Recovery of gold-bearing minerals through flotatio=
n,
from the La Pangui sector, Chinapintza
mining district - Ecuador
Cuesta Andrade Gregory Guillermo.[1],<= /span> Cuenca Gualán David Isaac.[2], = Granja Carrera Jenny Priscila.[3] &= amp; Chicaiza Ortiz Ángel Fabian.[4] <= o:p>
Recibido:
10-02-2020 / Revisado: 15-03-2020 /Aceptado: 04-04-2020/ Publicado: 06-05-2=
020
Abstract. DOI: https://doi.org/10.33262/concienciadigita=
l.v3i2.1.1221
This research work is divided into three phases, t=
he
same ones that serve to determine different metallurgical balances. The fir=
st
phase includes grinding tests to obtain the desired grain sizes (84ľm, 74ľm=
and
67ľm), later flotation tests are carried out with these sizes, finding the =
best
grain size to be 84ľm due to the efficiency of this recovery, 76.54% . The
second phase consists of the variation of the pH of the medium in which the
flotation takes place (8, 9 and 10), finding the best result at pH 10 with a
yield of 88.19%.The third phase is performed with variations in the collect=
or
concentration (75g / ton, 50g / ton and 100g / ton) (Valladarez<=
/span>,
2018), resulting in=
the
best recovery to flotation with the collector concentration of 100g / ton d=
ue
to its performance, 76.54 %.
Keywords:=
Flotation, grinding, grain size, pH, metallurgical
balances, collector, yield.
Resumen.
Este
trabajo de investigación se divide en tres fases, las mismas que sirven para
determinar distintos balances metalúrgicos. La primera fase abarca ensayos =
de
molienda para obtener los tamańos de grano deseados (84ľm, 74ľm y 67ľm),
posteriormente se realizan ensayos de flotación con estos tamańos, encontra=
ndo
como mejor tamańo de grano al de 84ľm por el rendimiento de esta recuperaci=
ón,
76.54%. La segunda fase consta de la variación del pH del medio en el que se
desarrolla la flotación (8, 9 y 10), encontrando el mejor resultado en el p=
H 10
con un rendimiento de 88.19%. La tercera fase se realiza con variaciones en=
la
concentración del colector (75g/ton, 50g/ton y 100g/ton), dando como result=
ado
la mejor recuperación a la flotación con la concentración del colector de
100g/ton debido a su rendimiento, 76.54%.
Palabras claves: Flotación, molienda, tamańo de grano, pH, balances
metalúrgicos, colector, rendimiento.
Intro=
ducción.
Entre
los principales distritos mineros del Ecuador tenemos al Distrito Zamora, e=
n el
cual se encuentra el sector minero Chinapintza,
ubicado en la provincia de Zamora Chinchipe, aquí encontramos la planta de
procesamiento mineral evaluada, La Pangui.
Un
problema en la práctica de la minería en Ecuador son las altas leyes que han
permitido que se practique una minería artesanal basada en conocimientos
empíricos, irracionales y sin medida ni si quiera tomando en cuenta el impa=
cto
ambiental que se produce; otro problema es la falta de cultura minera que t=
iene
el Ecuador en cuanto a técnicas usadas que han sido muy perjudiciales para =
el
medio ambiente debido a las sustancias utilizadas para recuperar ciertos
minerales; otro factor negativo para la cultura minera del país es la falta=
de
control o regularización por parte del estado (o entes reguladores) a estas
prácticas, tanto para mineras artesanales como para pequeńas, medianas o
grandes mineras.
Por lo que el presente trabajo de investigación está dirigido a mejorar los procesos de la pequeńa minería en el Sur-Oriente de Ecuador, mediante la aplicación de ens= ayos de flotación, con el fin de determinar la efectividad del proceso con mater= ial muestreado de la planta La Pangui-Chinapintza.<= o:p>
El proceso
de flotación consta
de una cadena de eventos,
involucran a las partíc=
ulas
(tanto del mineral de mena, como de ganga),
reactivos, medio acuoso y equipo en el que se realiza el ensayo, si =
las
condiciones se disponen como ideales se obtendrá una flotación eficiente (León, 2017). Dentro
de la celda de agitación las partículas del material sólido chocan contra l=
as
burbujas formadas gracias a un reactivo denominado espumante, las partículas
llegan a la parte superior de la burbuja y se deslizan alrededor de ella, p=
ero
solamente las hidrofóbicas se quedarán ligadas a la burbuja, mientras que l=
as
partículas hidrofílicas caen al fondo del recipiente. En la ilustración 1 se
puede distinguir dos zonas en el sistema de flotación, la zona de material o
pulpa, que es donde las partículas hidrofóbicas chocan y son capturadas por=
las
burbujas; y la zona de espuma o concentrado, que es donde las burbujas con =
las
partículas adheridas pueden ser retiradas cuando el aire es inyectado a la
celda de flotación (León, 2017) Ilustración
1:
Sistema de Flotación Fu=
ente: =
Cuenca,
2016 Colectores Son
reactivos que sirven para cambiar las propiedades hidrofílicas de ciertas
partículas minerales por propiedades hidrofóbicas. Las moléculas colectoras=
son
hidrocarburos, estos recubren la partícula y debido a su no polaridad, no
forman enlaces de hidrógeno con el agua, y es entonces que la partícula min=
eral
se vuelve hidrofóbica y puede ser atraída por las burbujas hasta la superfi=
cie.
El proceso se divide en dos reacciones, primero se realiza un intercambio
iónico y posteriormente se crean reacciones electroquímicas que involucran =
la
transferencia de electrones de una sustancia a otra (Edumine,
2016).
En este trabajo se utiliza los siguientes colectores: ˇ =
Collector Flominec 404-P Oil.- Usado para minerales de oro y minerales PGM (
Reactivos
de flotación
<=
span
style=3D'font-size:12.0pt;line-height:115%;font-family:"Times New Roman",se=
rif'>Xantato isopropilico de SODIO (Z-11).- Este producto se obtie=
ne por
la reacción del Alcohol Isobutilico, con el Bis=
ulfuro
de Carbono e Hidróxido de Sodio. Este Xantato ha
llegado a ser el más ampliamente usado de todos los xa=
ntatos
debido a su bajo costo y elevado poder colector (ARMAR, 2015).
pH
Dentro
de la flotación el pH influye de manera muy importante para la absorción de=
un
colector por el mecanismo de transferencia de electrones o reacciones
electroquímicas (Appeals, 1917),
si existe un aumento de pH, entonces se eleva la concentración de iones de =
OH-, esto
retrasa o incluso
detiene la absorción
por parte del colector hacia la superficie de los minerales
debido al desequilibro químico. Los modificadores
de pH son usados tomando en cuenta consideraciones económicas y las secuelas
que pueden presentarse, los más utilizados, según (Barría & Valdebenito=
, 2008) en su catálogo Implementación S=
istema
de Control Flotación Rougher, son la soda cáus=
tica
(NaOH) y la cal (CaO), el segundo regulador usa=
sus
iones de calcio junto a los iones de sulfato en el agua para precipitarse en
forma de sulfato de calcio, estos modificadores aumentan el pH del medio en=
el
que se realiza la flotación.
A=
ctivadores
Los
activadores cambian las propiedades de la superficie mineral, provocando que
las partículas de ciertos minerales floten conjuntamente con un colector, s=
in
este activador el colector no sería eficiente. Para la activación del zinc,=
el
activador más utilizado es el sulfato de cobre, mientras que para la activa=
ción
de óxidos de cobre se utiliza sulfhidrato de sodio en pequeńas cantidades (=
Guartan & Tamay, 2003=
).
En
cuanto al muestreo del material de trabajo, se
inicia con una recolección in situ, a todo el material se lo dispone=
en
una lona plástica para su secado, trituración y homogenización. Posteriorme=
nte
se procede a realizar la molienda, este proceso reduce el tamańo promedio de
las partículas de una muestra para permitir
una mejor liberación de minerales de interés en partículas individuales.
El
procedimiento inicia cuando se colocan: 1 kilogramo de mineral, 1 litro de =
agua
y la carga molturante (bolas de acero), se tapa=
y se
da un tiempo predeterminado de molienda. Concluido el tiempo se realiza la
descarga en un balde, en este se separa el cuerpo molt=
urante
de la pulpa, culminado esto se seca la pulpa y se cuantifica la misma (León,
2017). El procedimiento para el análisis granulométrico es pesar 250g de
muestra que ha pasado por la mal=
la
10#, se procede a realizar una granulometría en húmedo, usando los tamices =
35#,
120#, 200#, 230#, 325# y 400#. Los factores que influyen en este paso son,
tiempo (7 min.), amplitud de
intervalos de 15 segundos.
Posteriormente
se seca el material retenido en los distintos tamices en la estufa a 105şC =
por
24 horas (Córdova, 2015). La granulometría seca, posteriormen=
te,
se la realiza con el material retenido y se usan los tamices: 10#, 18#, 35#,
60#, 120#, 200#, 230#, 325#, 400# y -400#; el paso final es el proceder a p=
esar
el material retenido en cada uno de los tamices e ingresar la información al
software MOLYCOP TOOLS 3.0, el cual gráfica y determina el D80 y D50 con la
curva granulométrica.
La
metodología a emplear en el proceso de flotación se basa en tres etapas
sistematizadas, de las cuales se resaltan los valores más altos de cada una=
de
estas para volver a ejecutarse en la siguiente fase de estudio, los ensayos=
se
los realiza por duplicado para mayor confiabilidad en cada uno de los datos
recogidos (León, 2017).
ˇ = Primera Etapa. - En esta fase varía el tamańo de grano para observar la cantidad de = oro que se puede recuperar manteniendo fijos los valores de pH (10) y los valor= es de la concentración del colector de o= ro (100 g/Ton), el tamańo de grano variará en: material de malla = 180 ľm (León, 2017), la 200 ľm y la 220 ľm ASTM en respectivos ensayos.<= o:p>
ˇ =
Segunda Etapa. - Habiendo obtenido los valores de la primera etapa se toma el más alto y se mantiene ese tamańo de g=
rano
(valor con mejor recuperación), así mismo la concentración del colector de =
oro
(100g/Ton), la variable en esta fase es el pH
del medio líquido, el mismo que varía en: 9; 10 y 11 (León, 2017).
ˇ =
Tercera Etapa.- Los valores obtenidos en la fase anterior son
evaluados y al mismo tiempo se toma el rendimiento más alto para mantener las condiciones de pH y de t=
amańo
de grano para solamente variar la
concentración del colector, el mismo que varía en cada ensayo en: 50 g/Ton;=
75
g/Ton y 100 g/Ton (León, 2017=
).
Previamente
se realizan los cálculos para la dosificación de los reactivos. El proceso
inicia al pesar los reactivos a usar en vasos de precipitación en la balanza
digital y aforar cada uno a 100 ml en los balones de aforo, posteriormente =
se
coloca los milímetros de cada solución preparada necesarios en las probetas=
y
tenerlos listos para ingresarlos a los tiempos indicados.
Se
ingresa 750 gramos del material junto a 1500 ml de agua a la celda de flota=
ción
para una apropiada mezcla y se mide el pH para modificarlo con CaO; se ingresa el silicato de sodio y se siguen las
indicaciones de la tabla a continuación para ingresar los reactivos el esqu=
ema
predeterminado:
Fase 1=
-=
Variable: Tamańo de grano
ˇ=
=
Malla #180.
ˇ=
=
Malla #200.
ˇ=
=
Malla #220.
-=
Constantes
ˇ=
=
pH:
10.
ˇ=
=
Concentración
del colector: 100 g/ton.
Fase
2
-=
Variable: pH ˇ=
=
9. ˇ=
=
11. -=
Constantes ˇ =
Tamańo de grano: Mejor resultado de flotaciones
anteriores. ˇ=
=
Concentración
del colector: 100 g/ton. Fase
3 -=
Concentración Colector ˇ=
=
50 g/ton. ˇ=
=
75 g/ton. -=
Constantes ˇ =
Tamańo de gano: Mejor resultado de flotaciones
anteriores. ˇ =
pH:
Mejor resultado de flotaciones anteriores. Culminado
cada uno de los acondicionamientos se procede a abrir el paso del aire para
poder recoger con una espátula la espuma resultante en un recipiente, eso se
realiza en cada una de las fases separando el material concentrado del rela=
ve,
así mismo antes de cada uno de los acondicionamientos se mide el pH para
agregar cal en el caso de que sea necesario; una vez separados el concentra=
do y
el relave se los lleva a la estufa a ser secados, homogenizados y preparados
para el análisis al fuego. Para determinar
las cantidades de metales como oro y/o plata se utiliza la técnica analític=
a Fire Assay, la cual deter=
mina
estas cantidades con el uso de elevadas temperaturas y reactivos fundentes.=
En
cuanto a la fusión, consiste en separar los metales preciosos de otros
componentes de la mena por medio de un metal colector, que en esta ocasión =
es
el plomo, se somete la muestra a 1000°C de temperatura. Se
realizaron 5 diferentes moliendas con distintos tiempos (14, 16, 18, 20, y 22 minutos) para obtener el tamańo de grano requerido, los datos presentados en la
ilustración 2 son los tamańos de grano y los números de malla obteni=
dos
en cada una de las moliendas. Los resultados arrojados son representados co=
n el
programa Molycop Tools 3.0. Ilustración
2:
Curva Granulometría Fu=
ente: =
Cuenca,
2016 Se
observa en la ilustración 2 que a mayor cantidad de tiempo en el molino de
bolas menor es el tamańo de grano que se obtiene, el ensayo 1 de 14 minutos
tiene un D80 de 89 ľm, el mismo que no se encuentra dentro de los rangos
necesarios para este trabajo de investigación, así mismo el ensayo 4 que
comprende un D80 de 72ľm; losResultados y análisis
El cálculo de =
ley
de cabeza se lo realizó mediante análisis al fuego previamente explicado, l=
os
ensayos fueron tres, esto para que no exista mayor margen de error y el dat=
o final
sea confiable, la ley de oro resultó 6.61 g/ton, mientras que la ley de pla=
ta
es de 38.11 g/ton, los mismos datos que se pueden comparar con los obtenidos en trabajos anteriores so=
bre
este mismo tipo de lote de material (Córdova, 2015). Como anteriormente se
encuentra explicado, la fase 1 comprende el variar el tamańo de grano para
concluir con la mejor concentración variando este factor, teniendo como
constantes el pH y la concentración del colector, los ensayos se realizaron=
por
duplicado para obtener datos confiables (Valladarez,
2018), así mismo el cálculo de leyes de oro y plata se realizan por análisi=
s al
fuego.
Tabla 1:
|
Malla |
Ensayo |
Alimen(g) |
Concen(g) |
Ley
Con. Au (ppm) |
Rel. (g) |
Ley
Rel. Au (ppm) |
Bal. Metal. (mg de Au) |
Rendimiento % |
|
180 |
|
750.06 |
<=
span
style=3D'font-size:12.0pt;line-height:115%;font-family:"Times New Roman",=
serif;
mso-bidi-font-weight:bold'>94.65 |
=
39.93 |
654.85 |
1.25 |
|
<=
span
style=3D'font-size:12.0pt;line-height:115%;font-family:"Times New Roman",=
serif;
mso-bidi-font-weight:bold'>76.36 |
|
180 |
|
750.02 |
<=
span
style=3D'font-size:12.0pt;line-height:115%;font-family:"Times New Roman",=
serif;
mso-bidi-font-weight:bold'>99.08 |
=
38.33 |
650.27 |
1.00 |
|
<=
span
style=3D'font-size:12.0pt;line-height:115%;font-family:"Times New Roman",=
serif;
mso-bidi-font-weight:bold'>76.72 |
|
200 |
|
750.01 |
=
93.54 |
=
35.00 |
657.97 |
2.33 |
=
4.95
≈ 4.80 |
=
66.14 |
|
200 |
|
750.02 |
=
94.85 |
=
35.77 |
654.01 |
2.33 |
=
4.95
≈ 4.91 |
=
68.54 |
|
220 |
|
750.06 |
=
98.05 |
=
38.33 |
650.52 |
1.25 |
=
4.95
≈ 4.57 |
=
75.92 |
|
220 |
2 |
750.02 |
100.42 |
36.67 |
645.84 |
1.25 |
4.95
≈ 4.49 |
74.39 |
Fuente: Cuenca, 2016
Tabla 2: Valores de
Balances Metalúrgicos obtenidos Fase =
2
|
pH |
#
de Ensayo |
Aliment. (g) |
Concen. (g) |
Ley
Con. Au (ppm) |
Rel.
(g) |
Ley
Rel. Au (ppm) |
Bal. Metal. (mg de Au) |
Rendimiento % |
|
9 |
1 |
750 |
94.13 |
39.97 |
654.31 |
1.33 |
4.95
≈ 4.63 |
75.96 |
|
|
|
750 |
102.20 |
36.67 |
=
643.54 |
1.25 |
4.95
≈ 4.55 |
=
75.71 |
|
10 |
|
750.06 |
94.65 |
39.93 |
=
654.85 |
1.25 |
4.95
≈ 4.60 |
=
76.36 |
|
10 |
|
750.02 |
99.08 |
38.33 |
=
650.27 |
1.00 |
4.95
≈ 4.44 |
=
76.72 |
|
11 |
|
750 |
106.58 |
34.17 |
=
638.51 |
1.99 |
4.95
≈ 4.91 |
=
73.54 |
|
11 |
|
750 |
116.43 |
31.67 |
=
628.27 |
2.00 |
4.95
≈ 4.94 |
=
74.54 |
Fuente: Cuenca, 2016
Tabla
3:
Valores de Balances Metalúrgicos obtenidos Fase 3
|
404-P |
# de Ensayo |
Aliment. (g) |
Conc.
(g) |
Ley Con. Au (ppm) |
Rel. (g) |
Ley Rel. Au (ppm) |
Bal.
Metal. (mg de Au) |
Rendim. % |
|
50 |
1 |
750 |
113.12 |
31.61 |
634.66 |
1.67 |
4.95 ≈
4.64 |
72.23 |
|
50 |
|
750 |
120.73 |
27.48 |
629.23 |
2.33 |
4.95 ≈
4.78 |
67.02 |
|
75 |
1 |
750 |
112.51 |
33.31 |
635.40 |
1.66 |
4.95 ≈
4.80 |
75.76 |
|
75 |
2 |
750 |
123.71 |
29.17 |
623.60 |
2.00 |
4.95 ≈
4.86 |
72.90 |
|
100 |
1 |
750.06 |
94.65 |
39.93 |
654.85 |
1.25 |
4.95 ≈
4.60 |
76.36 |
|
100 |
2 |
750.02 |
99.08 |
38.33 |
650.27 |
1.00 |
4.95 ≈
4.44 |
76.72 |
Fuente: Cuenca, 2016
La
recuperación del mineral para los tiempos de 18 minutos en molienda que
comprende un tamańo de 76 ľm y el de 22 minutos, con un tamańo de 66 ľm son
deficientes frente a la recuperación de material molido durante 16 minutos,=
con
un tamańo de grano de 84 ľm produce una mayor liberación del mineral de la
ganga.
Estos
valores se asemejan al trabajo de investigación de (Torres,<=
/a> 2013) puesto que los tamańos de grano son cercanos, la
malla usada en este trabajo es la 180 mientras que en el de Torres se utili=
za
la malla 200. Como se indicó en la metodología se procede a tomar el valor =
más
alto de los rendimientos que son 76.36% y 76.72
% para que sirvan como base para la fase dos y tres (Ilustración 3).
Ilustración
3:
Cuadro Comparativo de Rendimientos fase 1
Fuente: =
Cuenca,
2016
Los
valores de rendimiento pH 9 son de 75.96% y 75.71% y para pH 11 se obtiene
73.54% y 74.54%, los cuales son menores a los trabajados con un pH 10, con =
el
que se produce un rendimiento de 76.36% y 76.72 %, estos resultados
corresponden directamente al medio en el que se realizó la flotación, el
regulador de pH, que en este caso es cal, funciona tanto como regulador del
medio de pH y como depresor del oro si existe un exceso de este reactivo, e=
ste
exceso se lo evidencia en el ca=
so de
los ensayos de pH 11 donde la recuperación es muy deficiente a comparación =
de
los ensayos con pH 10, mientras que en los ensayos pH 9 la cal no brinda las
condiciones para las adecuadas transferencias electroquímicas entre electro=
nes
de oro y los colectores, lo que =
concuerda
con (Torres, 2013) cuyo pH óptimo es d=
e 10.5 (Ilustración 4).
Ilustración
4:
Cuadro Comparativo de Rendimientos fase 2
Fu=
ente: =
Cuenca,
2016
Las
concentraciones de 75 g/ton produce una recuperación mineral de 75.76% y 72=
.90
% mientras que las flotaciones con una concentración de 50 g/ton producen un
rendimiento de 72.23% y 67.02%, estos valores indican una incompleta
recuperación mineral puesto que con estas concentraciones no se obtiene un
apropiado intercambio iónico y las burbujas de aire inyectado no arrastran =
el
mineral de interés adecuadamen=
te (Ilustración
5).
Ilustración 5:
Cuadro Comparativo de Rendimientos fase 3
Fuente: =
Cuenca,
2016
El
rendimiento de los ensayos de flotación con una concentración de colector 1=
00
g/ton produjo que las partículas de oro realizaran un correcto intercambio
iónico para convertirse en material hidrofóbico y por esto existe un mayor
rendimiento a diferencia de las demás flotaciones con un promedio de recupe=
ración
de 76.54 % (León, 2017).
a.&n=
bsp;
Tamańo de grano o granulometría:84
ľm.
b.&n=
bsp;
pH: 10.
c.&n=
bsp;
Regulador de pH: Cal 3.647 kg/ton=
.
d.&n=
bsp;
Concentración de colector (Flominec 404):100 g/ton.
e.&n=
bsp;
Dilución de pulpa: 33%.
f.&n=
bsp;
Velocidad de agitación en celda de
flotación: 740 RPM.
ˇ =
El análisis químico
de esta investigación =
da como resultado una ley de cabeza igual a 6.61 g/ton de oro y
38.11 g/ton de plata.
ˇ =
Mediante la fluorescencia de rayos X,
gracias al análisis de los porcentajes másicos elementales que genera esta
técnica analítica, se determinó que a medida que se separa el Sílice es may=
or
el rendimiento del mineral, en la más alta de las recuperaciones (84 ľm, pH=
10
y concentración de colector 100 g/ton) el concentrado posee un 16.4% de síl=
ice
y en la más baja de las
recuperaciones (76 ľm, pH 10 y concentración de colector 100 g/ton) el conc=
entrado
posee 20% de este compuesto.
Agradecemos a Dios y nuestras familias=
por
ser quienes nos generan las principales motivaciones para avanzar en la vid=
a.
Con un gran aprecio y consideración,
también agradecemos al Grupo Investigativo de Recursos Mineros e Ingeniería
(GIRMI) de la Escuela Superior Politécnica de Chimborazo Sede Morona
Santiago, por la confianza, recomendaciones y consejos brindados en el
transcurso de la elaboración de esta investigación.
Appeals,
U. S. C. o. (1917).
Ore fl=
otation: Opinion
rendered by United States Circuit Court of appe=
als
and dissenting opinion. Cases 2180-2181: Minerals Separation, Ltd., vs Miam=
i Copper Company: Mellon Institute of Industrial Research.
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Técnicas Xantato Isopropil=
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PARA CITAR EL ARTÍCULO
INDEXADO.
Gregory Guillermo, C. = A., David Isaac, C. G., Jenny Priscila, G. C., & Chicaiza Ortiz, Ángel F. (2020). Recuperación de minerales aurífero mediante flotación, provenientes= del sector la Pangui, distrito minero Chinapintza Ecuador. ConcienciaDigital, 3(2.1= ), 80-93. h= ttps://doi.org/10.33262/concienciadigital.v3i2.1.1221
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[1] Escuela Superior Polité= cnica de Chimborazo, gregory.cuesta@espoch.edu.ec
[2] Escuela Superior
Politécnica de Chimborazo, david.cuencag@espoch.edu.ec
[3] Escuela Superior Polité= cnica de Chimborazo, jenypriscil@hotmail.com<= /p>
[4] Universidad Regional Amazónica Ikiam, angel.chicaiza@ikiam.edu.ec
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