o de material cerámico, uno grande y uno pequeño, éste último con muchos huequitos en el fondo y cubierto de tela de nylon de malla 600, de modo que sobre la tela de nylon se colocan las barras de plata que se van a refinar. La base de la tina grande, en cambio, es de una plancha de grafito o de acero inoxidable. En estas celdas también se tienen electrodos, que se pueden sacar a gusto y que corresponde a ánodos (positivos) y a un cátodo, que en este caso es un electrodo móvil de signo negativo. Para formar el electrolito se utiliza una solución de ácido nítrico, con la cual se llega al electrolito de nitrato de plata. Al aplicar una diferencia del potencial que corresponda al voltajes bajos, entre 0,3 y 0,6 voltios, y amperajes altos, de 70 a 85 amperios/dm2 de cátodo, en los bordes de la celda se incrementa el ataque al cátodo del ácido nítrico, y se forman entonces los iones plata que, como se recordará, corresponden al electrolito.
El proceso de refinación electrolítica continúa hasta que llega un momento en el que la concentración de iones plata es tan alta que en el fondo se van formando cristales de plata en forma de hojas, conocidos como dendritas.
Cuando se comienzan a formar los cristales de plata los operadores introducen unas cucharas en la celda y van sacando los cristales, para ponerlos en una tina y lavarlos exhaustivamente con agua caliente. Es así como se obtiene una plata de 99,99% de pureza. Sin embargo, no se la comercializa como cristales, sino como lingotes de 5 kg. Esta es otra diferencia respecto al bullión de plata (plata de 95% de pureza), que se comercializa como lingotes de 1000 onzas (28,35 kg).
Para obtener los lingotes de 5 kg es necesario fundir los cristales de plata, para lo cual se efectúa una fusión especial, ya que la plata cuando se está fundiendo absorbe oxígeno del aire; mientras que cuando se está solidificando, devuelve dicho oxígeno al medio. Por eso, el colado de los lingotes de 5 kg debe ser lento, caso contrario se produce el fenómeno de vegetación o galleo.
Recalcando lo dicho: si a la plata fundida se la vacía rápidamente sobre el recipiente o lingotera, se forma una especie de coliflor encima de la plata debido a la salida violenta del oxígeno; mientras que si se la cuela lentamente, se obtienen lingotes lisos y muy bonitos de plata.
Mineral de Ponce - Enríquez
Es un mineral distinto a los que se han venido estudiando hasta el momento. El centro minero queda en la región costa de la provincia del Azuay, muy cerca a Machala, a aproximadamente 800 msnm. Dentro de esta región se encuentra Liga de Oro, uno de los mejores centros mineros de Ecuador en la actualidad.
La zona empezó a operar en 1985.La zona empezó a operar en 1985.Bella RicaEl BosquePueblo NuevoLiga de OroOrenasParaíso, propiedad de los señores MachucaBella RicaEl BosquePueblo NuevoLiga de OroOrenasParaíso, propiedad de los señores Machuca
La zona empezó a operar en 1985.
La zona empezó a operar en 1985.
Bella Rica
El Bosque
Pueblo Nuevo
Liga de Oro
Orenas
Paraíso, propiedad de los señores Machuca
Bella Rica
El Bosque
Pueblo Nuevo
Liga de Oro
Orenas
Paraíso, propiedad de los señores Machuca
En Ponce Enríquez se empezó a operar más o menos por el año 1985. Sin embargo, en la actualidad se ha notado un descenso de la actividad minera en esta región debido a que las galerías son cada vez más profundas, de modo que únicamente trabajan los que tienen capacidad de laborar bajo tierra, lo que por cierto requiere mucha inversión.
En mineral corresponde a vetas de cuarzo con mineralización de sulfuros polimetálicos. De ahí que se tiene pirrotina, pirita, calcopirita, arsenopirita, esfalerita y galena. Se han reportado además telururos de oro, oro libre u oro nativo, y plata, pero como sulfuro de plata en forma de argentita posiblemente. Durante mucho tiempo, de todos estos materiales sólo se aprovechaban el oro y la plata, que se obtenían por el sistema tradicional que incluye trituración, moliendo en un molino de ruedas, concentración en canalón y amalgamación del concentrado. En la actualidad se hace también cianuración por agitación seguida de un CIP, aunque también hay la tendencia de hacer flotación de sulfuros.
Al mineral se lo trata con el proceso técnico que se describe a continuación, bajo la premisa de que en Ponce Enríquez siempre se ha trabajado con el método tradicional. Por 1990 se ensayó la cianuración directa, con la que se lograban recuperaciones de oro de 60%; mientras que para el año 2000 se pensó en hacer una flotación seguida de una cianuración, de una cementación en el equipo Merril Crowe y de posteriormente un CIP.
Para el trabajo técnico se debe partir de un material que, como primer paso, se somete a operaciones de reducción de tamaño y clasificación. Estas son: trituración primaria, trituración secundaria, almacenamiento del material y molienda en un molino de bolas. Luego de llevarlas a cabo se obtiene un producto de +150 mallas, que se recicla a la molienda, y -150 mallas, que pasa directamente al acondicionamiento y posteriormente a una flotación colectiva de todos los sulfuros, a fin de obtener un concentrado bulk y un relave, que corresponde a una arena residual y que por supuesto tiene remanentes de los reactivos de flotación. Esto hace que se deba proceder con una separación sólido – líquido. Al líquido se lo trata con aire y con agua oxigenada, para neutralizar a los reactivos de flotación, mientras que al sólido se lo lleva a una acumulación para encontrarle un uso a la arena cuando se disponga de una cantidad suficiente.
Con el concentrado bulk, por su parte, se efectúa una remolienda e inmediatamente una flotación selectiva de cobre y calcopirita con los metales preciosos. Además del concentrado de cobre y metales preciosos se obtiene un residuo conformado por el resto de sulfuros (pirrotita, pirita, arsenopirita), con los cuales conviene hacer una cainuración CIP.
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25 – 30 cm15 – 20 cm5 cm Detalle del Procesamiento del mineral
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Se tiene un mineral a razón de 200 toneladas métricas por día, que se obtiene de galerías profundas de hasta 1500 m. Éste tiene que ser dosificado y triturado en una trituradora de mandíbulas, cuyo producto pasa a una trituradora de cono, y de ésta el material pasa directamente a un silo de almacenamiento de hasta 5000 toneladas métricas de capacidad. Hasta este punto el material tiene un tamaño aproximado de 3 cm. A la trituradora de mandíbulas ingresa un material de 15 a 20 cm de diámetro, mientras que a la trituradora de cono ingresa un material de 5 cm de diámetro.
Toda esta operación se realiza en días de 8 horas, y por lo tanto la capacidad de cada uno de los equipos que participan en el proceso debe estar multiplicada por tres. Esta hace que la capacidad de los equipos hasta llegar al silo deba ser de 600 toneladas métricas por día, en días de 8 horas.
Del silo de almacenamiento se debe sacar, por una faja transportadora, al material que va a ser dosificado al molino de bolas. En este caso, los muñones sobre los que se apoya el molino de bolas están encima de concreto cíclope, que se caracteriza por tener en su interior rocas. A la salida del molino de bolas se tiene un tromel de malla, de 1 in por ejemplo, que deja pasar a la pulpa molida y no a las sustancias extrañas al proceso.
Todo el material que ha sido molido ingresa directamente a la base de un tornillo dosificador, que envía al material no molido o molino insuficientemente a la base. A propósito, en la base del clasificador espiral se tiene una sección inclinada, en la que se acumula el oro que no se ha liberado en la molienda. Este concentrado de oro debe ser procesado por gravimetría, a partir de la cual se obtendrá un concentrado que se someterá posteriormente a fusión, mientras que todo lo que queda en la mesa gravimétrica se recicla al molino de bolas. Continuando con el clasificador espiral, la fracción fina se dirige a un recipiente debido a un rebose natural desde el clasificador espiral, de modo que para el trasvase de la pulpa desde el clasificador espiral hasta el recipiente no hace falta emplear bombas. Sin embargo, acoplada al recipiente sí se tiene una bomba para lodos, pero que está destinada para otro fin. A esta bomba se la llama vertical sand pump, e impulsa a la pulpa hasta un hidrociclón.
En el hidrociclón se obtiene un underflow, conocido también como carga circulante; y un overflow que, cuando la planta está en régimen, es igual a la alimentación, es decir, a 200 toneladas métricas por día. La carga circulante usualmente es de 200% a 300% de la alimentación, de modo que le molino debe tener una capacidad de 600 toneladas métricas por día, además de una potencia de 500 HP. El molino de bolas gira a aproximadamente 20 rpm, y trabaja con un porcentaje de sólidos entre 60% y 70%. Evidentemente, el molino también tiene su carga de bolas y su revestimiento interno, necesario para que opere sin problemas.
El underflow pasa al acondicionamiento en un tanque de base cónica, que tiene un impulsor de hélice y un tubo concéntrico al eje con ventanas que mejoran la agitación. Lo primero que se debe hacer en esta operación es añadir agua hasta llegar a 33,33% de sólidos. Para la flotación se debe trabajar con un pH entre 6 y 7, de modo que se añade cal a la pulpa. Se añaden también los reactivos de flotación KAX (amil xantato de potasio), específico para flotar cobre; aerofloat 208, que actúa como colector de oro y plata; y aceite de pino, que actúa como espumante. Se agita a la mezcla durante 20 minutos, luego de los cuales la pulpa comienza a salir por la parte superior del tanque. Entonces la pulpa acondicionada pasa al primer circuito de flotación, que por cierto es un circuito sencillo que consta de celdas tipo Denver Suit A.
A la primera celda del banco de celdas de flotación se alimenta la pulpa, de modo que se produce un concentrado 1 y un relave 1. Este relave pasa a la segunda celda de flotación, en la que se produce un concentrado 2 y un relave 2, de modo que el segundo relave se alimenta a la tercera celda de flotación. Se continúa de este modo en cada celda hasta que se llega a un relave final, que corresponde a una arena en la que predomina la sílice. Todos los concentrados se recogen en una sola canaleta, obteniéndose el concentrado bulk o colectivo. Este concentrado pasa a una remolienda, en la que se trabaja a pH básico, de alrededor de 11, y que se desarrolla en un molino de bolas más pequeño.
El relave final, en cambio, pasa a una separación sólido – líquido. El sólido que se obtiene va al almacenamiento; mientras que el líquido se somete a una oxidación, para la cual se emplean dos espesadores que operan en contracorriente y que tienen un eje y aspas, cada uno, que empujan a la arena hacia la base del espesador. Luego de la primera etapa de separación se llega a una solución de 45% de sólidos, que inmediatamente pasa a una bomba de diafragma que impulsa a la pulpa hacia el segundo espesador. En la primera etapa de separación también se produce un líquido, que corresponde al líquido de lavado donde están los reactivos de flotación. Por eso al líquido se lo trata con agua oxigenada y aire, a fin de que se oxiden los remanentes de los reactivos de flotación. En la segunda etapa de separación sólido – líquido sucede lo mismo, sólo que adicionalmente se añade agua fresca, de modo que más bien se llega a un lodo de 45% de sólidos que se dirige al almacenamiento.
En un molino de bolas más pequeño se hace una remolienda del material.En un molino de bolas más pequeño se hace una remolienda del material.Hasta el momento, de la flotación se obtuvo un residuo, que debía ser procesado y posteriormente almacenado, y un concentrado sulfurado, que representa el 10% en peso del mineral inicial. Este material sulfurado debe pasar a una remolienda, para lo cual es alimentado a otro molino de bolas más pequeño. Al molino son alimentados además 4 kg/TM de cal, a fin de regular el pH a 11 y lograr con ello la flotación de la calcopirita en la flotación que se efectuará posteriormente.
En un molino de bolas más pequeño se hace una remolienda del material.
En un molino de bolas más pequeño se hace una remolienda del material.
El producto de la molienda pasa inmediatamente a un recipiente para lodos, el cual se conecta directamente con una bomba. Esta boba impulsa a la pulpa hacia el hidrociclón, en el que se obtiene una underflow (o carga circulante, de 200 a 250% del material inicial) y un overflow, que tiene un tamaño de partícula de aproximadamente 74 μm y que pasa a una flotación selectiva.
La flotación selectiva tiene por objetivo separar al cobre con los metales preciosos. Para esto se ingresa la fracción correspondiente al overflow al acondicionamiento, que se desarrolla en un tanque acondicionador de base cónica con impulsor de hélice y con un tubo concéntrico al eje. Al tanque con agitación también se debe añadir un colector para la calcopirita, 25 g/TM de KAX (amilxantato de potasio) en este caso; un colector de oro, por ejemplo 30 g/TM de Aerofloat 208, que en este caso también colecta un poco de calcopirita; y un espumante, 30 g/TM de aceite de pino. Entonces se desarrolla una agitación de la pulpa que viene de la molienda con los reactivos de flotación, durante un tiempo de acondicionamiento de 20 min.
Transcurrido el tiempo de acondicionamiento se obtiene una pulpa acondicionada que pasa a un conjunto de celdas de flotación conformado por celdas de desbaste, celdas colectoras y celdas de afino. Inicialmente la pulpa acondicionada ingresa a las celdas de desbaste, sonde se produce un concentrado C1, que resulta de la unión de los concentrados alcanzados en cada una de las celdas de desbaste y que se transportan por una sola canaleta, y un relave (R1). El concentrado ingresa a la primera etapa de afino, donde se produce un concentrado C2, que a su vez ingresa a la segunda etapa de afino donde se produce un concentrado C3 y que corresponde al concentrado de cobre y de metales preciosos. Junto con los concentrados C2 y C3 se forman los relaves R2 y R3, que se alimentan a la primera etapa de afino y a la etapa de desbaste respectivamente. En cuanto al relave R1, que se produce paralelamente al concentrado de desbaste, éste ingresa a la primera etapa de colección, en la que se genera un concentrado C4 y un relave R4, que a su vez es alimentado a la celda de colección que sigue donde también se llega a un concentrado y a un relave. Los relaves son alimentados a las celdas de colección, hasta que se llega al relave final, que está constituido por los sulfuros del mineral (que también sor portadores de oro) y por algo de los metales preciosos, por lo cual se lo orienta a una cianuración CIP. El concentrado de cobre, por su parte, luego de una filtración y un secado está listo para la exportación.
C3C2C4C5C6DesbasteDe colecciónR1R4R5R6R2C1AfinoR3C3C2C4C5C6DesbasteDe colecciónR1R4R5R6R2C1AfinoR3
C3
C2
C4
C5
C6
Desbaste
De colección
R1
R4
R5
R6
R2
C1
Afino
R3
C3
C2
C4
C5
C6
Desbaste
De colección
R1
R4
R5
R6
R2
C1
Afino
R3
Como se dijo anteriormente, el relave final, sin el cianicida cobre en su composición, puede ser cianurado con rentabilidad. Para esto, se lo somete a una etapa de lavado de los reactivos de flotación y de oxidación de los sulfuros. Durante esta operación, se trabaja a un pH básico que se regula con cal; aunque se recomienda también añadir sales de plomo, litargirio (PbO) por ejemplo, que ayudan a la sedimentación de los sólidos en suspensión que se generaron en la cianuración.
Posteriormente el relave final pasa a un tanque agitado, que está provisto de un agitador de hélice y un tubo concéntrico al eje, donde se añade la cal y la sal de plomo. Entonces en forma vigorosa se agita al sólido durante dos horas, luego de las cuales se deja decantar a la solución. Esto último ocurre con facilidad debido a que la cal promueve la sedimentación de los sólidos. Cerca a la base del recipiente se tiene una salida para el líquido, que debe ser procesado antes de ser eliminado (desechado) o almacenado. Asimismo, retirado todo el líquido del recipiente, se añade agua fresca y cal para regular el pH y llevarlo hasta un valor de 10. También se añade cianuro de sodio, en una cantidad de 4 kg/TM. Posteriormente el sistema se agita durante 24 horas. Transcurrido este lapso de tiempo, los sólidos se sedimentan y van nuevamente al fondo. Otra válvula ubicada en la base del recipiente permite sacar al material.
A dicho material se lo puede procesar por cementación en el equipo Merril Crowe, que usa polvo de zinc; o la técnica de carbón en columna, que es factible debido a que la solución es cristalina. Con el Merril Crowe se obtendrá un cemento conformado por zinc, plata y oro, al que se lo debe procesos con un secado, una tostación y una fusión, llegándose al final a una escoria y un doré con una ley de oro entre 60 y 75%. El producto inicial tiene aproximadamente 5 g/TM de oro y 16 g/TM de plata, de modo que al fin las recuperaciones de oro están en alrededor de 80%.
Si se sigue el camino del carbón en columna, a la solución se la impulsa, con ayuda de una bomba, hasta un grupo de tres columnas empaquetadas con carbón fijo (1 tonelada métrica en cada una). Dicha bomba ayuda a la solución a pasar por el carbón en contracorriente, hasta que al final se tiene una solución con 1 g/L de cianuro, denominada Barren Solution, que debe ser procesada y almacenada. El carbón puede cargar entre 3 y 5 kg de oro y entre 5 y 7 kg de plata, de modo que cuando se ha llegado a estos niveles se afirma que el carbón está saturado. Es entonces cuando se descargan las columnas cargadas de oro y plata, para lo cual se lleva a todo el carbón a una columna grande donde inicia la etapa de desorción o elución.
Para llevar a cabo la operación de elución al lado se debe tener un recipiente común en el que está un volumen determinado de la solución de desorción, que está conformada por agua, hidróxido de sodio y etanol, éste último con el objetivo de poder trabajar entre 80 y 100 (si no se operara con etanol, la temperatura debería ser 150 ). En Ecuador se suele emplear alcohol de caña, o punta, en lugar de etanol. De cualquier forma, una bomba saca a esta solución y la lleva hacia un intercambiador de calor donde su temperatura sube desde la temperatura ambiente hasta 80 o 100 . Entonces la solución caliente, a través de un difusor, es obligada a pasar al lecho de carbón, obteniéndose la denominada Premium Solution, que está cargada de oro y plata. Es importante llegar a concentraciones de entre 10 y 20 g/L de oro y de al menos de 20 a 40 g/L de plata, que permiten llevar a cabo una electrólisis y que se logran con un volumen adecuado de la solución de elución (por eso se lo debe calcular).
Después la Premium Solution entra a la celda electrolítica, de cerámica o de plástico, que está conformada por ánodos (+) y cátodos (–). El ánodo está fabricado de un material estéril, como acero inoxidable o alguna aleación, mientras que los cátodos están empaquetados de con lana de acero o lustre. Con la Premium Solution están ingresando a la celda oro y plata iónicos, y cuando se aplica una diferencia de potencial de bajos voltajes (0,3 – 0,5 voltios) y altos amperajes (60 – 80 amperios por dm2 de cátodo) a los bordes, se establece una atracción muy grande entre el cátodo y los iones positivos, de modo que éstos se van depositando en los cátodos.
Cuando los cátodos se saturan, se los saca de la celda y se los reemplaza con unos nuevos. A los cátodos saturados se los desarma en una tina de plástico con agua, obteniéndose de este modo un cemento conformado por hierro, oro y plata. Cada 15 días se metaliza al cemento, haciendo lo siguiente: primero se procede con un secado, a 180 aproximadamente para eliminar el agua; luego viene una tostación a 800 con la que se eliminan los compuestos volátiles como monóxido de azufre, dióxido de azufre, monóxido de carbono y zinc metálico; entonces viene una lixiviación ácida con ácido sulfúrico en una concentración entre 20 y 30 g/L, para eliminar el exceso de hierro; y en seguida una filtración, con la que se obtiene un sólido y un líquido descartable.
Al sólido se lo seca, se lo mezcla con una carga fundente conformada por bórax, sílice, carbonato de calcio y nitrato de potasio, y se lo funde rápidamente en un horno de crisol. Así se obtiene dos fases: una escoria y un doré, éste último correspondiente a una aleación de oro y plata, con una proporción de alrededor de 60% de oro. Para comercializarlo, este doré debe ser más puro, y por eso se lo proceso con una encuartación hasta tener una relación de 3 a 1. Para esto, se lo funde nuevamente y se lo ataca con ácido nítrico y agua destilada, en proporción 3 a 1. Al final se tiene un doré de 95% de oro, de fácil comercialización.
Mineral de San Gerardo
La mina de San Gerardo queda cerca de la mina de Ponce Enríquez, en la región costa de la provincia del Azuay, pero sus mineralizaciones son diferentes. En la mina de San Gerardo se empezó a emplear por primera vez las técnicas de carbón activado, carbón en pulpa especialmente.
La mina de San Gerardo comenzó a trabajar por el año de 1990. En esta región se tienen los centros mineros de Quebrada Fría, las Paralelas, Jesús del Gran Poder y la zona correspondiente a la empresa Paper Comp. El mineral es vetiforme y responde a vetas de cuarzo con sulfuros entre los cuales predomina la pirrotina, la calcopirita, la galena, entre otros. Asimismo, en este mineral la composición de los sulfuros representa el 5%, mientras que el 95% corresponde a material estéril o ganga.
El procedimiento que se debe seguir para tratar a este mineral comienza con una concentración con flotación. Al concentrado colectivo se lo puede someter a una cianuración CIP, mientras que al relave se lo puede almacenar luego de haberlo tratado para eliminar los remanentes de los reactivos de flotación.
Procesamiento del mineral
El tratamiento del material comienza con en el silo de almacenamiento, en el que se tienen 2000 toneladas métricas de mineral de 3 cm de diámetro. Con una faja transportadora se lleva al ripio hasta el molino de bolas, apoyado en soportes de concreto, a una razón de por ejemplo 100 toneladas métricas por día.
Entonces el material ingresa a un molino de bolas convencional, que está sobre unos soportes de concreto, los que a su vez se encuentran mantenidos sobre un piso que asimismo tiene que ser de concreto. El molino de bolas, de 5 × 8 ft y de 80 HP de potencia, tiene una carga de bolas y un recubrimiento interno, además de un blindaje interno de acero, fundición de hierro o de un material sintético plástico. En este equipo se muele el producto, que sale del molino a través de un tromel de malla que separa de la pulpa el material extraño. Todo el producto cae sobre la base de un clasificador espiral, que tiene por finalidad hacer retornar al molino las partículas que no se han molido bien. Mientras el material mal molido se recicla al molino, en la base del clasificador espiral se acumula un concentrado de oro, que está conformado por las partículas de este metal que se liberaron en la molienda.
El concentrado obtenido es procesado por concentración gravimétrica y por fusión, obteniéndose un doré de 75 a 80% y que equivale a 2 g/TM, que corresponde a una cantidad significativa. Para eso, se la misma base del clasificador espiral y por rebose, la pulpa fina va saliendo y se deposita en un tanque para lodos, que a su vez se comunica con una bomba para lodos que impulsa al material a un hidrociclón, donde se obtienen dos corrientes: un underflow, que retorna al molino como carga circulante y que corresponde a aproximadamente el 300% de la alimentación (por lo cual el molino debería tener una capacidad de 400 toneladas métricas por día), y un overflow. Con una válvula se controla la presión de la pulpa que ingresa al hidrociclón, y con ello que el overflow llegue a un tamaño de partícula de 104 μm. Cuando la planta está en régimen, el overflow es igual a la alimentación, es decir a 100 toneladas métricas por día.
Inmediatamente el overflow ingresa al acondicionamiento para la flotación, que se realiza en un tanque con agitación, provisto de un agitador concéntrico a un eje con ventanitas que mejoran la agitación. Al tanque se añaden 50 g/TM de KAX (amilxantato de potasio), 30 g/TM de Aerofloat 208 y 30 g/TM de aceite de pino. En alrededor de 15 minutos se puede afirmar que la pulpa está acondicionada, y con todos los reactivos empleados se consiguió además separar a todos los sulfuros de la ganga.
Después de los 15 minutos de acondicionamiento, se lleva a la pulpa acondicionada a un banco simple de celdas. En la primera celda del banco se produce un concentrado C1 y un relave R1; luego éste último ingresa a la siguiente celda donde se obtienen un concentrado C2 y relave R2; y del último un concentrado C3 y un relave R3. Se continúa con el tratamiento de los relaves hasta que se completa el número de celdas de flotación en el banco y se obtiene un relave final, que corresponde a una arena silícica que debe ser procesada antes de ser almacenada. Este tratamiento consiste en una separación sólido – líquido, de modo que el líquido se somete a una etapa de oxidación con agua oxigenada, a fin de oxidar los remanentes de los reactivos de flotación. Todos los concentrados, por su parte, se colectan en una sola canaleta dando origen al concentrado final que sí se puede cianurar.
Pero antes de la cianuración el concentrado final ingresa a una etapa de lavado en un tanque de base cónica con impulsor de hélice. El lavado debe desarrollarse en medio básico, para lo cual se añade cal, agua oxigenada y óxido de plomo. A la pulpa se la deja agitar por dos horas, y luego de este tiempo se decanta a la solución obtenida, de modo que el concentrado se deposita. En la base del tanque de lavado se tiene una válvula que permite sacar a la solución de pretratamiento, la cual debe ser procesada porque tiene muchos contaminantes y por eso se la junta con la solución líquida obtenida en la separación sólido – líquido, que también está contaminada y que también necesita de un tratamiento. En la base del tanque de lavado hay otra válvula que se emplea para descargar el sólido. Cabe indicar que a medida que se descarga el sólido, se va adicionando agua fresca al tanque.
En seguida el sólido se proceso con una cianuración con agitación. Ésta se realiza en tanques pequeños de base cónica que operan en cascada (tres tanques están colocados en cascada con un desnivel de 1 m). Además cada tanque tiene un impulsor de hélice. Si se trabaja con etapas de 6 horas de cianuración en cada tanque (que es el tiempo necesario para que el oro y la plata se disuelvan de forma aceptable), el tiempo total requerido para este proceso es de 18 horas. Entonces la pulpa de cianuración, que tiene un porcentaje de sólidos de 33,33% ingresa al primer tanque, en el que el pH debe estar en alrededor de 10 y se regula con cal. Al primer tanque ingresa también 4 g/L de cianuro de sodio. Luego de 6 horas de agitación, la solución empieza a pasar por desborde al siguiente tanque, donde la pulpa se agita durante otras 6 horas, luego de las cuales la solución pasa al siguiente tanque. Al final se obtiene una pulpa conformada por el mineral molido, y una solución de oro y plata.
En este punto se tiene dos alternativas: llevar a cabo un carbón en pulpa o una decantación seguida de un carbón en columna. Se notará que las dos opciones consisten en tratamientos con carbón. En este caso, la alternativa más conveniente es el carbón en columna, pues a la corriente de pulpa obtenida en el tercer tanque simplemente se la lleva a un recipiente de decantación de base cónica donde debe caber todo el concentrado. Entonces, se deja a la pulpa durante 2 horas, en las que se asienta todo el concentrado, de modo que en la parte de arriba se tiene una Premium Solution. Esta operación es batch, y por cada 100 toneladas métricas de material se requieren 7 toneladas métricas de carbón. En la base del tanque se tiene una válvula que se conecta a una bomba para líquidos que lleva a la solución a un conjunto de columnas de carbón activado (que tranquilamente pueden ser de palmiste).
Cuando el sólido ha sedimentado, se impulsa a la solución en contracorriente hacia el sistema de columnas, por las cuales se la obliga a pasar. Al final de las columnas se tiene una Barren Solution, compuesta por cianuro de sodio y por cal, que se pueden recuperar o destruir (es decir, oxidar) con agua oxigenada. Si la alternativa es recuperar estas sustancias, a la Barren Solution se la trata con algún ácido, ácido sulfúrico por ejemplo, a fin de que se produzca ácido cianhídrico, por lo cual se entenderá que toda esta operación se desarrolla en reactores herméticos (ya que el ácido cianhídrico es muy venenoso). Posteriormente al producto se lo trata con hidróxido de sodio, obteniéndose de este modo cianuro de sodio.
Cuando la capacidad de adsorción del carbón activado se ha completado (4 – 5 kg/TM para el oro y 8 – 10 kg/TM para la plata), se afirma que el carbón se ha saturado. Entonces se procede con la siguiente etapa de desorción o elución, para lo cual a todas las columnas de carbón con oro y plata se las carga o empaqueta en una columna. Para el proceso es necesaria una solución de volumen conocido, que corresponde al necesario para obtener alrededor de 10 g/L de oro en la solución final (concentración necesaria para llevar a cabo la electrólisis), y conformada por agua, hidróxido de sodio, cianuro de sodio y etanol. Esta solución debe llegar a una temperatura entre 80 y 100 , que posibilita trabajar con tiempos rápidos, para lo cual se la lleva, con ayuda de una bomba, a un intercambiador de calor y seguidamente a la base de la torre. Completado el proceso se elución se obtiene una Premium Solution de oro y plata, que se dirige a la celda electrolítica.
De la columna se va sacando una Barren Solution, que se lleva al tanque de la solución de elución donde también se añaden las cantidades necesarias de agua, hidróxido de sodio, cianuro de sodio y etanol que permiten que se la vuelva a reciclar.
La celda electrolítica está compuesta por ánodos (+) y cátodos (–), éstos últimos cubiertos por lana de acero, conectados a una fuente de corriente continua de bajo voltaje (0,2 a 0,5 voltios) y alto amperaje (70 a 80 amperios por dm2 de cátodo). Al conectar la energía eléctrica continua, el cátodo ejerce una atracción muy fuerte sobre los iones de oro y plata, que se van depositando en la lana de acero. Cuando los cátodos se saturan, se los saca de la celda y se los reemplaza con unos nuevos. Luego se los lava, obteniéndose al final y en la base del tanque donde se realizó el lavado un cemento que pasa a fusión, en la que se alcanzan dos fases: un doré de 60% de oro y una escoria.
Para la alternativa del carbón en pulpa, a la pulpa de cianuración, que está conformada por el concentrado y por el oro y la plata disueltos como complejos cianurados, se la lleva a una etapa de adsorción con carbón en pulpa, que se aplica únicamente cuando a esta pulpa no se la puede decantar o filtrar fácilmente.
Entonces a la pulpa se la lleva a reactores neumáticos verticales, conocidos como reactores Pachuca, que operan en cascada pero en contracorriente con el carbón, lo que implica que la pulpa circula en un sentido y el carbón en otro. Lo primero que se debe tener en este sistema es una línea de aire a 30 psi, que proviene de un compresor. De este modo, una tubería se conecta al primer Pachuca, en el cual se desarrolla una agitación lenta para que no haya pérdidas de atrición (desgaste del carbón activado debido a su baja dureza) por la fricción del mineral con el carbón. Cada etapa de agitación dura 5 horas, luego de las cuales, por gravedad, la pulpa pasa al siguiente tanque donde nuevamente el aire agita a la pulpa. Una vez que se ha llegado al tanque final, y superadas las 5 horas de agitación, se tiene la salida de la pulpa relave. El oro y la plata están en el carbón, de modo que al final se tiene en los tanques sólo el concentrado, sin oro ni plata. Sin embargo, a esta pulpa se la procesa, porque tiene cianuro de sodio y cal, que pueden ser recuperados para ser procesados. El carbón sigue una dirección en contracorriente con la pulpa, lo que se logra porque se tiene un recipiente con carbón granular de 8 × 12 (8 × 12 significa que al tamizar este carbón se tiene un malla +8 y –12 o, lo que es lo mismo, que su granulometría está comprendida entre las mallas 8 y 12). El carbón ingresa al último tanque, en el que se tiene la solución menos concentrada de oro y plata, por lo cual al darse el contacto de un carbón nuevo con una solución que tiene poco oro y plata hay una buena atracción. Este carbón cargado con oro y plata pasa al penúltimo tanque para continuar con el proceso.
Como el carbón tiene que pasar a un tanque anterior que está más arriba que el tanque actual, se emplea el Air Lifth, que consiste en un cajón, con un tubo que baja hasta el tanque y con otro tubo más fino que también baja al tanque pero que al final se introduce en el tubo más grande. Por este tubo más pequeño fluye aire hacia el tanque, lo que hace que se produzca un vacío en el tubo grueso y que parte de la pulpa con el carbón sean succionados y llevados al tanque previo. Cuando se llega al primer tanque, en el que se tiene la solución más concentrada de oro y plata, el carbón se carga aún más. En todos los tanques, incluso en el primero, se tiene un Air Lifth. Con el Air Lifth del primer tanque se obtiene al final del proceso al carbón en el que se han adsorbido el oro y la plata, al que se lo lava con agua a presión. Así, al último se alcanza una pulpa relave, que se une a la anterior, y un carbón limpio que se lleva a la desorción y luego a una electrorecuperación.
Mina de Molletura
La mina de Molletura se ubica en las estribaciones a la costa de la provincia de Azuay, específicamente a la entrada a Cuenca por Naranjal, y se viene trabajando desde 1985 por algunos geólogos que la han estudiado. Actualmente en esta mina se está desarrollando un gran proyecto con el que se pretende tratar 800 toneladas métricas de material por día, una capacidad muy grande para la tradición minera de Ecuador.
La mineralización corresponde a vetas de cuarzo con impregnaciones de sulfuros, entre los que se destacan la pirita, la calcopirita, la esfalerita, la galena y otros sulfuros de plata y oro nativo. Entonces para el procesamiento de este mineral se deben hacer, primeramente, operaciones de reducción de tamaño y clasificación. El material se muele hasta una malla 200 (que corresponde a un d80 de 74 μm), de modo que la fracción +200# se recicla a la molienda mientras que la fracción -200# pasa a una flotación selectiva.
Antes de la flotación el producto debe pasar a una primera etapa de acondicionamiento, luego de la cual se obtiene un concentrado de cobre y un residuo llamado relave que pasa a una segunda etapa de acondicionamiento, luego de la que se obtiene un concentrado de zinc y un residuo conformado por arena silícica y por los sulfuros restantes, pirita y arsenopirita especialmente.
Procesamiento del mineral
El mineral, a razón de 800 toneladas métricas por día, llega desde la mina e ingresa a la planta transportado en camiones que tienen una capacidad de 100 toneladas métricas cada uno. Entonces el material se descarga en una trituradora giratoria. Inmediatamente todo el producto pasa a una trituradora de mandíbulas, y el material que resulta de esta operación va a un sistema de clasificación primaria, que se desarrolla en un tamiz de 2 in de malla. De este modo se obtiene un producto +2 in y -2 in. El producto +2 in ingresa a una trituradora de cono, donde se lo muele hasta alcanzar un tamaño de partícula de 2 in, y se lo junta con la fracción -2 in anterior, obteniéndose así la alimentación para la molienda, la cual se desarrolla primero con un molino de barras y luego con un molino de bolas (el producto del molino de barras pasa directamente al molino de bolas).
Así, se llega a la mezcla apta para someterse a la flotación.
=60 cm =25 cm =10 cm-2 in+2 in-2 inTrituradora GiratoriaTrituradora de MandíbulasTrituradora de Cono =60 cm =25 cm =10 cm-2 in+2 in-2 inTrituradora GiratoriaTrituradora de MandíbulasTrituradora de Cono
=60 cm
=25 cm
=10 cm
-2 in
+2 in
-2 in
Trituradora Giratoria
Trituradora de Mandíbulas
Trituradora de Cono
=60 cm
=25 cm
=10 cm
-2 in
+2 in
-2 in
Trituradora Giratoria
Trituradora de Mandíbulas
Trituradora de Cono
Detalle del Procesamiento del mineral
La trituradora giratoria se ubica en un plano que le permite operar directamente sobre el material. Entonces fácilmente el material se descarga en forma de rocas enormes, de hasta 60 cm de diámetro, en una trituradora giratoria donde se producen rocas de hasta 25 cm de diámetro. Estas trituradoras tienen una gran capacidad de procesamiento, y su producto va a una trituradora de mandíbulas donde el material llega a 10 cm de tamaño.
A la salida de la trituradora de mandíbulas opera un clasificador de tamiz con una malla de 2 in. En éste se obtiene un producto -2 in, que pasa a la siguiente operación, y un producto +2 in que no pasa y por tanto se alimenta a una trituradora de cono en la que se lo tritura hasta que alcanza un diámetro menor a 2 in.
Posteriormente viene el almacenamiento del mineral, el cual, debido a la gran cantidad de material tratado, no se lo puede realizar en un silo. Más bien se emplean galpones en los que se van armando pilas del mineral de aproximadamente 5 cm de diámetro. Con una faja transportadora y la maquinaria adecuada, se va sacando de las pilas una cantidad determinada de mineral que va a ser dosificada a un molino de barras, que es similar al molino de bolas solamente que en éste predominan las dimensiones longitudinales. Además, en el molino de barra hay, obviamente, barras de 2 in donde se realiza la molienda; mientras que en el molino de bolas se tiene rodamientos conocidos como muñones.
A medida que el producto va saliendo de la pila e ingresando en el molino de barras, también se va añadiendo agua, a fin de llegar a un 70% de sólidos, y cal, con el objetivo de llegar a un pH de aproximadamente 11. El molino tiene alrededor de 100 HP de potencia. Un tromel de malla a la salida del molino expulsa los materiales extraños, generando una pulpa que ingresa completa y directamente a un molino de bolas. Tanto el molino de barras como el molino de bolas tienen un blindaje interno, conocido como linin.
En el molino de bolas, luego de la molienda, se produce una descarga del material hasta un clasificador espiral. Al molino retorna el material que no se ha molido bien. En la base del clasificador espiral hay un rebose de la pulpa, y está conectada a una bomba que impulsa al material hacia un hidrociclón donde se producen dos corrientes: el overflow y el underflow, ésta última conocida también como carga circulante, ya que retorna al molino. Cabe indicar que la base es la misma para el molino de bolas y para el tornillo clasificador.
Del underflow depende el tamaño de partícula con la que sale el producto del molino, de modo que con un válvula se hace que la carga circulante sea de 300% a fin de llegar a un tamaño de partícula de 74 μm. Con la carga circulante se cierra el circuito, de modo que el overflow debe ser igual a la alimentación, 800 toneladas métricas por día, pero con un tamaño de partícula de 200 mallas. Posteriormente el overflow pasa a la flotación.
Las partículas de oro nativo liberado en la molienda se van acumulando en un reservorio que está en la base del clasificador espiral. A este oro se lo somete a una concentración gravimétrica, y al concentrado que resulta de esta operación se lo funde para obtener el doré.
Para la flotación del overflow, éste pasa primero a la primera etapa de acondicionamiento. El acondicionamiento se hace en un tanque con un impulsor de hélice y un tubo concéntrico al eje que tiene ventanas con las cuales mejora la agitación. Durante el proceso, el pH se debe regular con cal, y se adicionan dos reactivos más: al colector Aerofloat 208, apto para la colección del oro libre y la calcopirita, y un espumante, ácido cresílico en este caso. Luego de 30 minutos sale de este tanque una pulpa acondicionada.
La pulpa acondicionada pasa a un banco de celdas de flotación simple. Entonces ingresa a la primera celda, en la que se produce un concentrado C1 y un relave R1, el cual vuelve a ser flotado en la siguiente celda, en la que se obtiene un concentrado C2 y un relave R2. En la celda de flotación siguiente nuevamente se flota al relave R2, produciéndose un concentrado C3 y un relave R3. Así se continúa sucesivamente hasta que se llega al relave final. Todos los concentrados se colectan en una misma canaleta, lográndose de este modo el concentrado de cobre y de metales preciosos, que corresponde a un porcentaje en peso de 2% a 3%.
El concentrado se filtra en un filtro de discos, obteniéndose un producto de aproximadamente 7% de humedad listo para la exportación. Entonces se lo ensaca en sacos de 50 kg cada uno. Las empresas que adquieren este concentrado únicamente pagan por el cobre, el oro y la plata.
Del relave final se aprovecha el sulfuro de zinc, que también es comercializable en el exterior. Para esto el relave final ingresa a una segunda etapa de acondicionamiento en un tanque que asimismo tiene un impulsor de hélice y un tubo concéntrico al eje con ventanitas para mejorar la agitación. La pulpa se agita durante 30 minutos, a un pH que puede ser de 7, con los reactivos de flotación que en este caso son: Aeroflota 208, que actúa como colector específico del zinc, y metil isobutil carbinol (MIC), que actúa como espumante.
A la pulpa acondicionada se la lleva a la flotación que, en este caso, tiene tres etapas: colección, desbaste y afino. Entonces el material ingresa a las celdas de desbaste, donde se produce un único concentrado y un único relave. El concentrado ingresa a la primera etapa de afino, donde se produce un concentrado C1 que se dosifica sobre el rotor de la segunda celda de afino, en la que se obtiene un concentrado final CF y un relave R2 que se alimenta a la primera etapa de afino. El relave de desbaste pasa a la primera etapa de colección, donde se obtiene un relave que pasa a la segunda etapa de colección. En cada celda de colección se producen relaves que pasan a la celda de colección consecutiva, hasta que se llega a un relave final. En cada celda de colección se producen también concentrados que se recogen en una misma canaleta, formando un concentrado que retorna a desbaste.
El concentrado final se filtra y pasa al ensacado. Entonces, para llegar al producto final, se lo trata por pirometalurgia. El relave final, por su parte, se cianura y se somete a un CIP, a fin de recuperar el oro y la plata que forma parte de esta mezcla.
Mineral de Bucay
BucayLas NavesNuevo centro minero del paísMina de MacuchiChimborazoMineralización muy parecida a la de BucayBucayLas NavesNuevo centro minero del paísMina de MacuchiChimborazoMineralización muy parecida a la de Bucay
Bucay
Las Naves
Nuevo centro minero del país
Mina de Macuchi
Chimborazo
Mineralización muy parecida a la de Bucay
Bucay
Las Naves
Nuevo centro minero del país
Mina de Macuchi
Chimborazo
Mineralización muy parecida a la de Bucay
Los geólogos dicen que en la zona de Las Naves hay un gran número de mineros artesanos (3000 aproximadamente) que extraen en oro en pequeñas cantidades. Por eso en Las Naves se va a instalar un colegio de metalurgia y un colegio para la perforación de roca.
En Bucay algunos mineros extraen el mineral de galerías y se lo llevan a procesar en Portovelo, donde se trata al material por gravimetría en canalón. Con la arena restante se hace cianuración CIP.
La mineralización de Bucay, muy parecida a la mineralización del nuevo centro minero del país, es vetiforme. Las vetas están conformadas por cuarzo y caliza, con incrustaciones de sulfuros como la pirita, la calcopirita y la arsenopirita. En algunos casos los sulfuros llegan a ocupar el 30% en peso. En cuanto a los metales preciosos, se debe indicar que hay oro y plata en grandes cantidad: 200 g/TM de oro y 300 g/TM de plata.
Para procesar alrededor de 300 toneladas métricas diarias de material se lo somete a una trituración primaria, a una trituración secundaria y a un almacenamiento en, nuevamente, un silo de aproximadamente 300 toneladas métricas para este caso. Del silo el material pasa a la molienda, y de la molienda a una flotación selectiva de calcopirita más oro y plata. En el concentrado final, destinado a la exportación, quedará el cobre, el oro y la plata; mientras que en el relave final se tendrá principalmente pirita, además de algo de oro, plata, galena y arsenopirita. Evidentemente al relave se lo debería someter a una cianuración CIP, con la que se obtendrá un carbón cargado de oro y plata y una pulpa relave, que debe ser tratada mediante una separación sólido – líquido.
Posteriormente se debe almacenar al sólido (que tiene principalmente sílice y algo de carbonato de calcio), mientras que el líquido pasa a una oxidación de los remanentes de los reactivos de flotación.
Mina de La Plata
Avanzando un poco más al norte se encuentra la mina de Toachi, que queda en la provincia de Pinchincha, donde se desarrolla un trabajo conocido como "mina de La Plata". A la mina de La Plata se ingresa por Alluriquí hasta la zona de Palo Quemado donde está el frente de explotación. Esta mina se comenzó a trabajar en 1974, y tuvo su apogeo en 1978. Sin embargo, debido a algunos problemas laborales la planta desapareció.
La mina de La Plata fue trabajada por una empresa finlandesa perteneciente al grupo Outokumpu OY de Finlandia. Esta empresa instaló en Pichincha una planta completa para procesar 200 toneladas métricas por día de mineral que tenía dos componentes importantes para la industria: calcopirita y esfalerita.
Para el tratamiento de este mineral la empresa construyó la infraestructura necesaria para un proceso de flotación selectiva, con el que se obtenía un concentrado de los minerales de cobre y un concentrado de los minerales de zinc. La planta operaba las 24 horas del día sin ningún problema, pero los operarios se tomaron las instalaciones, las desarmaron y vendieron todo lo que pudieron. Sin embargo, si bien desapareció la planta, aún queda la mina. Por eso, en la actualidad se quiere instalar en esta mina una nueva planta que también procese 200 toneladas métricas por día.
En esta región se tiene la formación de vetas muy potentes, comprendidas entre 1 y 1,5 m de espesor, o metros equivalentes de potencia. Están a una altura de 1800 msnm, y en una zona montañosa que tiene bastantes lluvias. El mineral es una veta con una matriz de cuarzo que tiene principalmente esfalerita y calcopirita, además de alrededor de 3 g/TM de oro y 16 g/TM de plata. Cabe indicar que la mina es interesante por la calcopirita y la esfalerita, aunque resulta más atractiva considerando que en el concentrado de calcopirita se van a tener también metales preciosos.
Técnicamente lo que se debe hacer con el material, que todavía existe en la actualidad (1 millón de toneladas métricas, que corresponde a una cantidad pequeña para la explotación de cobre, sobre todo si se consideran las capacidades de procesamiento de Chile y Perú) es lo siguiente: se extrae de galerías una cantidad de material suficiente para el tratamiento de 200 toneladas métricas por día. Entonces el mineral es transportado a la planta.
En la planta, el mineral es llevado a la cancha de almacenamiento, donde la actividad principal es preparar a la roca para que ingrese a la trituración. Esto es indispensable, ya que de las galerías vienen rocas muy grandes, de diámetro promedio de 50 cm, pero para que se sometan a la trituración se las debe llevar a un diámetro de 25 cm. Es entonces cuando las rocas son dosificadas a la trituradora de mandíbulas, y luego pasan a una trituradora de cono. Inmediatamente el material va a un silo de almacenamiento de 3000 toneladas.
En la planta de los finlandeses, antes de la trituración secundaria, que se desarrolla en la trituradora de cono, el material atravesaba un tromel. Entonces la fracción que pasaba era llevada directamente al molino de bolas, mientras que la fracción que no pasaba era llevada directamente a la trituradora de cono, en la que se obtenía un producto que posteriormente era sometido a una molienda en un molino de bolas grande.
SiloSiloEl molino de bolas está soportado sobre unas bases de hormigón cíclope, y al final tiene un tromel de malla que expulsa a los materiales extraños a la pulpa. Entonces la pulpa va a un clasificador de tornillos sin fin, que recicla el material que no se ha molido correctamente al molino. Mientras tanto en el tornillo rebosa la pulpa, la cual se lleva al tanque para lodos donde opera una bomba para lodos. Esta bomba impulsa a la pulpa hacia un hidrociclón, donde se obtiene un overflow y un underflow, también conocido como carga circulante, que opera al 300%. Por lo tanto, el molino debe tener una capacidad de por lo menos 800 toneladas métricas por día. Para el suministro de energía en la planta finlandesa, el molino tenía un generador diesel. Adicionalmente se debe indicar que, como para la flotación del mineral se requiere un pH básico, a la entrada del molino se dosifica cal.
Silo
Silo
El overflow, molido a 74 μm, pasa a las etapas de concentración por flotación. Como se pretende obtener dos concentrados, se debe disponer de dos bancos de celdas de flotación, además de tanques de acondicionamiento con impulsores de hélice y tubos concéntricos al eje para mejorar a agitación. Luego de 15 a 20 minutos de acondicionamiento, durante los cuales se debe añadir al tanque KAX (amilxantato de potasio) o Aerofloat 208, como colector de cobre, y aceite de pino más MIC (metil isobutil carbinol), como espumante; el material ingresa a un banco de celdas de flotación conformado por celdas de desbaste, celdas de afino y celdas de colección.
La pulpa acondicionada ingresa a las celdas de desbaste, en las que se obtiene un concentrado, que se alimenta a las celdas de afino, y un relave, que se alimenta a las celdas de colección. En las celdas de afino se produce un concentrado final conformado por el cobre más los minerales preciosos. A este concentrado se lo seca y se lo almacena para la exportación. En las celdas de afino se produce también un relave, que regresa a la etapa de desbaste. El relave de las celdas de desbasta pasa a las celdas de colección, donde se llega a un primer relave final y a concentrados, por cada celda de colección, que se recogen en una sola canaleta y que se alimentan a las celdas de desbaste.
Al este primer relave final se lo lleva a una segunda etapa de acondicionamiento, en la que se debe añadir cal para llegar a un pH básico de 10. Como reactivos de flotación se emplea: Aerofloat, como colector del zinc, y ácido cresílico, como espumante. Luego de 30 minutos de acondicionamiento, se obtiene una pulpa que se lleva a un banco de celdas de flotación, en el que nuevamente se obtiene un concentrado final, de zinc esta vez, y un relave final, que corresponde a una arena con pirita. Los relaves obtenidos en cada flotación deben ser tratados a fin de destruir (oxidar) los remanentes de los reactivos de flotación.
La minera finlandesa obtuvo durante su operación 30000 toneladas métricas de concentrados de cobre más metales preciosos y encentando de zinc.
Yacimientos Secundarios
Los yacimientos secundarios o aluviales están constituidos por materiales desintegrados por la naturaleza, por la lluvia principalmente. Los minerales secundarios provienen de un mineral primario, que por supuesto es una roca, o de un mineral secundario que está en un nivel más alto y que fue transportado por los elementos de la naturaleza hasta un sitio más estable. En Ecuador los principales yacimientos aluviales o secundarios se encuentran en las regiones costa y oriente.
Aluviales que se originaron en yacimientos primarios se encuentra en Odim, por ejemplo; mientras que un yacimiento secundario que se originó en un yacimiento secundario es, entre otros, Nabón.
Los agentes naturales contribuyeron para que las rocas se vayan meteorizando con el paso del tiempoLos agentes naturales contribuyeron para que las rocas se vayan meteorizando con el paso del tiempoYacimiento mineralAluvialAluvialAluvial de aluvialYacimiento mineralAluvialAluvialAluvial de aluvial
Los agentes naturales contribuyeron para que las rocas se vayan meteorizando con el paso del tiempo
Los agentes naturales contribuyeron para que las rocas se vayan meteorizando con el paso del tiempo
Yacimiento mineral
Aluvial
Aluvial
Aluvial de aluvial
Yacimiento mineral
Aluvial
Aluvial
Aluvial de aluvial
Los agentes naturales como la lluvia, el sol, las bacterias y los glaciares contribuyeron para que en mucho tiempo las rocas de un yacimiento se vayan alterando y haciéndose tierra.
En momentos dados hay un exceso de lluvia, de modo que corrientes de agua arrastran al material hacia otros sitios más estables, donde se vuelve a almacenar conformando un yacimiento aluvial. Un sitio más estable es, por ejemplo, el río Nambija, que llega hasta Namírez y desemboca en el río Zamora. El río Nambija forma una cuenca de materiales aluviales que hasta la fecha están siendo explotados para la extracción de oro.
Para la formación de un yacimiento secundario a partir de un yacimiento secundario el aluvial puede ser transportado por los fenómenos de la naturaleza a otro sitio que está más abajo, es decir, a menos metros sobre el nivel del mar. Por eso, cuando un aluvial se ha formado a partir de otro aluvial, el yacimiento primario desaparece. Cando el material alterado por los agentes naturales continúa en su sitio (es decir, no ha sido trasportado) se lo llama colubial. Esto sucede cuando el grado de meteorización del mineral no es el suficiente como para que puede ser transportado por el agua.
Procesamiento de los minerales auríferos Secundarios
Hay dos formas principales para procesar un mineral aurífero secundario. En una de ellas, la planta le sigue al banco aluvial anterior, mientras que en la otra el aluvial o la materia aluvial se transporta a la planta. Para la primera forma de procesamiento del mineral se debe construir una laguna artificial. Entonces el material aluvial, conformado por: rocas redondas (lo cual es lógico ya que fueron arrastradas por el agua desde lejos), llamadas cantos rodados y de distinto tamaño, de hasta 5 cm de diámetro; ripio, que va de los 0,5 a los 5 cm de diámetro; arena blanca, silícica normalmente; arena negra, donde se tiene magnetita, hematita, rutilo u óxido de titanio, tantalio, vanadio y columbio; y por supuesto partículas sueltas de oro y platino.
El tamaño de las partículas de oro oscila en el orden de los μm hasta los cm, mientras que al platino le corresponden tamaños del orden de los μm.
El objetivo del trabajo con yacimientos aluviales es recuperar partículas valorizadas, de oro y platino especialmente. Para esto, en una laguna que se forma con agua, opera un barco donde está instalada la planta para el procesamiento del aluvial. En ésta se lleva a cabo una concentración gravitacional, de modo que en el barco se tienen baterías de JIGS y un hidrociclón.
Material aluvial conformado por rocas de distinto tamaño y oro y platino nativosMaterial aluvial conformado por rocas de distinto tamaño y oro y platino nativos
Material aluvial conformado por rocas de distinto tamaño y oro y platino nativos
Material aluvial conformado por rocas de distinto tamaño y oro y platino nativos
El producto que se obtiene de las operaciones es un concentrado de arena negra con los metales preciosos. Para esto la planta cuenta en primer lugar con un tromel, que en este caso es un clasificador circular con orificios por los que se alimenta el material aluvial. Para la alimentación del material aluvial debe estar operando una pala mecánica, que toma el material de la laguna y lo lleva inicialmente hasta una reja de 5 cm de espacio o de abertura, de modo que las rocas de tamaño mayor a 5 cm no pasan, mientras que las rocas menores a 5 cm sí lo hacen. Las rocas que no pasan bajan rodando por la reja e ingresan a la laguna. Como el barco está sobrenadando la laguna, le sigue al yacimiento mientras éste se va consumiendo. A la reja también se la transporta, a fin de que las rocas que caen en la laguna vayan ocupando el sitio que les corresponde con el material que va avanzando en el espacio.
El material que pasa la reja regresa al tromel, que está girando y dando como producto rocas y ripios de diámetro inferior al de la abertura de los orificios del tromel (1 cm). Todo lo que no pasa, es decir toda partícula cuyo tamaño es mayor a 1 cm, se acumula en el fondo de la laguna. Dentro de los materiales que pasan el tromel están la arena, que ingresa como producto a una bomba que la impulsa hacia un enorme hidrociclón o hacia una batería de hidrociclones en la que se genera un underflow y un overflow. En el overflow están los materiales de partícula fina y las arcillas (es decir, en general los materiales livianos o materiales finos del banco aluvial); mientras que al underflow se dirigen los materiales pesados, especialmente la arena negra, partículas de oro y platino, y partículas de arena silícica.
El underflow ingresa a una batería de JIGS en la que se obtiene un concentrado primario, que en este caso viene a ser el concentrado C1, conformado por partículas grandes de oro, cuyo tamaño está en el orden de los mm (8 mm como máximo).
UFConcentrado primario
C1C2C3UFConcentrado primario
C1C2C3
UF
Concentrado primario
C1
C2
C3
UF
Concentrado primario
C1
C2
C3
La corriente que queda en la batería de JIGS en la que se obtuvo en concentrado C1 pasa a otra batería de JIGS, más pequeña, donde se obtiene un concentrado C2 conformado por partículas más pequeñas. Una fracción del relave de esta batería de JIGS pasa a una batería de JIGS más pequeña, donde se produce un concentrado C3 formado por partículas de tamaño menor a 1 mm y un relave que ingresa a la laguna. A los concentrados se los lleva, en barco, a una planta de procesamiento.
PreconcentradoConcentradoPreconcentradoConcentradoEn la planta de procesamiento del concentrado total, el concentrado se lleva a una centrífuga, como Knelson o Falcon. En estos concentradores se obtiene un rechazo y un preconcentrado que algunas empresas amalgaman, aunque actualmente está prohibida la amalgamación debido a la contaminación que genera el mercurio. Lo que se hace con el reconcentrado es más bien llevarlo a una mesa gravitacional general. Al rechazo en cambio se lo almacena a fin de, en un momento dado en el que la cantidad obtenida es suficiente, remolerlo y preconcentrarlo.
Preconcentrado
Concentrado
Preconcentrado
Concentrado
A la salida de la mesa gravitacional general se tiene el concentrado, completamente amarillo debido a la presencia de oro. A un lado de la mesa se obtienen mixtos y arenas, que se procesan junto con el rechazo del concentrador centrífugo.
Al concentrado se lo funde en un crisol conjuntamente con una carga fundente. Con esta operación se obtiene dos fases: una escoria y un doré, éste último es un oro de 85% de pureza para materiales aluviales, y por lo tanto se lo puede comercializar como tal.
Algunas veces al concentrado total de los JIGS se lo somete a un tamizado con el objetivo de obtener las partículas gruesas de oro o pepitas de oro, que pesan entre 1 y 5 g, y se comercializan así tal cual. Considerando que las pepitas de oro cuestan tres veces el precio del oro fundido, la operación de tamizado es un tanto interesante.
Cuando no es posible trabajar con lagunas se debe construir una planta fija y transportar el material hacia esta planta. En ese caso, las instalaciones deben contar con una especie de rampa donde la volqueta descargue el material tomado del aluvial. Entonces este material pasa a una especie de colector cónico, donde cae todo el mineral para seguidamente pasar a una reja robusta en la que van quedando las rocas grandes que se sacan del circuito debido a la presencia de un plano inclinado. Estas rocas grandes son acumuladas y posteriormente empleadas en la industria de la construcción.
Un operador con una manguera a presión está constantemente lavando las rocas. Luego de que se ha retirado la roca gruesa, se tiene una mezcla fluida que ingresa al tromel, que para este caso también tiene agujeros de 1 cm y que gira de 5 a 20 rpm. En contracorriente está operando otro cañón de agua, que tiene por finalidad lavar completamente las rocas, de modo que éstas salen lustrosas del tromel. Las rocas redondas que no pasan el tromel son almacenadas para su uso, en la industria de la construcción por ejemplo. Por lo agujeros del tromel brota material fino que consiste en rocas finas redondeadas y metales preciosos. Este material es conducido hacia una bomba, y desde la bomba es impulsado hacia un hidrociclón en el que se producen dos fracciones: un overflow, formado por material fino que es almacenado en grandes fosas; y un underflow, que pasa a una batería de JIGS en la que se obtiene un concentrado total, que inmediatamente pasa a un concentrador centrífugo, y un relave, que es descartado. Después de la concentración centrífuga, el concentrado pasa a la concentración en mesa y luego a la fusión, en la que se obtiene un doré y una escoria.
Mineral de Pachijal
Río EsmeraldasRío GuayllabambaPachijalCholipeRío BlancoLos BancosRío PachijalZona montañosa
2500 msnmPactoAgrocorazónRío EsmeraldasRío GuayllabambaPachijalCholipeRío BlancoLos BancosRío PachijalZona montañosa
2500 msnmPactoAgrocorazón
Río Esmeraldas
Río Guayllabamba
Pachijal
Cholipe
Río Blanco
Los Bancos
Río Pachijal
Zona montañosa
2500 msnm
Pacto
Agrocorazón
Río Esmeraldas
Río Guayllabamba
Pachijal
Cholipe
Río Blanco
Los Bancos
Río Pachijal
Zona montañosa
2500 msnm
Pacto
Agrocorazón
En esta zona hay un proyecto geológico llamado Rumiñahui. En el yacimiento de Pachijal se tiene una mineralización caracterizada por vetas de cuarzo formadas básicamente por dos componentes: el componente metálico, donde predominan la calcopirita, la pirita, la galena, el oro y la plata; y la ganga. Análisis realizados a la parte metálico han evidenciada la presencia de cromo, cobalto, níquel y platino.
En cuanto a la ganga, en ésta se han encontrado cuarzo y otros minerales, como alúmina y caliza, que le dan un carácter ultrabásico. Esto es interesante ya que el carácter ultrabásico proporciona altas probabilidades de encontrar metales de la familia del platino en la mena. Todo esto hace que el mineral deba ser procesado por flotación, con la que se obtendrá un concentrado de cobre más metales preciosos, y un relave que corresponde a una arena blanca conformada principalmente por cuarzo y caliza.
Procesamiento del mineral
Se parte del mineral que se alimenta a razón de 500 toneladas métricas por día y que pasa inicialmente por las operaciones de reducción de tamaño y clasificación. La clasificación se realiza con una malla 200, de modo que la fracción +200# retorna a la molienda, mientras que la fracción -200# continúa con el acondicionamiento y luego con la flotación. En la flotación se obtiene un concentrado de cobre más metales preciosos y un relave.
El concentrado se somete posteriormente a una filtración, en la que se produce una solución con los remanentes de los reactivos de flotación y un sólido lavado que, luego de ser secado, se transporta pasa ser ensacado y luego exportado.
La solución obtenida en la filtración debe unirse a la solución de lavado del relave, y luego de que se juntan pasan a una oxidación de los remanentes de los reactivos de flotación con agua oxigenada. Finalmente se capta al líquido en grandes fosas, mientras que el sólido es almacenado hasta obtenerse una cantidad suficiente y encontrarle una aplicación que podría estar en la industria del vidrio, de la cerámica o de la construcción.
Detalle del Procesamiento del mineral
La roca viene de la explotación underground (bajo tierra, de galerías). En la cancha se la prepara y se la homogeneíza a un tamaño comprendido entre 25 y 30 cm. Así se obtienen para el procesamiento fracciones de 500 toneladas métricas por día de 8 horas.
El Apron Feeder dosifica el material hasta una trituradora de mandíbulas.El Apron Feeder dosifica el material hasta una trituradora de mandíbulas.A este material se lo debe dosificar a una trituradora de mandíbulas (Jaw Crusher) a través de una tolva y un transportador de oruga, que debe ser de acero para que la cinta no se destruya debido a la abrasión de las rocas. Este aparato recibe el nombre de Apron Feeder. Se dosifican 500 toneladas métricas por día, para días de 8 horas, de modo que el Apron Feeder realmente debe ser capaz de entregar 1500 toneladas métricas por cada día de 24 horas. La tritura de mandíbulas baja el tamaño de las rocas hasta un diámetro entre 5 y 6 cm. Inmediatamente el material ingresa a una trituradora de cono (Cone Crusher), donde el producto alcanza un tamaño entre 2 y 3 cm.
El Apron Feeder dosifica el material hasta una trituradora de mandíbulas.
El Apron Feeder dosifica el material hasta una trituradora de mandíbulas.
Todo este material se almacena en un silo, que puede tener 5000 toneladas de capacidad. También se lo puede almacenar en una pila cubierta, y de hecho esto es lo más frecuente, ya que en las grandes explotaciones se prefieren los montones de material antes que el empleo de un silo. Para el almacenamiento en pila se acostumbra a hacer montones de material con un equipo que consiste en una banda corrediza. A la banda corrediza se carga el ripio, que sale de la trituradora de cono con un tamaño de partícula entre 2 y 3 cm, y ésta lo va transportando y formando la pila hasta que se llega a un nivel establecido y se completa una capacidad determinada. Para sacar el material y alimentarlo al molino de bolas se dispone de otra faja transportadora, al final de la cual hay una pequeña tolva. Entonces, con ayuda de un embudo llega el producto para someterse a la molienda. Por otro lado, cuando se va a flotar cobre, se debe trabajar a pH básico, de modo que mientras el material recorre la faja transportadora, se añade cal (2 – 3 kg/TM).
Cal
(2 – 3 kg/TM)Cal
(2 – 3 kg/TM)
Cal
(2 – 3 kg/TM)
Cal
(2 – 3 kg/TM)
El material llega a un molino de bolas, que está sostenido sobre muñones que están fijos en soportes de concreto hechos de hormigón cíclope. El molino de bolas tiene un recubrimiento interno conocido como linin, fabricado de acero o de una fundición de hierro, aunque actualmente el recubrimiento interno de un molino se hace más bien de materiales plásticos sintéticos. En la zona de alimentación las bolas son más grandes, y por gravedad el movimiento del molino hace que las bolas finas se vayan ubicando a la salida, donde hay un tromel de malla, que es un clasificador circular que saca de la pulpa a los materiales extraños.
Como productos de la molienda se tiene una pulpa heterogénea que se descarga en la base de un clasificador de tornillo sin fin. La finalidad del tornillo sin fin es retornar el material que no ha sido molido de acuerdo a los requerimientos de la planta, es decir, los productos de un tamaño de 5 cm como máximo y las arenas. Este clasificador opera en el mismo piso del molino de bola, y en forma natural la pulpa fina rebosa y cae en un tanque para lodos, junto al cual se halla una bomba para lodos que en el medio se conoce como Vertical Sund Pump. Esta bomba saca la pulpa del tanque y la lleva a un hidrociclón, en el que se produce un overflow, que cuando la planta está en régimen debe ser igual a 500 toneladas métricas por día, y un underflow. Cabe indicar que el tanque para el almacenamiento de la pulpa debe tener una base angosta, a fin de que la pulpa no se amontone.
El underflow, conocido también como carga circulante, normalmente se opera a 300% de la alimentación. Por lo tanto, el molino debe tener una capacidad de 20000 toneladas métricas por día, para lo cual requiere de una potencia de 2000 HP y de una velocidad de giro de 15 rpm.
El overflow debe tener un pH de alrededor de 11 y un porcentaje de sólidos de 33,33% para que se someta al acondicionamiento para la flotación. Cumplidas estas condiciones, ingresa a tanque acondicionador o a una batería de tanques acondicionadores (debido a la gran cantidad de pulpa que se debe procesar). Los tanques acondicionadores tienen un impulsor de hélice y un tubo concéntrico al eje con ventanitas, por las cuales se recicla la pulpa y se da una agitación más eficiente, lo cual es indispensable ya que por medio de la agitación la pulpa se mezcla con los reactivos de flotación. Estos reactivos son: KEX (etil xantato de potasio), que es un colector específico de la calcopirita y se dosifica a una razón de 30 g/TM; Aerofloat 208, colector de oro y plata y se dosifica a razón de 25 g/TM; y MIC (metil isobutil carbinol), que actúa como espumante y se añade en una cantidad de 30 g/TM. En muchos casos, como éste, es necesario emplean un activante para que actúe en la superficie de la calcopirita y ayude a que flote. Por eso uno de los reactivos de flotación es también la esfalerita (sulfato de zinc, ZnSO4), que se dosifica a razón de 50 g/TM. Luego de 30 minutos de acondicionamiento, la pulpa acondicionada ingresa al banco de celdas de flotación.
Falla
geológica
MulauteMina de JunínAgrocorazónPactoLas NavesPachijalLa PlataPauteFalla
geológica
MulauteMina de JunínAgrocorazónPactoLas NavesPachijalLa PlataPauteMineral de Pacto
Falla
geológica
Mulaute
Mina de Junín
Agrocorazón
Pacto
Las Naves
Pachijal
La Plata
Paute
Falla
geológica
Mulaute
Mina de Junín
Agrocorazón
Pacto
Las Naves
Pachijal
La Plata
Paute
El mineral de Pacto está comprendido dentro de una falla geológica conocida como Mulaute, que viene desde el norte.
En lo que se refiere a la zona minera de Pacto, los geólogos han llegado a determinar que hay alrededor de 40000 hectáreas mineras en esta zona.
La mineralización corresponde a vetas de cuarzo que siguen la orografía del terreno. Es por ello que en Pacto se observa una especie de manto que está cubriendo 10000 hectáreas.
En otros accidentes geográficos, como quebradas y ríos, las vetas han desparecido debido a que éstas han sido arrastradas hasta sitios fijos en los que se han asentado. Respecto a esto, en Pacto hay un trabajo industrial – aluvial, ya que todo el material se formó por el arrastre con agua de una veta primaria.
El material es una veta de cuarzo en la que se dan incrustaciones de galena, pirita, calcopirita, argentita y oro nativo de partícula fina. Toda la mineralización metálica corresponde a un 5% en peso, mientras que la mineralización no metálica, cuarzo fundamentalmente, responde al 95% restante. Por lo tanto, hay una razón de concentración de 20 (por cada 100 ton de material, 5 ton es materia metálica). Al principio el oro está en una concentración de al menos 20 g/TM, mientras que para la plata se tiene 100 g/TM, de modo que en el concentrado de flotación se tendrá una cantidad considerable de metales preciosos. Es decir, si la razón de concentración es 20, en el concentrado habrá 400 g/TM de oro y 2000 g/TM de plata. Esto hace del mineral un material muy interesante.
La distancia entre el Distrito Metropolitano de Quito y Pacto es 60 km vía recta. Es así que hay vías de comunicación para el establecimiento de una industria minera. Considerando que se pueden procesar 100 toneladas métricas diarias de mineral, se dispondría de 2 kg de oro y 10 kg de plata por día.
Al mineral necesariamente se lo trata con operaciones de reducción de tamaño y clasificación, ésta última solamente en tornillos sin fin y no en hidrociclones ya que el mineral tiene galena que, por su peso, va a estar recirculando constantemente y moliéndose hasta llegar a un tamaño inmanejable, que no permite su tratamiento. Luego de la clasificación, las partículas de malla +150 regresan a las operaciones de reducción de tamaño, mientras que las partículas de malla -150 pasan a un acondicionamiento y luego a una flotación colectiva en la que se obtienen un concentrado bulk (a razón de 5 toneladas métricas al día) y una arena silícica como relave (a razón de 95 toneladas métricas por día).
En Pacto se puede comenzar aplicando operaciones de pirometalurgia al concentrado colectivo, para lo cual éste debe ser previamente sometido a un secado a 110 , temperatura a la que el agua se elimina en forma de vapor, y a una tostación a 800 , con la que se obtiene una calcina. Entonces la calcina se mezcla con una carga fundente y pasa a fusión con óxido de plomo II (PbO). Con este último proceso se obtienen dos fases: un plomo de obra y una fase escoria. El plomo de obra se dirige a un primer tratamiento en el que, con zinc metálico, se recupera la plata y se obtiene un residuo que posteriormente se somete a una copelación industrial.
El producto de la copelación industrial es un doré (aleación de oro más plata), que pasa a una refinación en la que se obtiene oro metálico y nitrato de plata. El nitrato de plata se trata con hierro metálico que hace que la plata precipite, produciendo cemento de plata, que posteriormente se ataca con una solución de ácidos sulfúrico de 20 g/L de concentración, que hace que se disuelva el exceso de hierro y se obtenga un polvo de plata que se funde. Así, como resultado de todas estas operaciones se llega a plata de 95% de pureza.
Para desarrollar lo mencionado anteriormente, el concentrado se coloca en un horno de tostación, que se puede construir con ladrillo refractario y que tiene un eje unido a un motor que hace que dicho eje se mueva a bajas velocidades (5 rpm). A lo largo de este eje se identifican dos pisos arriba y dos pisos abajo. Estos pisos son circulares, están fijos y se mantienen sostenidos en el eje que gira. En la parte superior del horno se encuentra un aspa que mueve al concentrado para que tenga una tostación uniforme. Entonces, a través de ranuras, el sulfuro que se está transformando en calcina cae al siguiente piso en el que también hay aspas que agitan al sulfuro que se está oxidando. Éste nuevamente pasa a través de ranuras hacia los pisos siguientes, en cada uno de los cuales se tiene de igual modo aspas que ayudan al material que se oxida a pasar a los pisos que continúan. De este modo al final, en la base del horno, el concentrado cae y llega a una tolva por la cual se recoge a la calcina.
Para que la tostación ocurra debe haber el ingreso de calor por parte de un combustible, que puede ser gas o gas licuado de petróleo (GLP), y el ingreso de aire con el que entra el oxígeno indispensable para la combustión del azufre. En el horno de tostación también hay una salida para el dióxido de azufre (SO2), que como no se puede arrojar al ambiente pasa a una torre empaquetada con piedra caliza. El dióxido de azufre es difundido a través de toda la torre debido a la acción de un difusor que se ubica en la base la misma. Entonces este gas reacciona con la caliza, para dar como producto sulfato de calcio (CaSO4), que mineralógicamente corresponde a yeso, de modo que el azufre queda fijado y no sale al ambiente. Mientras tanto, la calcina se mezcla con una carga fundente conformada por bórax, carbonato de calcio, carbonato de sodio, litargirio (óxido plumboso), carbón y eventualmente nitrato de potasio, además de arena silícica. Con todo esto la calcina pasa a la fusión. La fusión se efectúa en un horno de crisol que debe tener la capacidad de desarrollar temperaturas de hasta 1200 .
Todas estas operaciones son batch, y el horno de tostación es un horno de tostación instantánea (Flash Roasting). Además, todos los hornos se construyen con ladrillo y cemento refractario. En el caso de la fusión se debe montar un horno que permita trabajar con batch de 500 kg de concentrado más carga fundente. Para esto, se diseña un horno refractario basculante que se pueda mover, ya que cargar un horno muy pesado es un problema. Además, no se debe olvidar que este equipo debe tener un orificio para que salgan los gases que se generan durante la reacción. Cabe indicar que actualmente el equipo en el que desarrolla la tostación se denomina Dwight Lloyd.
Para la construcción de este tipo de hornos se debe comprar un crisol para horno basculante que además tenga una salida propia. Para aumentar la temperatura se debe suministrar aire y combustible, GLP normalmente, aunque también se suele emplear diesel. La mezcla del comburente y del combustible produce una llama muy fuerte, que funde el contenido del crisol. Con un pivote, una pata y un gancho, y con ayuda de una polea conectada al gancho, se logra mover (más bien rotar) al horno para que dé una vuelta y descargue al material fundido. Evidentemente un operador debe accionar el horno, esperar hasta que el proceso de complete y jalar de la polea para girar el horno cuando finaliza la fusión.
Todo el material fundido se vierte en una lingotera cónica de fundición de hierro. Entonces, en el fondo queda la fase metálica, conformada por el plomo más los metales preciosos, mientras que arriba está la fase escoria, conformado por los silicatos, carbonatos y boratos de los metales base (hierro, zinc y cobre). Por lo tanto, la escoria impide que los metales base contaminen a la fase metálica. Cabe indicar que en cada operación se puede obtener entre 50 y 100 kg de plomo de obra (plomo con oro y con plata).
Para separar al plomo, y que queden solamente los metales preciosos, se debe construir un horno tipo reverbero fabricado también con material refractario, pero con una base rellena completamente con la misma arena silícica con la que se fabrican las copelas, que está constituida por magnesio, óxido de magnesio, diatomita y ceniza de huesos. Cuando no es posible tener este composite, se puede utilizar cemento enriquecido con diatomitas. Por otro lado, en el centro del horno hay una concavidad en la que se coloca el plomo metálico. Entonces ingresa el calor que se forma gracias a la entrada de una corriente de aire, con la que se suministra oxígeno, y de un hidrocarburo o combustible, como GLP.
El Pbliq se forma a temperaturas mayores a 960 El Pbliq se forma a temperaturas mayores a 960 Con todas las condiciones indicadas, la temperatura puede subir hasta 1200 . A 960 , el plomo se volatiliza como plomo metálico, que al salir se encuentra con una corriente de aire que, al entrar, lo enfría y lo oxida regenerando el óxido plumboso que por supuesto se recicla a fusión. Es así como se desarrolla la reacción de copelación.
El Pbliq se forma a temperaturas mayores a 960
El Pbliq se forma a temperaturas mayores a 960
PbO PbliqPb+O2 PbO
El plomo líquido es absorbido por la base, de modo que al final solamente queda una barra de doré (aleación de oro más plata). Posteriormente el doré se trata mediante una refinación con ácido nítrico.
Aplicando este método se pueden tener recuperaciones superiores a 95% de oro y plata. Además de las altas recuperaciones, el método permite tratar materiales especiales que no se pueden cianurar.
PbOPbOPb0
960 1200 Aleación de oro más plataGLPAire (O2)PbOPbOPb0
960 1200 Aleación de oro más plataGLPAire (O2)
PbO
PbO
Pb0
960
1200
Aleación de oro más plata
GLP
Aire (O2)
PbO
PbO
Pb0
960
1200
Aleación de oro más plata
GLP
Aire (O2)
Recalcando lo dicho: para el procesamiento industrial de 2 toneladas métricas del concentrado de flotación de Pacto se lo envía primeramente a un secado a 110 . Luego viene una tostación aglomerante en la que dióxido de azufre se libera y pasa a una torre de caliza, en la que se forma sulfato de calcio (yeso), de modo que el azufre se fija como sulfato. Mientras tanto, en el horno de tostación se obtiene una calcina aglomerada, la cual se coloca en un recipiente denominado skip, en el cual se añade la carga fundente compuesta por: sílice (SiO2), carbonato de calcio, carbonato de sodio y coque (reductor y suministro de calor).
Todas las sustancias mezcladas, que juntas forman un aglomerado, se cargan en el recipiente conocido como skip. Este aglomerado debe tener una buena permeabilidad a los gases que se encuentran a las altas temperaturas que se alcanzan el horno. Los gases a altas temperaturas, el monóxido de carbono fundamentalmente, son gases reductores. El carbón del coque también es un buen reductor, especialmente para el litargirio (óxido plumboso) que debe pasar a plomo metálico.
Pasa la fusión se emplea un horno de cuba, muy parecido a los hornos de siderurgia, sólo que éste tiene dos salidas para los gases. En la base se tiene un sistema de enfriamiento mediante chaquetas, conocidas como Water Jackets, donde se baja la temperatura tal elevada que se alcanza en el horno, y así por ejemplo llega de 1500 a alrededor de 1000 gracias a la circulación de agua de enfriamiento por las camisas. La altura del horno puede ser de 10 m, a diferencia de los hornos de siderurgia que miden alrededor de 130 m.
En la parte superior del horno de cuba se tiene una campana regulable, que se puede subir y bajar. Por este sitio ingresa la alimentación, para lo cual se dispone de un sistema de transporte del skip con la carga, que puede ser de 500 kg. Entonces el skip sube hasta la campana con ayuda de una polea, llega a la parte superior y se vacía dentro del horno la carga del fundente con el aglomerado.
Las altas temperaturas se consiguen con gas, y hacen que la carga se funda a medida que ingresa en el sistema, formándose una lluvia del producto fundido, que consiste de una fase escoria y una fase metálica. Como hay la salida de los gases, se entiende que la alimentación que entra por la campana debe ser muy permeable, caso contrario el horno se transformaría en una bomba de tiempo. Las gotas caen hasta un crisol, donde se definen las dos fases: la fase metálica, que en este caso viene a ser el plomo de obra, y la fase escoria. En contracorriente se tiene agua a presión que ingresa en la región donde se asienta la escoria, con la que se forma arena de escoria, que es más manejable. Con la arena de escoria se pueden elaborar bloques de cemento, muy solicitados por Holanda, donde se los coloca en la costa. Mientras tanto, alrededor de 200 kg del plomo de obra fundido es llevado a un recipiente muy grande, parecido a una olla.
Antes de comenzar a verter el plomo fundido, en el fondo del recipiente se debe tener alrededor de 40 kg de zinc metálico fundido, que funde a aproximadamente 300 . El plomo entra sólo cuando el zinc está fundido. Así, cuando el plomo cae, entra en contacto con el zinc, se mezcla y reacciona con éste, formando un compuesto de plomo y un compuesto de zinc con los metales preciosos, especialmente de oro y plata. Inicialmente el plomo se debe saturar en este baño, y es ahí cuando se forma el compuesto de metales preciosos y zinc. Como la densidad de éste último es menor, el compuesto asciende y va formando una costra de oro más plata más zinc. Cabe indicar que durante la operación de formación de la costra hay que trabajar a temperaturas muy altas, entre 420 y 480 , ya que si la temperatura es menor a 420 se corre el riesgo de que el baño solidifique. Es por eso que constantemente se debe suministrar calor, para mantener el baño bien fundido.
Cuando la costra está bien definida, pesa alrededor de 20 kg y se la saca con una rastra manual. De este modo se está obteniendo alrededor del 80% de la plata y el oro.
El plomo pasa a la refinación electrolítica, para lo cual se debe disponer de una celda en la que están cátodos (–) y ánodos (+). Luego de la adición de ácido nítrico se forma un electrolito. Entonces el ácido nítrico empieza a atacar al plomo y a disolverlo. El plomo disuelto tiene signo positivo, de modo que se siente atraído por el cátodo. El cátodo es una lámina muy fina, y cuando se satura corresponde a plomo fino. El ánodo, por su parte, se irá desgastando hasta que sea necesario reemplazarlo.
Finalizada la refinación electrolítica queda un lodo anódico, que todavía tiene metales preciosos, sobretodo otro, plata y platino. Por eso el objetivo de la refinación electrolítica no sólo es recuperar el plomo, sino también recuperar parte de los metales preciosos.
La costra, en cambio, pasa a un tratamiento térmico en el que se la deja reposar a una temperatura de 600 . A esta temperatura el plomo se funde, y posteriormente se drena, de modo que se lo puede copelar a fin de eliminar todo el óxido plumboso. Así, queda la fase metálica conocida como doré.
Mineral de Agrocorazón
Está a 70 en línea recta desde Quito. Geológicamente está dentro de la formación Mulaute. Su mineralización corresponde a un cuerpo mineralizado, de modo que ya no se trata de un mineral en forma de vetas, así como el minarla de Nambija. Está constituido por una roca silícica donde se hallan dispersos los minerales de calcopirita, calcopirita oxidada (a la que de algún modo ha ingresado agua o aire), pirita, oro nativo y plata, especialmente como sulfuro de plata. La mineralización metálica avanza hasta un 10%, y por lo tanto el mineral corresponde al 90% del material. Esto indica que se lo debe tratar con una concentración por flotación, que permite deshacerse de la ganga y obtener un concentrado de cobre, que se puede tratar en el país o destinarse a exportación, y una arena.
En esta mina opera una planta con una capacidad de 160 toneladas métricas por día. Para el procesamiento del mineral, en la planta se inicia con una cianuración directa de todo el mineral molido, y entonces se aplica una cianuración CIP. Sin embargo, antes de la cianuración hubiera sido favorable llevar a cabo una flotación en la que se obtenga un concentrado de cobre. Además, al realizar el proceso que se está aplicando en Agrocorazón hay pérdidas por un exceso de consumo de cianuro, ya que en el material molino hay cobre, y el cobre es un cianicida. Eso explica las bajas recuperaciones, de alrededor de 60%, lo que implica que aproximadamente el 40% de los metales preciosos están en la arena. Recordar que para que una cianuración sea buena, las recuperaciones deben ser mayores a 90%. Actualmente la planta tiene 100 mil toneladas métricas de arena, con tenores de oro de 4 g/TM y 5 g/TM de plata. Esta cantidad es suficiente para procesarla por flotación, con la que se obtendrá un concentrado de cobre y una arena, que en este caso tendrá como máximo 0,5 g/TM de oro.
Luego del CIP, el carbón cargado pasa a una desorción a la presión atmosférica. Entonces se obtiene la Premium Solution, que posteriormente pasa a una celda electrolítica para que se desarrolle el proceso conocido como precipitación electrolítica o electrowinning. La celda electrolítica contiene ánodos, hechos de un material inerte como acero inoxidable, y cátodos, que consisten en lana de hierro sobre la que se depositan los metales preciosos debido a una diferencia de potencia de bajos voltajes y altos amperajes.
El cátodo (–) es realmente una barra de material plástico donde está empaquetada lana de hierro o lustre, mientras que el ánodo (+) es una barra de acero inoxidable. A la celda electrolítica ingresa la solución de desorción con la Premium Solution, en la que están el oro y la plata. Cuando se aplica la diferencia de potencial, los metales preciosos se van depositando sobre el hierro, que va adquiriendo una coloración negra, y se los saca como arena.
Cátodo (–)Lana de hierroCátodo (–)Lana de hierro
Cátodo (–)
Lana de hierro
Cátodo (–)
Lana de hierro
Una vez saturados, a los cátodos se los lava en tinas, en las cuales se acumula el cemento en la base mientras que en la superficie está sobrenadando agua. A este cemento se lo trata con operaciones de pirometalurgia, que consisten en una tostación seguida de una lixiviación con ácido sulfúrico de 20 g/L de concentración. Finalmente viene una filtración, luego de la cual el líquido se descarga mientras que el sólido por supuesto pasa a una fusión en la que se obtiene el doré.