TESIS DE CHRISTIAN - dspace.unitru.edu.pe

FACULTAD DE INGENIERÍA QUÍMICA

UNIVERSIDAD NACIONAL DE TRUJILLO


ESCUELA DE INGENIERÍA QUÍMICA

“AUMENTO DE RECUPERACIÓN DE PLOMO, ZINC,

PLATA EN LA CONCENTRACIÓN DE LOS MINERALES

DE LA MINA DE QUIRUVILCA”

Tesis

para optar el título de:

INGENIERO QUÍMICO

ASESOR:

Ms. WALTER MORENO, Eustaquio

AUTORES:

Bach. TORRES SEVILLA, Luis Amadeo

Bach. VARAS HUALCAS, Jhony César

TRUJILLO – PERÚ

2012

Biblioteca Digital - Dirección de Sistemas de Informática y Comunicación

Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajola misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/

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1

JURADO DICTAMINADOR

______________________________________

Dr. LUIS ORLANDO MONCADA ALBITRES.

(PRESIDENTE)

__________________________________________

Dr. JOSE LUIS SILVA VILLANUEVA.

(SECRETARIO)

___________________________________________

Ing. ERNESTO WONG LÓPEZ

(MIEMBRO)



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DEDICATORIA

LUIS AMADEO

A DIOS:

Por haberme guiado e iluminado mi camino de

vida, por haberme dado salud, y haberme

disculpado en cuantos errores e cometido asi

tambien haberme dado las fuerzas necesarias

para seguir adelante y cumplir mis metas.

A MIS PADRES:

ANGEL TORRES CACHI Y MAGALY

SEVILLA RAMIREZ,

Por haberme educado e inculcado valores y

principios necesarios para poder desenvolverme

en la vida, agradezco el apoyo que me han

brindado para culminar mi carrera profesional.



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ii

DEDICATORIA

AGRADEZCO:

A DIOS:

Por haberme guiado por un buen camino y haber

permitido que llegara hasta este momento tan

importante de mi vida y haberme dado salud y

sabiduría para alcanzar mis objetivos de manera

satisfactoria además de su amor y bondad.

¡Gracias!

A MIS PADRES:

Martin Varas Salazar y Martha E. Hualcas

Montalván

Por haberme educado e inculcado valores para hacer

de mí una buena persona y un buen profesional a

quienes le debo todo en la vida, le agradezco el cariño,

la comprensión, la paciencia y el apoyo que me han

brindado en todo momento para culminar mi carrera

profesional.

¡Los quiero mucho!



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iii

¡Gracias!

JHONY CESAR

A MI ABUELITA:

María Mercedes Montalván Honorio

Por haberme apoyado en todo momento en los

momentos más difíciles y haber estado siempre a mi

lado, haberme brindado sus consejos y haberme dado

su infinito amor y bondad.

¡Le agradezco de todo corazón y lo amo mucho!

A MIS HIJOS Y ESPOSA:

Jean Franco Varas, Jhonatan Varas Y Milagros

Pereda

Por haberme dado su amor y comprensión en todo

momento, son los grandes amores de Mi vida y mi

razón de seguir adelante; les dedico todos mis éxitos

conseguidos y por conseguir. Siempre fueron mi motivo

de superarme como persona y profesional.

¡Los amo muchísimo!



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RESUMEN

El yacimiento minero de QUIRUVILCA, es del tipo vetas ó fracturas, constituido

por asociaciones de minerales diferentes llamados FLUJOS MINERALIZADOS.

De los varios flujos mineralizados de la mina, son 3 los económicos y

principales:

FLUJO 1: de minerales de zinc en blenda negra o marmitita con galena,

pirita y cuarzo, se le denomina MINERAL COMÚN, por su alto

contenido en plomo y zinc.

FLUJO 2: minerales de cuarzo – pirita con cobre y escalerita marrón, se le

denomina MINERAL TRIPLE – DIFÍCIL, por su alto contenido en

cobre presente como enargita y luzonita y abundante chalcantita.

FLUJO 3: minerales de rodocrosita con cuarzo, escalerita rubia y sulfosales

en plata con cobre, arsénico y antimonio; se le denomina

MINERAL TRIPLE – DÓCIL, presenta baja ley en cobre y no

contiene chalcantita.

Estos flujos de mineral se trataban juntos por flotación y eran

concentrados en 3 productos: CONCENTRADO DE PLOMO, ZINC y COBRE-

PLATA observándose en estos concentrados producidos:

1. BAJO RENDIMIENTOS DE LOS ELEMENTOS EN SUS CONCENTRADOS

RESPECTIVOS.

2. PRESENCIA DE ELEMENTOS PENALIZABLES QUE AFECTAN EL

PRECIO DE VENTA DE LOS CONCENTRADOS.

3. PRESENCIA DE MINERALES PROBLEMAS QUE AFECTAN EL

PROCESO DE CONCENTRACIÓN POR FLOTACIÓN.

En base a un estudio analítico de revisión de: propiedades físicas y químicas,

fórmulas y asociaciones mineralógicas de los principales minerales de mena y

ganga de QUIRUVILCA – en las literaturas existentes y trabajos realizados

para la mina; se llegó a la conclusión de: SELECCIONAR EL MEJOR FLUJO

MINERALIZADO A TRATAR COMO ALTERNATIVA DE EXPLOTACIÓN Y



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TRATAMIENTO, siendo el elegido el MINERAL COMÚN ó del FLUJO 1 por

ser:

DÓCIL AL TRATAMIENTO METALÚRGICO.

CONTENER ALTOS VALORES EN LOS ELEMENTOS PLOMO y ZINC.

CONTENER BAJOS CONTENIDOS EN LOS ELEMENTOS PENALIZABLES

COMO EL ARSÉNICO, ANTIMONIO y BISMUTO.

Es decir que se hizo un estudio de los MINERALES DE QUIRUVILCA EN

CORRELACIÓN CON SU METALURGIA DE FLOTACIÓN.

Una vez elegido el mineral COMÚN, se le realizó 3 ensayos

metalúrgicos a nivel del laboratorio:

MOLIENDA

REMOLIENDA DE LOS MEDIOS GRUESOS DE ZINC.

FLOTACIÓN PRIMARIA DE PLOMO.

Y haciendo un estudio comparativo de los resultados obtenidos antes y

después; se aprecia un AUMENTO DE RENDIMIENTO en los elementos

valiosos que se concentra, lo que se permite PROPONER EVALUAR la

necesidad de acondicionar una REMOLIENDA DE LOS MEDIOS GRUESOS

DE ZINC y de FLOTACIÓN PRIMARIA DE PLOMO al tratamiento actual en la

planta concentradora.



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ABSTRACT

The Quiruvilca mine site, is the type veins or fractures, consisting of different

mineral associations called FLOWS mineralized.

Of the various flows of the mine ore, and economic are 3 main

Stream 1: zinc mineral sphalerite marmitita black or with galena, pyrite and

quartz are common mineral called, for its high content of lead and zinc.

FLOW 2: mineral quartz - pyrite with copper and brown staircase, is called

TRIPLE MINERAL - difficult, because of its high copper content present as

enargite and chalcantita luzonita and abundant.

FLOW 3: rhodochrosite with quartz minerals, blonde ladder and silver

sulfosalts with copper, arsenic and antimony, is called TRIPLE MINERAL -

docile, has low grade copper and contains no chalcantita.

These flows are treated together for mineral flotation and were concentrated

in three products: LEAD CONCENTRATE, ZINC and copper-silver

concentrates produced observed in these:

1. LOW YIELDS OF ELEMENTS IN THEIR RESPECTIVE

CONCENTRATES.

2. PRESENCE OF FACTORS AFFECTING penalized SALE PRICE

concentrates.

3. PRESENT PROBLEMS AFFECTING MINERAL PROCESSING

concentration by flotation.

Based on an analytical review of: physical and chemical properties, formulas

and mineralogical associations of the main ore and gangue minerals

Quiruvilca - in existing literature and work done for the mine, it was

concluded: SELECT MINERALISED FLOW BETTER ALTERNATIVE TO



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TREAT AS exploitation and processing, with the chosen common mineral or

flow one being:

- Amenable to metallurgical treatment.

- INCLUDE ELEMENTS high values in lead and zinc.

- Contain low ELEMENTS CONTAINED penalized as arsenic, antimony and

bismuth.

This means that there was a study of Quiruvilca MINERALS METALLURGY

in correlation with their float.

Having chosen a common mineral, underwent three-level metallurgical

testing laboratory:

1. GRINDING

2. MEDIA regrinding ZINC THICK.

3. LEAD primary flotation.

And doing a comparative study of the results before and after, can see a

performance increase in assets which concentrates, thereby allowing

PROPOSE EVALUATE the requirement for a regrind MEDIA ZINC THICK

and flotation PRIMARY LEAD current treatment in the concentrator



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ÍNDICE

DEDICATORIAS ............................................................................................. i-ii

RESUMEN ...................................................................................................... iv

ABSTRACT ..................................................................................................... vi

INTRODUCCIÓN: ........................................................................................... 1

JUSTIFICACION ............................................................................................. 3

PROBLEMA .................................................................................................... 4

HIPOTESIS ..................................................................................................... 4

OBJETIVOS .................................................................................................... 5

VARIABLES .................................................................................................... 6

CAPÍTULO I. FUNDAMENTOS TEÓRICO

1.1 LA MINERALOGÍA.................................................................................... 6

1.1.1 Rol de la Mineralogía – Metalúrgica ............................................... 9

1.1.2 Objetivos mineralógicos aplicados a la concentración de

minerales ....................................................................................... 10

1.2 LA FLOTACIÓN ........................................................................................ 11

1.2.1 Etapas de la flotación ..................................................................... 14

1.2.2 Flotación diferencial ....................................................................... 15

1.2.3 Reactivos utilizados para la flotación ............................................. 16

CAPÍTULO II. LOS MINERALES DE QUIRUVILCA.

2.1. LAS ZONAS MINERALIZADAS DE QUIRUVILCA .................................. 19

2.2. LOS FLUJOS MINERALIZADOS DE QUIRUVILCA ................................ 21

2.2.1. FLUJO 1: ZINC EN BLENDA NEGRA O MARMITITA. .................. 23



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2.2.2. FLUJO 2: MINERALES DE CUARZO – PIRITA CON COBRE ...... 24

2.2.3. FLUJO 3: MINERALES DE RODOCROSITA CON CUARZO,

ESFARELITA RUBIA Y SULFOSALES DE PLATA......... 25

2.2.4. COMENTARIOS SOBRE LOS 3 FLUJOS MINERALIZADOS ........ 26

2.3. LOS MINERALES IDENTIFICADOS DE QUIRUVILCA ........................... 28

2.3.1. Las especies minerales de QUIRUVILCA ........................................ 28

2.3.2. Los principales minerales de MENA y ganga .................................. 31

2.4. LOS ELEMENTOS PENALIZABLES EN LOS CONCENTRADOS ......... 31

CAPÍTULO III: MATERIAL Y MÉTODO

3.1. MATERIA PRIMA .................................................................................... 38

3.2. REACTIVOS UTILIZADOS ...................................................................... 38

3.2.1. Colectores Promotores ................................................................... 38

3.2.2. Espumantes ................................................................................... 39

3.2.3. Modificadores ................................................................................. 39

3.3. CAPACIDAD DE TRATAMIENTO ............................................................ 41

3.4. CIRCUITO DE CHANCADO Y TRITURACIÓN ........................................ 41

3.4.1. Chancado primario.......................................................................... 41

3.4.2. Chancado secundario ..................................................................... 42

3.5. CIRCUITO DE MOLIENDA ...................................................................... 43

3.5.1. Molienda primaria ........................................................................... 43

3.5.2. Molienda secundaria ....................................................................... 44

3.5.3. Clasificación .................................................................................... 44

3.6. CIRCUITOS DE FLOTACIÓN .................................................................. 45

3.6.1. Circuito de flotación de plomo ......................................................... 45

3.6.2. Circuito de flotación de zinc ............................................................ 46



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3.7. PRODUCTOS OBTENIDOS POR FLOTACIÓN ...................................... 47

3.7.1. Con mineral común ......................................................................... 47

3.7.2. Con mineral triple ............................................................................ 48

3.7.3. Con mineral común / triple 1:1 ........................................................ 49

3.8. PROBLEMAS MINERALÓGICOS EN RELACIÓN A LA

METALURGIA ...................................................................................... 51

3.8.1. Presencia de chalcanita (Cu SO4 . 5 H2O) ...................................... 51

3.8.2. Presencia de minerales ácidos ....................................................... 53

3.8.3. Presencia de minerales duros y blandos en la molienda ................ 54

3.8.4. Presencia de intercrecimientos finos de minerales ......................... 56

3.8.5. Presencia de inclusiones finas de minerales .................................. 57

3.8.6. Presencia de minerales de zinc en el relave .................................. 59

3.8.7. Presencia de elementos penalizables en los concentrados de

Pb y Cu ..................................................................................................... 59

3.8.8. Presencia de valores altos de plata en el relave ............................. 62

3.8.9. Presencia de oro en QUIRUVILCA ................................................. 62

CAPÍTULO IV: RESULTADOS

4.1 METODOLOGÍA ....................................................................................... 64

4.1.1 Muestreo ........................................................................................ 64

4.1.2 Preparación de las muestras.......................................................... 65

4.1.3 Pruebas de molienda ..................................................................... 68

4.1.4 Pruebas de flotación ...................................................................... 71

4.2 PRUEBA 1: DETERMINACIÓN DE LA INFLUENCIA DEL

GRADO DE MOLIENDA EN LA RECUPERACIÓN Y

LEYES DE CONCENTRADO

4.2.1 Molienda con 49.3% de finos ......................................................... 80



4.2.4 Conclusiones de la PRUEBA 1 ...................................................... 81



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4.2.5 Recomendaciones de la PRUEBA 1 .............................................. 82

4.3 PRUEBA 2: DETERMINAR LA INFLUENCIA DE LA REMOLIENDA

DE LOS MEDIOS DE ZINC EN LA RECUPERACIÓN .......... 84

4.3.1 PRUEBA METALÚRGICA A: con muestra de la planta

concentradora de medios de zinc .................................................. 84

4.3.1.1 Análisis granulométrico y análisis químico ..............................84

4.3.1.2 Separación del material grueso de los medios de Zn ..............87

4.3.1.3 Flotación estándar sin remolienda del material grueso

obtenido .....................................................................................87

4.3.1.4 Flotación estándar con remolienda del material grueso

obtenido .....................................................................................88

4.3.1.5 Conclusiones de la Prueba A ...................................................88

4.3.2 PRUEBA METALÚRGICA B .......................................................... 90

4.3.2.1.1 Flotación estándar sin remolienda de los medios de Zinc ....90

4.3.2.2 Flotación estándar con remolienda de los medios de Zin ........93

4.3.2.3 conclusión de la prueba B ........................................................93

4.4 PRUEBA 3 : FLOTACIÓN PRIMARIA DE PLOMO................................... 95

4.4.1 PRUEBA METALÚRGICA: flotación estándar de Plomo ............... 97

4.4.2 PRUEBA METALÚRGICA: Flotación primaria de Plomo ............... 98

4.4.3 Conclusiones de la PRUEBA 3 ...................................................... 99

CAPÍTULO V:

DISCUSIÓN DE RESULTADOS .......................................... 101

CAPÍTULO VI:

CONCLUSIONES ................................................................. 103

CAPÍTULO VII:

RECOMENDACIONES ........................................................ 105

BIBLIOGRAFÍA ............................................................................................... 107



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1

INTRODUCCIÓN

La mina de Quiruvilca, pertenece al distrito de Quiruvilca, provincia de

Santiago de Chuco, departamento de La Libertad, su altura varía entre 3 500 y

4 050 m.s.n.m., el acceso a la mina se realiza por medio de una carretera

afirmada desde Trujillo – Shorey Quiruvilca de 131 km., explotó

alternativamente minerales de Plomo, Zinc y Plata, llamados “MINERAL

COMÚN” y minerales de Cobre – Plata con bajos contenidos de Plomo y Zinc,

llamados “MINERAL TRIPLE” y utilizando metalurgia de flotación en circuitos

separados, producían dos tipos de concentrados – de los minerales comunes –

uno de Plomo-Plata y otro de Zinc. De los minerales triples, hacían 3 tipos de

concentrados, uno de Plomo – Plata, otro de Zinc y un tercero de Cobre –

Plata.

El 22 de febrero de corporación Minera No Perú SAC, cambiaron de

nombre a Pan American Silver SAC Mina Quiruvilca.

Posteriormente se juntan ambos minerales en un solo circuito tratando

de “SIMPLIFICAR LA OPERACIÓN”, pero el valor económico de los

concentrados se deteriora, constituyendo un primer problema, que se acentúa

con el paso de los años y el cambio de profesionales que ocasiona una pérdida

de tecnología: “KNOW –HOW”.

La crisis mundial de la minería de polimetálicos (baja cotización del

Plomo – Plata y Zinc), la crisis económica del país, sumada a que

QUIRUVILCA tenía casi el 70% de sus operaciones de explotación sobre

minerales triples (de Cobre – Plata) que son las de menor valor económico;

ocasionaron grandes dificultades en Marzo de 1991, que casi llevan al cierre



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total de la mina, entonces para compensar, había que seleccionar los minerales

de más alta ley y más dóciles al tratamiento metalúrgico, de tal manera que las

posibilidades de la mina mejorarán.

Dentro de las alternativas de explotación, que un grupo de ingenieros de

diversas especialidades revisaron, basándose en un severo estudio analítico de

correlación de MINERALOGÍA versus METALURGIA, se eligió el mineral de

Plomo, Zinc y Plata (MINERAL COMÚN), como el mineral de mayor posibilidad

económica, debido a sus altas leyes de cabeza y a su facilidad metalúrgica –

es decir que se puede obtener buenos concentrados con mejores

recuperaciones. En la explotación y tratamiento de éste mineral se basó el plan

de reactivación de la mina. Los otros minerales no son rentables por el

momento y tienen dificultades metalúrgicas de diversos grados, que deberán

ser solucionados con más investigación y estudio.

En el presente trabajo de tesis, se expone además de datos generales

de la mina toda la MINERALOGÍA DE QUIRUVILCA, que cree debe ser el

punto de partida para cualquier trabajo de minería, tanto para dirigir y definir la

explotabilidad del yacimiento, como para diseñar el método de concentración

de los minerales valiosos del mismo.



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3

JUSTIFICACION

La siguiente tesis propone lograr, una mejor y eficiente recuperación en la

concentración de minerales de PAN AMERICAN SILVER MINERA

QUIRUVILCA S.A.C. Mediante la realización de una serie de pruebas

metalúrgicas a nivel de laboratorio, como pruebas de molienda y pruebas de

flotación, obteniendo así los parámetros necesarios para realizar un proceso

más óptimo, consecuentemente obteniéndose beneficios económicos para la

empresa



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PROBLEMA:

Será posible el aumento de recuperación de los metales

valiosos (Pb, Zn, Ag), en la concentración de los minerales

de la mina de QUIRUVILCA.

HIPOTESIS:

Esto va ser posible llevando a cabo una serie de pruebas

metalúrgicas las cuales nos permitirán mejorar el proceso de

flotacion y molienda, y así incrementaría la recuperación de

los minerales de PAN AMERICAN SILVER MINERA

QUIRUVILCA S.A.C.



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OBJETIVOS:

OBJETIVO GENERAL

Incrementar la tasa de recuperación de plomo, zinc, plata, en la

concentración de los minerales de la mina de QUIRUVILCA.

OBJETIVOS ESPECIFICOS

Realizar las pruebas metalúrgicas correspondientes a nivel de

laboratorio

Encontrar los parámetros nuevos de trabajo que nos permitirán

aumentar la tasa de recuperación.

Determinación de la tasa de recuperación de los minerales de

plomo, zinc y plata.



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VARIABLES:

VARIABLE INDEPENDIENTE:

Naturaleza del mineral de la mina de

QUIRUVILCA

VARIABLE DEPENDIENTE:

Tasa de recuperación de plomo, zinc, plata.



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CAPITULO I 1.- FUNDAMENTO TEÓRICO

1.1 MINERALOGÍA.

LA MINERALOGÍA, es el estudio de los minerales, tiene aplicación en el

beneficio de los mismos, sin embargo en la práctica la ayuda potencial de la

MINERALOGÍA aplicada, es rara vez completamente apreciada y utilizada.

Los minerales de mina y aún de cada veta, tiene características especiales

que deben de ser bien definidas como punto de partida para cualquier

proceso minero-metalúrgico, algunos minerales pueden ser considerados

“VALIOSOS”, “NO VALIOSOS” y otros “NO DESEABLES”, éstos son

términos que varían dependiendo del lugar, precios, minerales asociados,

otras circunstancias de un depósito particular y con los cambios en

tecnología y economía.

Cantidades económicas de minerales son a veces encontradas como

bancas individuales ejemplo: ORO en playas arenosas, para la mayoría de

los minerales se presentan compactos y exhiben gran variedad de texturas.

Es importante no solo identificar todas las especies minerales en un

mineral, sino también apreciar las posibilidades económicas de cada una.

La identificación de las especies minerales, es el primer paso esencial,

aunque un mineral puede estar constituido de un solo mineral simple, la

mayoría de los cuerpos y vetas consisten de 3 a 20 minerales, esto es claro,

que los 100 ó 200 minerales metálicos conocidos mayormente, pueden

formar millones de diferentes combinaciones con algún otro y con los miles

de



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minerales existentes, afortunadamente muchas de las combinaciones

teóricas son genéticamente imposibles en la naturaleza.

1.1.1 EL ROL DE LA MINERALOGÍA – METALURGIA.

Aunque las funciones de los mineralogistas en la metalurgia son muy

variadas, generalmente dos son las principales:

- IDENTIFICAR TODAS LAS ESPECIES MINERALES EN UN

MINERAL.

- LA EXAMINACIÓN DE LOS PRODUCTOS OBTENIDOS DE

ESTOS CUERPOS MINERALES EN LOS PROCESOS DE

CONCENTRACIÓN.

Cuando un mineral ha sido identificado, la literatura es consultada

para hallar datos sobre su COMPOSICIÓN QUÍMICA,

PROPIEDADES FÍSICAS y sus OCURRENCIAS.

Las propiedades físicas son de gran importancia entre ellas: la

dureza, fragilidad, textura, gravedad específica, fractura, grado de

transparencia, calor, etc.

Las formas particulares de cada mineral y el tamaño de partículas en

que se encuentra, son aplicables a la separación por medios físicos,

así la diferencia de gravedades específicas de minerales es la base

de la separación gravimétrica; el color y reflectividad son usados

como control en los procesos de escogimiento por color ya sea

manualmente ó electrónicamente. Por otro lado las impurezas



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minerales presentes deben de ser estudiadas, pues éstos pueden

alterar los procesos de concentración.

La correcta información de las propiedades físicas como la textura, el

tamaño de liberación de las partículas, la manera como están

asociadas los minerales en la matriz de un cuerpo mineral, el tamaño

de los granos de un mineral, el clivaje, la fractura, los bordes y el

estado físico, ya sea que estén frescos o alterados, nos evitarían

sobremoliendas ó moliendas débiles de ciertos minerales valiosos,

que a veces su concentración se torna muy dificultosa y otras veces

imposible.

1.1.2 OBJETIVOS MINERALÓGICOS APLICADOS A LA

CONCENTRACIÓN DE MINERALES.

Los objetivos mineralógicos en la concentración de minerales son:

Hacer una identificación positiva de los minerales presentes.

Describir sus texturas y asociaciones con otros minerales.

Medir los tamaños de liberación de los minerales a ser

concentrados, con respecto a los varios minerales asociados.

Si fuera posible, hacer determinaciones cualitativas ó

cuantitativas para informarse sobre:

- Abundancia de mineral, leyes y reservas minerales (toneladas

métricas)

- Cantidad, clase y grado de entrampamiento de varios

minerales en materia granular.



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- Distribución de un mineral valioso en dos ó más modos de

ocurrencias.

Porcentaje de cada uno de varios minerales que llevan el mismo

elemento deseado en un mineral.

Enfatizar cualquier carácter distintivo mineralógico que pueda

afectar la operación de concentración, tales como la presencia de

ciertos minerales ó ciertos modos de ocurrencias originadores de

problemas.

Determinar cuando las bajas recuperaciones, los concentrados de

baja ley, la selectividad por u otros problemas, son causados por

factores mineralógicos ó de procesos.

1.2 LA FLOTACIÓN.

DEFINICIÓN.

LA FLOTACIÓN o más específicamente la flotación en espuma, es un

método físico-químico de concentración de minerales finamente molidos. El

proceso comprende el tratamiento químico de una pulpa de mineral a fin de

crear condiciones favorables para la anexión de ciertas partículas minerales

a las burbujas de aire. Estas burbujas de aire llevan consigo los minerales

seleccionados a la superficie de la pulpa y forma una espuma estabilizada

que es recogida mientras los otros minerales permanecen sumergidos en la

pulpa.



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La flotación de un sólido depende de la relativa absorción ó MOJADO de

sus superficies por un fluido. A su vez este proceso viene gobernado por la

energía de interfase, en la que la tensión superficial es el factor decisivo.

Cualquier superficie, tal como la que separa el agua y el aire, se opone a su

aplicación y se comporta exactamente como si se hallara en tensión. Esta

tensión superficial es la que induce a las pequeñas masas de agua en el

aire a tomar la forma esférica ó de gota y a las pequeñas masas de aire en

el agua a adquirir forma esferoidal y convertirse en burbujas, ya que la

esfera es el cuerpo que ofrece el mínimo de superficie por unidad de

volumen. La TENSIÓN INTERFACIAL puede medirse como la fuerza de

resistencia que se opone a la ampliación o agrandamiento de la superficie.

Su valor queda determinado por el ángulo formado entre las superficies

debe ser igual a cero. Si una de las fases es un sólido y las otras dos fases

son fluidos, el equilibrio de fuerzas paralelas a la superficie del sólido

conduce a la igualdad; según la figura:

Fig. Nº 2: DIAGRAMA DE LAS TENSIONES SUPERFICIALES QUE

INTERVIENEN EN EL CONTACTO DE LAS FASES GAS, LÍQUIDO Y

SÓLIDA

SG - SL + LG (COSENO )

GAS

SG

GL

LÍQUIDO

SL

sólido



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SIENDO:

= tensión superficial entre las fases, indicadas por las letras iniciales

utilizadas como subíndices.

= ángulo de contacto

G = gas

L = líquido

S = sólido

La fuerza de gravedad y la agitación tienden a desprender a las partículas

sólidas de las burbujas. Si el ángulo de contacto es pequeño el líquido

avanza sobre la superficie del sólido, pues las fuerzas de superficie que

mantienen unidos al sólido y a la burbuja son débiles. Un ángulo de

contacto grande significa una fácil FLOTABILIDAD. Cuando una partícula

sólida se adhiere a una burbuja de aire, tiene lugar una pérdida de energía

superficial, - E, por unidad de superficie , que es igual a la disminución de

la tensión superficial, es decir:

E - SG SG + SL SL + LG LG

SL = - SG - LG

SGLGSL

SG

E

YA QUE: SG - SL + LG (cos )

SL - SG = - LG (cos )

cos1LG

SG

E



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Esta pérdida de energía (- E) es una medida de la facilidad de mojada

(humectabilidad) de la fase sólida por el aire y por tanto, es una indicación

de su flotabilidad. Representa el trabajo exigido para separar el aire de la

unidad de superficie de sólido.

1.2.1 ETAPAS DE LA FLOTACIÓN. El proceso de flotación abarca las

siguientes etapas:

1. Moler el mineral a un tamaño lo suficientemente fino para separar

los minerales valiosos uno de otro, así como los minerales de

ganga adherentes.

2. Preparar las condiciones favorables para la adherencia de los

minerales deseados a las burbujas de aire.

3. Crear una corriente ascendente de burbujas de aire en la pulpa

del mineral.

4. Formar una espuma cargada de mineral en la superficie de la

pulpa.

5. Extraer la espuma cargada de mineral.

Aunque la molienda del mineral no forma parte de la flotación, pero

tiene una importante influencia sobre el proceso. Para lograr

resultados óptimos en la flotación, en la etapa de molienda los

minerales valiosos deben ser liberados completamente de la roca

desechable (ganga) y ser separados unos de otros. Sin embargo en

la práctica a menudo esto no es económicamente factible y aún

cuando se logra una separación completa pueden presentarse otros



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factores negativos para el proceso, por ejemplo los molinos de bolas

o barras generalmente usados para la molienda pueden formar

considerables lamas de ganga que complicarán las subsiguientes

etapas de flotación.

La creación de una corriente ascendente de burbujas de aire se logra

con una máquina de flotación, la que produce burbujas bien sea

mediante la agitación mecánica de la pulpa de mineral y/o la

introducción directa de aire bajo presión.

Para obtener la adherencia de las partículas minerales deseadas a

las burbujas de aire y de ahí, la formación de una espuma cargada

de mineral en la superficie de la pulpa, se debe formar una película

de superficie HIDROFOBICA sobre las partículas a flotar y una

película HIDROFÍLICA o humectable en todas las demás. Esto se

logra por medio de colectores y modificadores; la selección de la

combinación apropiada para cada tipo de mineral particular,

constituye precisamente el principal problema del metalurgista a

cargo del beneficio.

1.2.2 FLOTACIÓN DIFERENCIAL. Todos los procesos de concentración

por flotación son selectivos ó diferenciales, por cuanto un mineral ó

grupo de minerales son flotados para separarlos de la ganga que los

acompaña. Ordinariamente, sin embargo la separación de minerales

distintos como los sulfurados de los no sulfurados se conoce como

flotación COLECTIVA ó BULK y el término de flotación

DIFERENCIAL restringe a aquellas operaciones que comprenden la



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separación de tipos similares de minerales, ejemplo la concentración

y subsiguiente separación de sulfuros de plomo, zinc y cobre de un

solo mineral.

1.2.3 REACTIVOS UTILIZADOS PARA LA FLOTACIÓN DE

MINERALES.

Los reactivos se emplean en la flotación con la finalidad de:

- Proporcionar a determinadas especies minerales de una pulpa,

PROPIEDADES QUE LES PERMITAN ADHERIRSE A LAS

BURBUJAS DE GAS.

- DOTAR A LAS PELÍCULAS DE ESTAS BURBUJAS DE

ESTABILIDAD.

Los reactivos de flotación puedan clasificarse como: COLECTORES,

ESPUMANTES y MODIFICADORES,

- COLECTORES (PROMOTORES).- reciben éstos nombres

aquellos reactivos, que siendo absorbidos sobre la superficie de la

partícula sólida en formas de películas muy finas determinan un

aumento del ángulo de contacto. La designación de prometer, se

aplica particularmente a los agentes formadores de películas de

paspesor monomolecular, tales como el xantato sódico

NaS(CS)OR, el cuál es absorbido por el sulfuro de plomo y el

radical xantato (-SCS-), hacia el plomo y el radical alcetílico (-R-)

hacía el lado opuesto. Este hecho proporciona a la superficie del

sólido la propiedad característica de asemejarse a un

hidrocarburo, qua no es mojado por el agua. Se denomina



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COLECTOR, si el material absorbido forma una película de varios

espesores moleculares, el petróleo es un ejemplo de colector

típico, pero tiene la desventaja de formar una espuma grasienta,

difícil de romper en la operación posterior de sedimentación.

- ESPUMANTES. Son necesarios para evitar la coalescencia de las

burbujas de aire cuando llegan a la superficie del agua,

manteniendo así una espuma persistente y de selectividad

deseada. Un buen espumante debe tener la propiedad de

trasladarse fácilmente a la interfase agua – aire, los espumantes

más ampliamente usados son compuestos heteropolares y

surfactantes, que contienen una parte polar ó ávida de agua y otra

no polar ó ávida de aire. En la interfase agua – aire, los

espumantes se orientan con el grupo polar hacia el agua y el

grupo no polar hacia el aire.

- MODIFICADORES. Los reactivos modificadores se usan para

activar la capacidad de absorción del reactivo formador de

películas (colector o promotor), dichos agentes reaccionan con la

superficie del sólido, bien sea por acción química o por absorción

y modifican el carácter de la superficie de uno o más sólidos, lo

que perturba la absorción por ellos del agente colector ó promotor.

Los modificadores pueden actuar como:

- DEPRESANTES. Son aquellos reactivos que inhiben o impiden la

absorción de un colector por una partícula de mineral, impidiendo

por lo tanto su flotación.



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- ACTIVADORES. Se utilizan para aumentar la capacidad de

absorción del reactivo formador de películas (colector o promotor).

- AGENTE REGULADOR DE PH. El grado de acidez o pH del

agua, constituye un factor de gran importancia, ya que regula o

modifica la formación de películas y en muchos casos, la flotación

solo es posible dentro de una estrecha zona de valores de pH.



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CAPÍTULO II

2.- LOS MINERALES DE PAN AMERICAN SILVER SAC

2.1 LAS ZONAS MINERALIZADAS DE LA MINA QUIRUVILCA.

La Mina de QUIRUVILCA, es un yacimiento ubicado en un espacio de 4 por

3kms en el “que se puede ubicar y dibujar grupos de estructuras

mineralizadas ocupando determinado espacio dentro de QUIRUVILCA y

que tienen el mismo relleno de mineral”.

El relleno mineral de cada zona se ha ubicado en diferentes momentos y

de cada uno de los flujos mineralizados (ver fig. 3), lógicamente hay

estructuras reactivadas varias veces y que tienen los 3 flujos por lo que su

mineralización es más compleja.

Se han definido 8 zonas en QUIRUVILCA con agrupaciones de vetas que

tienen un mismo relleno mineral principal. Teniendo estas 8 zonas

definidas, donde cada una tiene minerales ya sea de Pb-Zn (común) de Cu-

Ag (triple) y de Rodocrosita con sulfosales de Ag (triple o docil), se puede

programar los trabajos mineros de explotación, sea para sacar mineral

común ó mineral triple actualmente se trabaja la zona de Cosmos que es

de mineral común (ver fig. Nº 6.1).

Las zonas mineralizadas de QUIRUVILCA y sus principales minerales que

contienen:

ZONA 1: vetas de plomo, zinc, plata y pirita.

ZONA 2: vetas de Plomo, Zinc, Plata y Carbonatos.

ZONA 3: vetas de Plomo, Zinc, Plata y Carbonatos



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2.2 LOS FLUJOS MINERALIZADOS DE QUIRUVILCA.

De los varios flujos mineralizados de QUIRUVILCA, son tres los más

importantes:

- FLUJO 1: de minerales de zinc en blenda negra ó marmatita con

galena, pirita con galena, pirita y cuarzo, se le denomina

MINERAL COMÚN por su alto contenido en plomo y zinc.

- FLUJO 2: minerales de cuarzo – pirita con cobre y escalerita marrón.

Se le denomina mineral TRIPLE – DIFÍCIL, contiene alto

valor de cobre como la Enargita y Luzonita.

- FLUJO 3: minerales de rodocrosita con cuarzo, esfalerita rubia y

sulfosales de plata, con cobre, arsénico y antimonio. Se le

denomina MINERAL TRIPLE – DÓCIL.

Estos tres flujos se presentan solos o en conjunto en una misma estructura

(o filón) siendo la combinación más frecuente del flujo 2 con el flujo 3 que

constituyen el MINERAL TRIPLE, es decir que de el se obtienen

concentrados de plomo, zinc y cobre.

El flujo 1, generalmente solo y ocasionalmente con el flujo 3, y constituyen

el MINERAL COMÚN, del que únicamente se obtienen concentrados de

plomo – plata y concentrado de zinc.

En las tablas siguientes se tienen las muestras y análisis de las diferentes

labores de explotación de la mina y su clasificación según sus flujos de

mineralización.



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LEYENDA PARA LAS TABLAS

MARMT : marmitita W : oeste

RHO : rodocrosita C : centro

QZT : cuarzo S : sur

PY : pirita N : norte

E : este

n.e. : no ensayada



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LOS FLUJOS MINERALIZADOS DE PAN AMERICAN SILVER SAC

MINERA QUIRUVILCA

2.2.1 FLUJO 1: ZINC EN BLENDA NEGRA O MARMITITA.

ZONA

NIVEL

CONJUNTO TAJEO

LABOR

VETA TIPO DE

MINERAL

A N Á L I S I S

% Pb % Zn % Cu OZ/Tm Ag % Fe Gr/Tm As Gr/Tm Sb Gr/Tm B1

WC 500 53 – E R – 80 SAN PEDRO MARMT 4.46 3.25 0.09 13.7 11.0 1,750 800 400

WC 500 55 – N R – 104 – W SAN PEDRO MARMT 5.60 7.28 0.32 25.8 10.34 2,618 1,900 276

WC 500 R – 51 – S R – 07 SAN PEDRO 07 MARMT, RHO 4.57 4.76 0.09 13.1 11.60 1,050 2,400 200

WC 600 R – 62 R – 62 AMANDA MARMT, RHO 2.40 5.98 0.12 13.70 11.90 2,300 450 300

EN 630 L – 10 L – 10 BERNABÉ REY MARMT 9.10 8.70 0.24 21.90 8.60 1,566 960 80

WN 500 55 – N R – 104 – E 104 (FAST) MARMT 3.13 6.73 0.07 12.91 15.50 1,625 890 550

WC 500 53 – E R – 10 – W SAN PEDRO 70 MARMT 4.51 8.24 0.01 15.50 15.0 2,000 1,800 100

WC 450 R – 40 – E R – 408 – E VETA 8 MARMT 3.10 4.50 0.49 10.00 n.e 3,600 1,800 1,200

EN 320 L – 20 L – 20 BOLSONADA 70 MARMT 2.77 7.81 0.23 2.72 22.15 6,250 175 220

EN 320 B – 104 - W 104 LLACSACOCHA MARMT 3.10 9.50 0.17 6.98 17.80 3,300 000 200

LEY PROMEDIO 4.27 6.70 0.18 13.63 13.75 2,606 1,242 353



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2.2.2 FLUJO 2 : MINERALES DE CUARZO – PIRITA CON COBRE

ZONA

NIVEL

CONJUNTO TAJEO

LABOR

VETA TIPO DE

MINERAL

A N Á L I S I S

% Pb % Zn % Cu OZ/Tm Ag % Fe Gr/Tm As Gr/Tm Sb Gr/Tm B1

EC 500 R – 70 R – 70 ALIANZA QZT , Py 2.30 3.96 0.37 8.3 n.e. 2,360 1,500 400

WS 500 - G – 52 W TAPADA QTZ, PY, SI 0.56 1.67 1.05 4.1 14.67 3,400 3,700 370

WE 500 R – 50 – E R – 50 – E ALIANZA QTZ, PY, SI 1.07 4.80 0.26 4.8 10.48 1,100 600 600

WC 500 R – 523 R – 523 FASTIDIOSA QTZ, PY 0.57 2.67 0.42 9.4 12.0 3,600 1,800 498

NE 250 - R – 88 LLACSACOCHA QTZ, PY, Si 0.75 9.50 0.98 11.25 16.20 5,450 1,800 450

NE 400 - G – 12 LLACSACOCHA QTZ, PY, Si 1.80 5.80 2.28 29.10 6.10 10,500 5,600 100

WC 600 R – 84 – 96 R – 84 – 96 ALIANZA QTZ, PY, Si 1.28 5.57 0.90 15.90 11.67 3,500 1,150 600

CW 450 KOSMOS R – 48 – 56 VETA 4 QTZ, PY, Si 3.81 6.12 3.34 22.32 7.30 14,200 5,400 1,681

LEY PROMEDIO 1.51 5.01 1.20 13.13 9.78 5,514 2,694 588



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2.2.3 FLUJO 3. MINERALES DE RODOCROSITA CON CUARZO, ESFALERITA RUBIA Y SULFOSALES DE PLATA.

ZONA

NIVEL

CONJUNTO TAJEO

LABOR

VETA TIPO DE

MINERAL

A N Á L I S I S

% Pb % Zn % Cu OZ/Tm Ag % Fe Gr/Tm As Gr/Tm Sb Gr/Tm Bi

WC 450 R – 41 R – 44 – W VETA 4 RHO, CALCITA 3.82 8.31 0.24 18.80 n.e. 160 2,100 190

SUP.E 4,700 SUB TRINCHERA RESTAURADORA RHO 2.85 0.20 0.21 24.50 n.e. 500 1,500 20

WC 500 R – 38 – NS CAPRICHOSA QTZ, P Y RHO 1.10 3.30 0.41 28.67 6.80 742 1,930 120

SW 500 8 – 50 – NS SAN NARCISO QTZ, P Y RHO 1.90 6.20 0.50 8.6 9.3 1,200 1,340 280

SW 500 8 – 54 – EW SAN FRANCISCO QTZ, P Y RHO 3.25 4.55 0.34 12.0 12.70 2,100 950 150

SW 450 R - 118 8 – 54 - SAN NARCISO QTZ, P Y RHO 2.20 4.00 0.26 14.30 7.3 1,200 1,365 370

LEY PROMEDIO 2.52 4.10 0.33 17.82 9.03 984 1,531 188



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2.2.4 COMENTARIOS SOBRE LOS 3 FLUJOS MINERALIZADOS DE

QUIRUVILCA.

1. LA Minera QUIRUVILCA tiene 92 especies minerales

identificadas pero estas no se encuentran solas separadas, si no,

en asociaciones o flujos mineralizados, sólidos en diferentes

tiempo del magma de la tierra y que se pueden ubicar

perfectamente en el espacio de la mina para su explotación

separada.

2. A los minerales de la primera asociación ó FLUJO 1, se le

denomina “MINERAL COMÚN” o de PLOMO – ZINC y PLATA, y

a los 2 restantes “MINERAL TRIPLE ò de PLOMO – ZINC –

COBRE y PLATA; del cual para efectos de CHANCADO Y

MOLIENDA el FLUJO 1 es considerado BLANDO, el FLUJO 2

DURO y el 3 SEMIDURO.

3. Los minerales más óptimos para la flotación son del FLUJO 1

por:

- Altas leyes de Pb, Zn y Ag.

- Ausencia total de sulfato de Cobre.

- Bajo contenido de Cobre.

4. Los minerales que no podrán explotarse al menos por el

momento, porque no pueden trabajarse económicamente, son

del FLUJO 2, por:

- Altas leyes en arsénico y antimonio, como minerales de

Enargita y Luzonita.



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- Presencia de abundante Sulfato de Cobre que causa

distorsiones durante la flotación.

5. El mineral del FLUJO 3, es más dócil para el tratamiento y

puede ser trabajado, dependiendo de los valores de Ag que

tenga como ley de cabeza, que debe de ser mayor de 10 oz/Tm,

porque sus leyes en Pb y Zn son bajas, pero en general es un

mineral dócil.

6. Estos minerales NO DEBERÁN TRATARSE JUNTOS (como

anteriormente se hacía), por el Sulfato de Cobre que contienen

los del FLUJO 2, causando pérdidas de Zn, que actualmente es

el metal de más alto valor económico; además tienen diferentes

durezas.

7. Con estos flujos mineralizados se da la siguiente tabla: TIPO DE

MINERAL VERSUS RECUPERACIÓN EN LOS

CONCENTRADOS, obtenidas por tratamientos metalúrgicos en

la planta. Se puede apreciar las altas recuperaciones en Pb, Zn y

Ag con el MINERAL COMÚN.



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% RECUPERACIÓN EN LOS CONCENTRADOS

MINERAL Pb Zn Cu Ag

COMÚN 85.18 83.01 - 92.35

TRIPLE 75.99 68.24 59.47 92.95

COMÚN /TRIPLE

1 : 1

68.63 64.30 65.83 79:55

Fuente: laboratorio de procesamiento de minerales, mina PAN AMERICAN SILVER MINA

QUIRUVILCA S.A.C.

2.3 LOS MINERALES DE QUIRUVILCA IDENTIFICADOS.

2.3.1 LAS ESPECIES MINERALES DE QUIRUVILCA. QUIRUVILCA, es

un yacimiento con una mineralogía muy compleja con casi 92

especies de minerales metálicos y de ganga. A continuación damos

la tabla realizada por TOUVENIN en 1983 con análisis

microscópicos, análisis metalorgráficos y de rayos X.



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TABLA 1 LOS MINERALES DE QUIRUVILCA

ESPECIES MINERAL FÓRMULA

1. ELEMENTOS NATIVOS ARGENTITA NATIVA Ag

ARSÉNICO NATIVO As

2. SULFUROS Y

SULFOSALES.

AIKINITA Bi Cu Pb S3

ALABANDITA M S

ANDORITA Pb Ag Sb3 S6

ARGENTITA Ag2 S

BISMUTINITA Bi2 S3

BLENDA Zn S

BORNITA Cu5 Fe S4

BOULANGERITA Pb5 Sb4 S11

BOURNONITA Cu Pb Sb S3

CALCOPIRITA Cu Fe S2

COLUSITA Cu(Sn, V, As, Fe)S4

COSALITA Pb2 Bi2 S5

NOVELITA Cu S

CUPROBISMUTITA (Cu, Ag, Pb)10 Bi12 S23

DIGENITA Cu9 S5

DIAPORITA Ag Pb Sb S3

EMPLECTITA Cu Bi S

ENARGITA Cu3 As S4

FREIBERGITA (Cu, Ag)12 Sb4 S13

FULLOPITA Pb3 Sb8 S15

FAMATINITA Cu3(As, Sb) S4 Sb As

GALENA Pb S

GEOCRONITA Pb5(As, Sb)2 S8

GUSTAVITA Ag3 Pb5 Bi11 S24

JORDANITA Pb5 As2 S8

KOSTERITA Cu3 Zn Sn S4

KOBELITA Pb5 (Bi, Sb)8 S8

LINDSTROMITA Pb Cu Bi2 S5

LUZONITA Cu3 (As, Sb)S4 As Sb

MARCASITA Fe S2

MAWSONITA Cu6 Fe2 Sn S8

MELNICOVITA Fe S

MENEGINITA Cu Pb13 Sb17 S24

MISPICKEL Fe As S

MIARGINITA As2 S3

OROPIMENTO Pb5 Ag2 Sb6 S15

OWHYCEITA Pb5 Ag2 Sb6 S15

PAVONITA Ag2 Cu (Pb, Bi, Sb)9 S16

PIAGIONITA Pb5 Sb8 S17

POLYBASITA Ag16 Sb8 S17

PIRARGIRITA Ag3 Sb S3

PIRITA Fe S2



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PIRROTITA Fe7 S8

SELIGMANNITA Cu Pb(As, Sb) S3

SCHAPBACHITA Ag Si S2

SEMSEYTA Pb9 Sb8 S21

GERMANITA (Cu8 Fe2 Sn2 S12

STANNITA Cu2 Fe Sn S4

STANNOIDITA Cu8 Fe3 Sn2 S12

STEFANITA Ag5 Sn(S, Te)6

ESTIBINA Sb2 S3

TENANTITA Cu12 As S13

TETRADIMITA Bi2 Te2 S

TETRAEDRITA Cu12 S4 S13

ZINKENITA Pb6 Sb14 S27

3. ÓXIDOS E HIDRÓXIDOS AMATASA Ti O2

CASITERITA Sn O2

HEMATINA Fe2 O3

MAGNETITA Fe3 O4

ZINCITA Zn O

GOETITA Fe O OH

PSILOMELANA (Ba, Mn) Mn8 O16 (OH)2

4. CARBONATOS MALAQUITA Cu2 CO3 (OH)2

AMKERITA Ca (Fe, Mg)(CO3)2

AZURITA Cu3 (CO3)(OH)2

CALCITA Ca CO3

CERUSITA Pb (CO3)

DOLOMITA Ca Mg (CO3)2

RODOCROSITA Mn CO3

SIDERITA Fe CO3

SMITHSONITA Zn CO3

5. SILICATOS ADULAIRE K Al Si3 O8

PIROPILITA Al2 Si4 O10 (OH)2

RODONITA (Ca, Mn) Si O3

CUARZO Si O2

SERICITA K Al3 Si3 O10 (OH, F)2

TALCO Mg3 Si4 (O10 (OH)2

KAOLINITE Al2 Si2 O5 (OH)4

6. SULFATOS ANGLESITA Pb SO4

BARITINA Ba SO4

YESO Ca SO4 (H2O)2

CALCANTITA Cu SO4 (H2O)5

GOSLARITA Zn SO4 (H2O)7

7. FLUOR FLUORINA Ca F2

8. WOLFRAMIO SHEELITA Ca WO4

WOLFRAMITA (Fe, Mn) W O4

9. TELURO ALTAITA Pb Te FUENTE: LOS MINERALES POLI METÁLICOS DE QUIRUVILCA – J.M. TOUVENIN

(1983).



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2.3.2 LOS PRINCIPALES MINERALES DE MENA Y GANGA.

IDENTIFICACIÓN NOMBRE FÓRMULA

1. MINERALES

ESENCIALES DE MENA

ESCALERITA (Zn, Fe)S

GALENA PbS

TETRAEDRITA (Cu, Fe, Ag)12(As,Sb)4S13

ENARGITA Cu3 As S4

LUZONITA Cu3(Sb, As)S4 Sb > As

FAMATINITA Cu3(Sb, As) S4 As > Sb

CHALCOPIRITA Cu Fe S2

2. MINERALES

ACCESORIOS DE MENA

GALENO BISMUTITA Pb Bi2 S4

BISMUTINITA Bi2 S3

BOURNONITA Pb Cu Sb S3

JORDANITA Pb14 (As, Sb)6 S23

PIRARGIRITA Ag3 Sb S3

PROUSTITA Ag3 As S3

CALCOSITA Cu2 S

COVELITA Cu S

DIGINITA Cu9 S5

3. MINERALES

METÁLICOS DE GANGA

PIRITA Fe S2

ARSENOPIRITA Fe As S

PIRROTITA Fe7 S8

4. MINERALES DE GANGA CUARZO Si O2

CALCITA Ca CO3

DOLOMITA Ca Mg (CO3)2

SMIHSONITA Zn CO3

MALAQUITA Cu CO3 (OH)2

RODCROSITA Mn CO3

CERUSITA Pb CO3

5. SULFATOS SOLUBLES CALCANTITA Cu SO4 (H2O)5

GOSLARITA Zn SO4 (H2O)7

FUENTE: TRABAJO REALIZADO POR EL Dr. CÉSAR CANEPA – JUNIO

1,988.



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2.3.3 LOS ELEMENTOS PENALIZABLES EN LOS CONCENTRADOS.

A continuación se da los contenidos y límites de los elementos

penalizables que desvalorizan los concentrados en los contratos de

venta de las producciones de PAN AMERICAN SILVER SAC,

Minera Quiruvilca.

CONCENTRADO DE PLOMO.

Los elementos penalizables son:

ARSÉNICO : 0.5% libre, y cualquier exceso por 0.1% se

penalizará a razón de US$ 1.40 por tonelada

métrica seca.

BISMUTO : 0.3% libre, y cualquier exceso por cada 0.1%

se penalizará a razón de US$ 1.50 por

tonelada métrica seca.

ANTIMONIO : 0.5% libre, y cualquier exceso por cada 0.1%





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- CONCENTRADO DE ZINC.


FIERRO : 0.5% libre, y cualquier exceso por 0.1% se


métrica seca.

ARSÉNICO : 0.5% libre, y cualquier exceso por 0.1% se


métrica seca.

ANTIMONIO : 0.25% libre, y cualquier exceso por cada

0.1% se penalizará a razón de US$ 1.50 por


SÍLICE : 4.5% libre, y cualquier exceso por cada 0.1%





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- CONCENTRADO DE COBRE.


ZINC : 2.5% libre, y cualquier exceso por cada 0.1%


tonelada corta seca.

PLOMO : 8% libre, y cualquier exceso por cada 0.1%



ARSÉNICO : 0.5% libre, y cualquier exceso por cada 0.1%



ANTIMONIO : 0.15% libre, y cualquier exceso por cada

0.1% se penalizará a razón de US$ 4.00 por


ALUMINA : 2.0% libre, y cualquier exceso por cada 0.1%



AZUFRE : se penaliza de acuerdo a la siguiente fórmula:

(3 – 5%) a US$ 0.50 por tonelada corta seca

por cada 1.0% de exceso.



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CAPÍTULO III

3.- MATERIAL Y MÉTODO

3.1.- MATERIA PRIMA.

Actualmente en QUIRUVILCA, solo se explota y se trata el “MINERAL

COMÚN”, con una ley de cabeza promedio de:

% Pb % Zn % Cu % Oz /Tm Ag

MINERAL COMÚN 3.55 6.55 0.15 9.80

3.2.- REACTIVOS UTILIZADOS.

Los reactivos utilizados en la planta concentradora son:

3.2.1.- COLECTORES (PROMOTORES): Tenemos al

- XANTATO AMILICO DE POTASIO (Z-6): C5H11OCS2K, es el más

potente de los xantatos, es útil en las operaciones que requieren

un colector potente y no selectivo para los minerales sulfurosos.

Es completamente soluble en agua, se usa en la planta a una

concentración del 4% su color fluctúa desde blanquecino a

amarillo profundo, sin variaciones de su poder colector, están en

forma de perdigones (pellets), a fin de reducir el polvo en su

manejo.

- AEROFLOAT 242: es básicamente un ácido ditiofosfórico, es el

colector más selectivo de los promotores AEROFLOAT Líquidos.

Es un colector fuerte y ha encontrado gran aceptación



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particularmente en la flotación del sulfuro de Cobre y Plomo, en la

presencia de sulfuros de escalerita y hierro, donde la selectividad

hacía estos últimos sulfuros representa un problema serio. Es

soluble en agua y se utiliza en la planta a una concentración del

10%.

3.2.2.- ESPUMANTES: Tenemos el

- DROWFROTH 250: es un ETER GLICOLICO DEL

POLIPROPILENO, es un espumante completamente en el agua,

se utiliza en la planta a una concentración de 4% causa la

selección selectiva de minerales sulfurados de Plomo y Zinc,

trabaja con un amplio PH – 8.5 – 12.5. La ventaja del

DROWFROTH 250, como es completamente soluble en agua,

puede agregarse en cualquier punto del circuito de flotación sin

necesidad de efectuar un acondicionamiento especial, por lo tanto

su acción rápida y fácilmente ajustable es de utilidad en las

variaciones del mineral.

3.2.3.- MODIFICADORES: Tenemos los que actúan como:

DEPRESANTES.

- CIANURO DE SODIO (NaCN): se le utiliza para la separación de

la Galena de la escalerita y pirita, actuando como un agente

depresor de estos últimos. Los minerales de Plomo flotan

fácilmente en presencia del cianuro, ya que el uso de éstos ayuda

a limpiar la superficie de la Galena, haciéndola más fácil de flotar,



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por lo que dicha propiedad se utiliza para la flotación selectiva de

la Galena con respecto a los minerales de cobre, pirita y

esfalerita, aunque con la pirita se usa como un complemento la

cal para deprimirla. Se utiliza al 5% de concentración.

- SULFATO DE ZINC (ZnSO4): en un circuito de flotación de plomo

se usa a menudo el conjunto NaCN con el ZnSO4, para lograr la

depresión de los minerales de zinc y pirita. La cantidad usual del

sulfato de zinc es de 3 a 5 veces la cantidad de cianuro. La

alimentación de esta combinación de reactivos generalmente se

divide entre el circuito de molienda y las celdas de limpieza. Se

utiliza al 10% de concentración.

ACTIVADORES.

- SULFATO DE COBRE (CuSO4 . 5 H2O): es el activador más

usado y más económico para los sulfuros de zinc. Generalmente

se adiciona a la pulpa en el acondicionador, ya que los minerales

de zinc se presenta a la flotación en su forma natural, pues el

cobre es absorbido en la superficie de la escalerita y las

partículas así cubiertas se comportan igual al correspondiente

mineral de cobre. Se utiliza a una concentración del 10%.

AGENTE REGULADOR DE PH.

- CAL (CaO): se utiliza como regulador de pH, generalmente se

usa en forma de cal hidrata (Ca(OH)2). Además de ser un



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regulador, la cal actúa como depresor de los sulfuros de hierro y

un exceso como depresor de los minerales de plata.

3.3.- CAPACIDAD DE TRATAMIENTO.

La planta concentradora de QUIRUVILCA, tiene una capacidad de

tratamiento de: 1,000 toneladas métricas diarias.

3.4.- CIRCUITO DE CHANCADO Y TRITURACIÓN.

Tiene por finalidad la de reducir el mineral de tamaños gruesos, para

facilitar el trabajo de los molinos y economizar costos de producción.

El mineral proveniente de la mina, es sometido a un previo CHANCADO y

es trasladado a las tolvas de gruesos; cada tolva tiene una capacidad de

250 Tm, el mineral es descargado de cada tolva con la ayuda de un

alimentador vibratorio, hacia la faja Nº 1, (ver diagrama de flujo de la planta

concentradora) de ésta pasa a la faja Nº 2, con la descarga de ésta faja

empieza en sí la sección de chancado, en ella se puede distinguir un

CHANCADO PRIMARIO y un CHANCADO SECUNDARIO.

3.4.1.- CHANCADO PRIMARIO. Se ejecuta en una chancadora

giratoria Mc CULLY 13’ de la ALLIS CHALMERS, para lo cual la

descarga de la faja Nº 2 pasa a un cedazo vibratorio primario de dos

parrillas (hacen las veces de una malla), la primera tiene una abertura de

3”, donde el nivel mayor de 3” constituye a alimentación de la

chancadora primaria y el mineral menor de 3” es clasificado por la

segunda parrilla que tiene una abertura de 1”, el mineral grueso pasa al



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chancado secundario, mientras que los finos pasan a la faja Nº 5 con

destino las tolvas de finos.

3.4.2.- CHANCADO SECUNDARIO. Se ejecuta en una chancadora

giratoria HYDROONE CRUSHER, el producto de la chancadora primaria

pasa a la faja Nº 3, de ella pasa a la faja Nº 4 y finalmente al cedazo

secundario de 1” de abertura, donde el mineral grueso de dicho cedazo

junto con el mineral grueso de la segunda parrilla de 1” del chancado

primario constituyen la alimentación a dicha chancadora, la descarga de

ésta pasa a la faja Nº 3 con destino al cedazo secundario, constituyendo

así un circuito cerrado. En dicha chancadora el mineral es reducido de -

1” a -0.5”. Finalmente las partículas menores a 1” pasan a la faja Nº 5 de

allí a la faja Nº 6, para luego ser almacenadas en las tolvas de finos.



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3.5.- CIRCUITO DE MOLIENDA.

La molienda constituye el paso final del proceso de reducción de tamaño.

Dicho proceso es importante porque de el depende el tonelaje y la

liberación del mineral valioso que después se deberá concentrar por el

proceso de flotación.

Con la molienda se desea obtener un producto final muy clasificado, lo cual

se logra con el método de molienda en circuito cerrado, es decir el molino

primario entrega la pulpa mineral al molino secundario y éste trabaja con un

clasificador, donde los finos pasan al circuito de flotación y los gruesos se

recirculan al molino (secundario), este asegura un grado de alimentación

elevado y un producto final con determinado tamaño y mejora clasificado.

La sección molienda, cuenta con 5 tolvas de finos de 250Tm de capacidad,

de donde el mineral es alimentado por medio de fajas transportadoras al

molino primario. La molienda se divide en:

3.5.1.- MOLIENDA PRIMARIA. Constituido por el molino de barras con

las siguientes características:

MOLINO : de BARRAS

MARCA : FIVE LILLE CAIL

FORMA : CILÌNDRICO

TAMAÑO : 1.8 mt x 4 mt

CAPACIDAD DE TRATAMIENTO : 48 Tm/Hr



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3.5.2.- MOLIENDA SECUNDARIA. Constituido por 3 molinos de bolas,

con las siguientes características, cada uno de los cuales operan en

circuito cerrado con su respectivo clasificador.

MOLINO : de BOLAS

MARCA : HARDINGE

FORMA : CÓNICO - CILINDRICO

TAMAÑO : 2.4 mt x 1 mt - variable

CAPACIDAD DE TRATAMIENTO : 16 Tm/Hr

3.5.3.- CLASIFICACIÓN. El objeto de la clasificación es la de entregar al

proceso de flotación el mineral granulométricamente preparado, de tal

manera que el producto recibido de la descarga del molino secundario

es clasificado, en finas y gruesas, donde el producto fino es enviado al

circuito de flotación y el producto grueso se recircula nuevamente al

molino secundario, constituyendo lo que se llama “carga circulante”.

Como se dijo anteriormente, cada molino secundario dispone de un

clasificador con las siguientes características:

CLASIFICADOR : TIPO RASTRILLO

MARCA : DORE DUPLIX

FORMA : TANQUE RECTANGULAR DE FONDO

INCLINADO

TAMAÑO : 8’ x 26’



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3.6.- CIRCUITO DE FLOTACIÓN.

El mineral con granulometría óptima clasificada, es enviado a un

acondicionador de pulpa, donde se le agrega los reactivos necesarios para

la flotación. Un circuito de flotación consta de:

- CELDAS DE CONCENTRACIÓN O ROUGHER: donde se recupera la

mayor cantidad posible de las especies valiosas.

- CELDAS DE AGOTAMIENTO O SCAVENGER: donde se recuperan las

especies valiosas que se escaparán en la flotación anterior, constituye

un producto medio juntamente con el relave de la sección limpieza.

- CELDAS DE LIMPIEZA O CLEANNER: se eliminan las impurezas

contenidas en el concentrado rougher.

3.6.1.- CIRCUITO DE PLOMO. Existen 3 circuitos de flotación para el

Pb.El mineral que se encuentra en el acondicionador de pulpa, es

bombeado paralelamente a los 3 circuitos de flotación, que tienen las

mismas características de marca y tamaño. Constan de una etapa

ROUGHER con 5 celdas DENYER DR 21, las espumas van a la etapa

de LIMPIEZA, que consta de 4 etapas, la etapa general consta de 6

celdas DENVER SUB A 18, produciendo el concentrado de Plomo. El

relave ROUGHER es tratado en una etapa SCAVENGER con 6 celdas

DENVER DR 24, las espumas es bombeada a la cabeza del ROUGHER

y el relave es bombeado al acondicionador de Zinc.



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3.6.2.- CIRCUITO DE FLOTACIÓN DE ZINC. Existe un solo circuito de

flotación de Zinc, para este circuito, está formado por celdas DENVER

de mayor capacidad de tratamiento, donde se trata todo el relave

(cabeza de Zinc) proveniente de los 3 circuitos de flotación de Plomo.

El circuito de Zinc, trata los relaves de flotación del Plomo, éstos

llegan a los acondicionadores de Zinc, donde es agregado el reactivo

SULFATO DE COBRE, que es reactivador más usado y económico

del Zinc, luego pasan a una etapa ROUGHER con 5 celdas DENVER

DR 300, las espumas pasan las etapas de primera, segunda y

tercera limpieza con 4, 4 y 2 celdas DENVER DR 100,

respectivamente, y el relave del ROUGHER es tratado en una etapa

SCAVENGER de 5 celdas DENVER DR 300, donde las espumas son

bombeados al acondicionador y el relave bombeados a sus

respectivas canchas de relaves.

Un circuito de flotación, se puede representar esquemáticamente así:

ALIMENTACIÓN

FLOTACIÓN ROUGHER FLOTACIÓN SCAVENGER

FLOTACIÓN CLEANNER

MEDIOS

COLAS

CONCENTRADO



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3.7.- PRODUCTOS OBTENIDOS POR FLOTACIÓN EN LA PLANTA

CONCENTRADORA.

Los productos obtenidos por la planta concentradora, utilizando los 2 tipos

de mineral en que han sido clasificados, se dan a continuación con sus

respectivos balances metalúrgicos:

3.7.1.- CON MINERAL COMÚN.

PRODUCTOS TMS

L E Y E S % RECUPERACIÓN

% Pb % Zn % Cu Oz

Ag/Tm Pb Zn Cu Ag

ALIMENTACIÓN 583.0 3.394 5.058 0.169 9.939 100 100 100 100

CONC. PLOMO 25.5 66.105 5.886 2.383 179.465 85.78 5.06 75.94 81.75

CONC. ZINC 48.0 3.196 51.033 0.469 12.483 7.67 83.01 21.86 10.60

RELAVE 509.5 0.274 0.686 0.030 1.215 7.15 11.93 2.20 7.65

FUENTE: Laboratorio de procesamiento de minerales: PAN AMERICAN SILVER MINERA

QUIRUVILCA.



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3.7.2.- CON MINERAL TRIPLE.

PRODUCTOS TMS


% Pb % Zn % Cu

Oz

Ag/Tm

Pb Zn Cu Ag

ALIMENTACIÓN 361.0 2.390 2.390 0.680 8.576 100. 100. 100. 100.

CONC. COBRE 4.21 6,500 5.500 34.650 356.650 0.49 3.17 59.47 52.62

CONC. PLOMO 13.51 4.800 4.800 3.220 59.540 75.99 7.51 17.72 29.16

CONC. ZINC 12.76 46.160 46.160 1.800 27.010 9.94 68.24 9.35 12.07

RELAVE 330.53 0.550 0.550 0.100 1.350 13.58 21.07 13.46 7.00


QUIRUVILCA.



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3.7.3.-CON MINERAL COMÚN / TRIPLE.- El tratamiento metalúrgico de

una mezcla de estos dos tipos de mineral, en una relación aproximada de 1: 1.

PRODUCTOS TMS


% Pb % Zn % Cu Oz

Ag/Tm Pb Zn Cu Ag

ALIM. TRIPLE 519.0 1.066 2.925 0.573 6.525

ALIM. COMÚN 469.0 2.008 4.030 0.340 7.934

ALIM. GRAL 988.0 1.513 3.447 0.463 7.020 100 100 100 100

CONC. COBRE 13.93 11.330 9.635 21.597 230.608 10.56 3.93 65.83 45.20

CONC. PLOMO 16.73 61.327 4.191 1.322 88.330 68.63 2.05 4.84 20.79

CONC. ZINC 43.50 1.557 50.4790 0.980 12.502 4.53 64.30 9.33 7.65

RELAVE 913.84 0.266 1.100 0.100 1.862 16.28 29.72 20.0 23.94


QUIRUVILCA.



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TABULANDO: TIPO DE MINERAL VRS RECUPERACIÓN EN LOS

CONCENTRADOS:

MINERAL % RECUPERACIÓN EN LOS CONCENTRADOS

Pb Zn Cu Ag

COMÚN 85.18 83.01 - 92.35

TRIPLE 75.99 68.24 59.47 92.95

COMÚN/TRIPLE 68.63 64.30 65.83 79.55


QUIRUVILCA.

Podemos observar que con el MINERAL COMÚN, se tiene las mejores

recuperaciones en los 3 elemento económicos que concentra QUIRUVILCA,

razón por lo que se le trabaja actualmente.



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3.8.- PROBLEMAS MINERALÓGICOS EN RELACIÓN A LA

METALURGIA.

Ejemplos de problemas mineralógicos ilustrará algunas de estas

particularidades y mostrara la inter-relación de la MINERALOGÍA en la

METALURGIA de los minerales, donde se ha definido los siguientes:

3.8.1.- PRESENCIA DE CALCANTITA ó CHALCANTITA

(CuSO4. 5 H2O):

La CALCANTITA ó CHALCANTITA, es un mineral de origen

secundario, producido por la oxidación de minerales primarios de

Cobre, la CHALCANTITA, es un sulfato de cobre penta-hidratado,

soluble en agua y es usado como reactivo ACTIVADOR de menas de

sulfuros de Zinc en la metalurgia de flotación. En QUIRUVILCA

existen algunas vetas que contienen alto porcentaje de esta sal,

encontrándose entre 0.02 a 0.05%, que viene a representar entre

200 a 500 granos de sulfato de cobre por tonelada de mineral, y que

es el rango de dosificación de reactivo necesario, para la activación

del Zinc en un proceso de flotación.

Cuando se mezclan minerales con alto porcentaje de CHALCANTITA

con minerales dóciles, existe en los productos obtenidos

desplazamientos de Zinc hacia los concentrados de plomo y cobre

resultando productos contaminados de bajas leyes y recuperaciones,

a continuación damos un balance metalúrgico con este problema:



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Productos Peso

Tm

LEYES % RECUPERACIÓN

Pb % Zn % Cu Oz

Ag/Tm Pb Zn Cu Ag

ALIMENT. 974 2.162 4.62 0.509 8.656 100 100 100 100

CONC.COBRE 13 4.10 17.85 18.33 222.54 2-35 4.31 50.16 32.06

CONC. PLOMO 29 58.31 6.89 4.07 108.70 78.23 3.72 20.56 38.58

CONC. ZINC 65 1.96 50.51 1.08 14.30 6.95 73.23 13.81 11.89

RELAVE 867 0.27 0.91 0.08 1.68 12.47 18.74 15.47 19.06


QUIRUVILCA.

Actualmente las labores de explotación de mineral con alto

porcentaje en CHALCANTITA han sido paralizadas.



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3.8.2.- PRESENCIA DE MINERALES ÁCIDOS:

Se ha determinado que la mayor o menor cantidad de carbonatos en

las muestras, influye en el grado de acidez de los minerales, existen

algunas labores mineras de explotación en la que sus minerales son

muy ácidas, teniendo un pH natural entre 3.0 y 3.5. Generalmente la

mayoría de los minerales poseen un pH natural entre 5.0 y 6.0.

La dosificación estándar de CAL (regulador de pH) en el tratamiento

metalúrgico de estos minerales, resulta muchas veces insuficiente,

ocurriendo pérdidas en forma intermitente ya sea por rebases o

asentamientos de minerales en los circuitos de flotación, debido a la

inestabilidad del pH en el tratamiento con estos minerales.

Las labores mineras de explotación de minerales ácidos han sido

detectadas y se almacenan en una tolva de alimentación única para

su tratamiento en la planta concentradora. Al molino primario a un

flujo constante de masa, se va suministrando junto con minerales

normales de tal manera que no afecte el pH en forma brusca al

proceso de flotación.



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3.8.3.- PRESENCIA DE MINERALES DUROS Y BLANDOS EN LA

MOLIENDA.

La clasificación de los minerales, en triple y común (duras y blandas

respectivamente), se ha realizado basándose en sus composiciones

y características mineralógicas. Los análisis de mallas para estos 2

tipos de mineral, en pruebas que se realizaron de molienda, con las

mismas condiciones, dan resultados distintos.

Al realizar los análisis granulométricos correspondientes a cada

mineral, se observa que los grados de molienda alcanzados en cada

malla son diferentes. A continuación se dan los resultados de las

pruebas de granulometría:

CONDICIONES DE LA MOLIENDA:

MOLINO : Molino de bolas TIPO DENVER, de 10.5 lt de

capacidad.

MINERAL : 1.0 kg ya sea de mineral común, triple ó una

mezcla 1:1 de los 2 anteriores.

AGUA : 500 ml

TIEMPO DE MOLIENDA: 12 minutos



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PORCENTAJE EN PESOS

MALLA % TRIPLE % COMÚN % 1:1 Triple-Común

+ 57 0.16 0.60 6.80

+ 70 1.60 2.60 8.60

+ 100 6.30 5.80 12.10

+ 140 11.60 9.80 10.20

+ 200 14.00 8.40 7.10

+ 325 19.90 16.70 9.20

- 325 46.40 56.40 46.00

100 100 100


QUIRUVILCA.

Por lo que se puede decir, según los resultados granulométricos, que cada tipo

de mineral tiene diferente grado de molienda. Anteriormente se realizaba el

proceso de molienda, con una mezcla de éstos 2 minerales (común y triple)

ocurriendo: demasiada formación de lamas para el mineral blando y un alto

porcentaje de gruesas para el mineral duro, donde su análisis granulométrico,

según la prueba, oscila entre dos extremos, alto porcentaje de mineral grueso

así como alto porcentaje de mineral fino.

Los resultados observados en la molienda de esto dos tipos de minerales,

condujeron a un mejor ajuste y clasificación del mineral de mena; y en su

tratamiento metalúrgico se llegó a la conclusión de no mezclarlos en la

molienda y así poder alcanzar los grados óptimos de granulometría para la

flotación, como mejorar las recuperaciones en los elementos valiosos.



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NOTA: se considera porcentaje de grueso al mineral entre las mallas + 50 y +

70 mientras que el porcentaje de finos se considera entre las mallas + 325 y –

325.

3.8.4.- PRESENCIA DE INTERCRECIMIENTOS FINOS DE

MINERALES.

Los problemas por ínter-crecimiento se presentan cuando los

minerales se encuentran íntimamente asociados, es decir muy finos

(ó a nivel submicroscopico) en la matriz de un mineral y aún con una

molienda muy fina, será difícil liberarlos, no lográndose una buena

separación de los elementos ocurriendo además contaminaciones y

bajas recuperaciones en los concentrados obtenidos, así como altos

valores de elementos valiosos en el relave.

- ESCALERITA. Los principales intercremientos finos de la

escalerita (ZnFeS) es con la CALCOPIRITA (CuFeS2), PIRITA

(FeS2) y otros minerales de ganga por lo tanto, la flotación de las

partículas de escalerita finamente intercrecidos con los dos

primeros minerales, contaminarán el concentrado de zinc con

COBRE y FIERRO.

- GALENA (PbS). Los intercrecimientos más comunes de la galena

son con la escalerita, cobre gris (tetraedrita), pirita y gangas. En

las fracciones – 270 y + 400, se observa la galena adosada como

diminutas partículas en los bordes de estos minerales, al estar

intercrecidas con partículas mayores de escalerita y tetraedrita



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flotan con estos y forman parte de las impurezas de plomo en los

concentrados de zinc y cobre, además aquellas adosadas a pirita

y ganga se pierden en los relaves. El contenido de plata en los

concentrados de plomo, parte se debe a partículas finas de

tetraedrita argentífera antenas crecidas con partículas de galena.

- ENARGITA Y TETRAEDRITA. La enargita (Cu3AsS4), se

presenta mayormente en partículas libres a partir de la malla +

100; la tetraedrita ó cobre gris – (Cu, Fe, Ag)12(As, Sb)4S13,

además de partículas libres, se presenta como partículas mixtas

intercrecidas con Escalerita, Galena y Sulfosales de Plomo, difícil

de liberar. Estos minerales de intercrecimientos al parecer son

responsables de los otros elementos penalizables (es decir aparte

del arsénico y el antimonio) presentes en los concentrados de

cobre.

3.8.5.- PRESENCIA DE INCLUSIONES DE MINERALES.

Se dice de inclusiones ó de entrampamiento de minerales, cuando un

mineral no valioso se encuentra dentro de algunos granos ó

partículas de mineral valioso, presentándose también en forma

inversa, es decir mineral valioso incluido en mineral no valioso.

- Inclusiones dentro de la ESCALERITA (Zn Fe S). las inclusiones

más frecuentes son: CALCOPIRITA (Cu, Fe, S2), GALENA (Pb,S)

ESTANOIDITA (CuS5 (Fe,Zn)2 SnS8), CASITERITA (SnO2) y

PIRITA (FeS2).



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- Inclusiones dentro de la GALENA (PbS). Las inclusiones más

frecuentes son: sulfosales de plata como, la PIRARGIRITA

(Ag3Sb S3), PROUSIA (Ag3AsS3); observadas en algunas

partículas mayores de galena y la RLEISBENITA (Pb Ag Sb S3),

además inclusiones de: GALEOBISMUTITA (Pb Bi2 S4),

BISMUTITA (Bi2 S3), EMPLECTITA (Cu Bi S2), PAVONITA (Ag2

Cu (Bi, Sb, Pb)9 S16), GEOCRONITA (Pb5 – (Sb, As), S8),

BOULANGERITA (Pb5 Sb4 S11), ANDORITA (Pb, Ab, Sb3 S6),

NOVELITA (Pb5(Bi, Sb)S17) y ARSENOPIRITA (Fe As S).

- Inclusiones dentro de MINERALES DE COBRE. Las inclusiones

más frecuentes en los minerales de Cobre son:

CALCOPIRITA ó CHALCOPIRITA (Cu Fe S2): se presentan

inclusiones muy finas de MISPIKEL (Fe As S), BORNITA (Cu,

Pb, Sb S3), ESTANITA (Cu2FeSnS4) y BLENDA (ZnS).

LUZONITA (Cu3 As S4): presenta inclusiones de ENARGITA

(Cu3AsS4) y CALCOPIRITA (Cu Fe S2).

TETRAEDRITA ó COBRE GRIS (Cu12(As, Sb)4 S13) : presenta

inclusiones de COLUDITA (Cu3(Sn, V, As, Fe)S4), BORNITA

(Cu, Pb, Sb S3) y SULFOSALES DE PLOMO y BISMUTO.

- Inclusiones dentro de la PIRITA (Fe S2). Es un de las inclusiones

que ocurre más frecuentemente, es un problema intrínseco por lo

que se pierden minerales valiosos en el relave (como plata y

plomo), tenemos mayormente entrampamiento de FLEISLENITA



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(AgPbSbS3), COBRE GRIS, HESITA (Ag2 Te), ANDORITA (Pb,

Ag, Sb3 S6) y algunas veces GALENA (Pb S) y BLENDA (Fe S).

3.8.6.- PRESENCIA DE MINERALES DE ZINC EN EL RELAVE

En el trabajo de J. M. TOUVENIN de MINERALES, se encuentran

identificados los siguientes minerales de Zinc:

ESCALERITA Zn S (ó sustituidas con Fe – Zn Fe S)

GOSLARITA Zn SO4. 7 H2O

ZINCIT Zn O

SMITHSONITA Zn CO3

Se obtiene relaves con valores entre 0.5 y 1.0% en Zinc. Parte de las

pérdidas de Zinc en los relaves, son causadas por la presencia de la

ZINCITA y SMITHSONITA, que son minerales oxidados que no

flotan, y que constantemente “INFLAN” la ley de Zinc en el relave.

3.8.7.- PRESENCIA DE ELEMENTOS PENALIZABLES EN LOS

CONCENTRADOS DE PLOMO Y COBRE.

- CONCENTRADO DE PLOMO. El principal mineral de Plomo es la

GALENA (Pb S), pero existen además otro minerales de Plomo,

bajo la forma de sulfosales de Plomo, que lógicamente son



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recolectados durante la flotación y forman parte del concentrado

de Plomo, entre estos sulfosales tenemos:

BOULANGERITA Pb5 Sb4 S11

OWHYEEITE Ag2 Pb5 Sb6 S15


SELIGMANITA Cu Pb (As, Sb) S3

GEOCRONITA Pb14 (Sb, As)6 S23

ANDORITA Ag Pb Sb3 S6

GALENO BISMUTITA Pb Bi2 S4

De donde, se puede deducir que, los elementos penalizables en

el concentrado de plomo, son parte de la “composición química”

de sus minerales que flotan en el proceso, razón por la cual

siempre estarán presentes el arsénico, antimonio, cobre y

bismuto en sus concentrados.

- CONCENTRADO DE COBRE. Los minerales del yacimiento que

contiene cobre, son generalmente sulfosales de cobre – plata con

arsénico y antimonio denominado COBRE GRIS, cuya fórmula

química se representa: Cu (As, Sb, Ag, Bi, Fe) S. Entre los

minerales de cobre tenemos:

CALCOPIRITA Cu Fe S2


ESTANITA Cu2 Fe Sn S4

ENARGITA Cu3 As S4



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BORNITA Cu5 Fe S4

EMPLECTITA Cu Bi S2

COVELITA Cu S

GERMANITA Cu2 Ge S4

LUZONITA Cu3 As S4

TEMANTITA Cu12 As4 S13

TETRAEDRITA Cu12 (Sb, As)4 S13

La tetraedrita argentífera (cobre gris), parece ser el principal

mineral portador de plata en los concentrados de cobre, debido a

que los sulfuros de plata (Argentita – Ag2 S) ocurren solamente en

cantidades trazas, en muestras analizadas. Por la composición

química de los minerales de cobre, no se podrá desligar en el

proceso de flotación los elementos: Arsénico, Antimonio, Bismuto

y Fierro; que son los causantes de las mayores penalidades

económicas a este tipo de concentrado, convirtiéndole en no

comercial por los cuidados ecológicos ambientales y actualmente

para la compañía no resulta rentable trabajar estos minerales.



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62

3.8.8.- PRESENCIA DE VALORES ALTOS DE PLATA EN LOS

RELAVES.

PLATA

TOTAL

GALENA

Pb S

TETRAEDRITA

Cu12(As,Sb)4 S13

ESCALERITA

Zn S

TEMANTITA

Cu3 As S3

PIRITA Y

OTROS

100% 16.5% 59.8% 7% 4.7 % 12%

De donde se deduce que:

- 64.5 % de la plata está en COBRE GRIS (tetraedrita y temantita),

existiendo una gran afinidad de la plata con el antimonio (59.8%).

- Teóricamente flotando bien la Galena y los COBRES GRISES, a

donde se añaden sulfosales de plomo – plata, se puede superar

el 80% de recuperación de plata en los concentrados de plomo y

cobre donde el valor económico de la plata es rentable.

- Hay plata que se pierde al relave irremediablemente con la pirita

(12.00%), aunque parte de esta plata aparece en la pirita que

tienen los concentrados como ganga.

3.8.9.- PRESENCIA DE ORO EN QUIRUVILCA.

A pesar de las altas leyes de Plata del mineral de cabeza, no

presenta valores considerables de Oro que justifiquen análisis por

este elemento en el mineral de mina. Además que no ha sido

ubicado en los estudios microscópicos de detalle realizados por

J.M.TUYENIN.

- En el concentrado de Plomo, se ha encontrado 0.99 gr

Au/tonelada de concentrado.



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- En el concentrado de Cobre, se ha encontrado 3.92 gr Au por

tonelada de concentrado; valor que si es significativo en las

liquidaciones, ya que se valoran en $/Oz. Por otro lado los

concentrados de Cobre se conforman mayormente las sulfosales

de Plata con Cobre, Arsénico y Antimonio

(COBRE GRIS), por lo que se supone que el Oro se ubica como

pequeñas inclusiones asociado a éstos COBRES GRISES.

- Por otro lado QUIRUVILCA se ubica en la parte norte del Perú

con minerales de Pb – Zn – Cu y Ag principalmente, que es muy

diferente a las provincias auríferas de Nazca – Arequipa y de la

Cordillera Oriental del Norte Central (sierra de La Libertad) y otras

conocidas.

- La ley promedio de Oro en los minerales es aproximadamente de

0.1% por tonelada.



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64

CAPÍTULO IV

4.- RESULTADOS

4.1 METODOLOGÍA.

En pruebas de laboratorio, se deben seguir los procedimientos adecuados

para obtener resultados que sean razonablemente cercanos al

comportamiento metalúrgico a escala de planta. Se presentan en los

párrafos siguientes los procedimientos, desde el muestreo del mineral

hasta la finalización de las pruebas metalúrgicas.

4.1.1 MUESTREO.

Pocos cuerpos minerales son tan homogéneos que no muestran

alguna variación en sus resultados de flotación, cuando se toma

muestras de minerales de diferentes sitios de un depósito. Se deben

tomar un número suficiente de muestras, de varias partes dentro del

yacimiento, de tal manera que los resultados de las pruebas

subsecuentes, reflejen realmente lo que puede esperarse en la

planta concentradora que recibe el mineral.

Puesto que la mayoría de los minerales sulfurosos están sujetos a

cambios en la respuesta a la flotación, debido al empañamiento y a

la oxidación; es importante que las muestras tomadas sean de

tamaño tan grueso como sea práctico. Por la misma razón las

muestras deben ser suficientemente grandes – en peso – de manera



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65

que se pueda completar una investigación antera con una sola

muestra, sin tener que volver a muestrear el depósito.

En casos de planta, en operación, las muestras pueden ser tomadas

de la banda de alimentación del mineral de tamaño grueso a la

sección de molienda. Las muestras deben ser tomadas por un

periodo de tiempo suficiente de manera que el mineral sea

representativo del que la planta está tratando. En algunos casos

puede ser mas deseable tomar las muestras de la pulpa del

“OVERFLOW” del clasificador, tal que la granulometría de

alimentación a flotación para las pruebas de laboratorio sea la

misma que de la planta. En estos casos es generalmente deseable

tomar, muestras de pulpa fresca diariamente, puesto que el mineral

sólido, está más sujeta a efectos de añejamiento que el mineral

fresco.

4.1.2 PREPARACIÓN DE LAS MUESTRAS.

El mineral grueso, debe ser transportado al laboratorio tan pronto

como sea posible y secado por aire. Para la molienda, la muestra

debe ser quebrada a un grado de tamaño manejable para facilitar

una división representativa. La reducción de tamaño se realiza:

1. El mineral es sometido a un chancado gradual en el laboratorio,

con la CHANCADORA DE QUIJADA; las muestras recibidas

tienen un peso aproximadamente 20 kilos, obteniendo el análisis



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granulométrico de la TABLA 2, con un porcentaje de mineral en

malla – 10 de 19.73%.

2. Seguidamente se pasa el mineral por un molino de cilindros

paralelos, obteniendo el análisis granulométrico de la TABLA 3,

con un porcentaje de mineral en la malla – 10 de 56.86%,

aumentando con respecto a la anterior.

MALLA % PESO MALLA % PESO

1 ¼” 0.80 1” 4.90

1” 16.08 ¾” 6.74

¾” 18.81 ½” 9.94

½” 20.36 ¼” 8.75

¼” 15.79 10 12.81

10 13.93 - 10 56.86

- 10 14.23

TOTAL 100 TOTAL 100

Fuente: Elaboración propia

3. toda la molienda, debe llevarse preferentemente a menos 10

mallas (1.68 mm), la muestra es tamizada con esta malla, SERIE

TYLER obteniéndose aproximadamente 20 kilos.

4. El mineral «menor de 10 mallas es luego dividido

representativamente en porciones iguales de peso conveniente

para la prueba de flotación. La muestra es dividida

manualmente, usando el equipo divisor R1FFLES, obteniéndose



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muestras homogéneas y representativas de aproximadamente 1.0

kilo, para los ensayos metalúrgicos a realizar. Las nuestras son

colocadas en bolsas de plástico» y selladas, para evitar la

contaminación, la oxidación u otros efectos de añejamiento. Ver

Fig Nº 4

5. En el caso de muestras de pulpa, debe juntarse pulpa suficiente

en cubetas. Mientras la pulpa es agitada para mantener los

sólidos suspendidos, una porción de la pulpa debe ser removida

usando un cucharón ó vaso de precipitado y colocarla

alternadamente en uno de

Cuantos frascos de pulpa se requieran para las pruebas

subsecuentes. El procedimiento continúa colocando

alternadamente, porciones de pulpa en cada frasco antes de

regresar al primer frasco hasta que todos los frascos estén llenos

ó la muestra de pulpa se haya terminado. Los frascos son luego

cerrados. Cuando sea necesario para las pruebas, la pulpa se

transferirá de uno ó más frascos directamente a la celda de

flotación.



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4.1.3 PRUEBAS DE MOLIENDA.

Las pruebas de molienda en el laboratorio, conducen a establecer

la relación entre la granulometría y el tiempo de molienda del

mineral.

Los ensayos de molienda se realizan en un molino da bolas TIPO

DENYER, de 10.5 lt de capacidad, con una carga de 1.0 Kg de

mineral y 10.6 Kg de bolas. La molienda se realiza:

1. Se agrega 1.050 kg de mineral (100% malla – 10) y 500 ml de

agua, se da un tiempo de molienda de 10 minutas

(controlada con un cronómetro).

2. La muestra es retirada con mucho cuidado, (lavando las

paredes del molino sobré una bandeja de aluminio).

3. La pulpa molida debe ser tamizada en húmedo, en una malla

200 y el material de mayor tamaño (malla + 200) y las lamas

(malla – 200) filtradas y secadas por separado.

4. Una vez secas las nuestras, el material de mayor tamaño, es

tamizado, en una serie de tamices (ver TABLA 4) por espacio

de 10 minutos en el equipo RO-TAP.

5. Luego es pesada las muestras retenidas en cada malla

utilizada y el material que pasa a través del tamiz 200, debe

ser añadido a las lamas de la operación de tamizado en

húmedo. Los pesos de las diversas fracciones de mallas son

luego usados para determinar



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FIG. 4: DIVISOR RIFFLES.

a) PALA DE ALIMENTACIÓN

b) DIVISIONES DE LA DERECHA

c) DIVISIONES DE LA IZQUIERDA

d) RECIPIENTES DE MUESTRA

E1) FRACCIÓN DE LA IZQUIERDA

E2) FRACCIÓN DE LA DERECHA

MALLA 10

MINERAL “A”

RIFFLES

A/2 A/2

RIFFLES RIFFLES

A/4 A/4 A/4 A/4

RIFFLES RIFFLES RIFFLES RIFFLES

A/8 A/8 A/8 A/8 A/8 A/8 A/8 A/8

DONDE: A – 8 (A 7 8 ) , A / 8 aprox. 1.25 kg

La distribución de tamaños del material molido, obteniéndose:



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TABLA 4: ANÁLISIS GRANULOMÉTRICO

MALLA ABERTURA (um) PESO (gr) % PESO

+ 50 300 4.7 1.6

+ 70 212 10.0 3.3

+ 100 150 25.2 8.4

+ 140 106 38.2 12.7

+ 200 75 41.4 13.8

+ 325 45 51.0 17.0

- 325 - 45 129.5 43.2

TOTAL 300.0 100.0


QUIRUVILCA.

El porcentaje de finos ó grado de molienda lo da la suma del % peso

de las mallas + 325 y -325, en este caso es igual a 60.2% que es el

porcentaje óptimo de molienda en la planta concentradora.



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4.1.4 PRUEBAS DE FLOTACIÓN.

La flotación experimental de muestras en el laboratorio, se realiza

bajo condiciones de molienda (60% de finos) y dosificación de

reactivos, similares con el que opera la planta concentradora, razón

por la cual, a esta flotación la denominamos FLOTACIÓN

ESTÁNDAR. Las etapas de la flotación se divide en:

1. ACONDICIONAMIENTO Y PUNTO DE ADICIÓN DE

REACTIVOS. Es el tiempo de inter – acción, de un determinado

reactivo agregado y la pulpa del mineral.

2. FLOTACION ROUGHER. Es la primera flotación, donde se

recupera la mayor cantidad posible de las especies valiosas.

3. FLOTACIÓN SCAVENGER. Es la segunda flotación o de

agotamiento, donde se recuperan las especies valiosas que se

escaparán de la flotación anterior. Constituye el producto de

medios junto con el relave de las limpiezas de concentrados –

rougher.

4. FLOTACIÓN CLEANER. Es la flotación donde se eliminan las

impurezas contenidas en el concentrado rougher, su relave junto

con la flotación scavenger forman el producto de medios.



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Los factores a controlar son:

1) TIEMPO DE FLOTACIÓN. El tiempo de flotación se controla con

un cronómetro, y se efectúa tomando en cuenta los agotamientos

de minerales valiosos en las espumas de flotación como rougher,

scavenger ó limpieza.

2) ALCALINIDAD. El control del pH se mide con un potenciómetro,

determinándose primero el pH natural del mineral, que

generalmente es menor a 7, se ajusta el pH con cal, para flotar el

plomo a un pH de 8.5 y luego para el zinc a un pH de 11 a 11.5

3) CONCENTRACIÓN DE REACTIVOS. Debido a que en la práctica

se utiliza gramos de reactivo por tonelada de mineral, en el

laboratorio se utiliza miligramos por kilogramos de mineral, razón

por la cual se prepara soluciones diluidas de reactivos ya sean al

1/100 ó al 1/1000. La concentración de los reactivos para la

flotación estándar se da en la TABLA 5.

REACTIVO CONCENTRACIÓN

AEROFLOAT 242 1 %

XANTATO Z - 6 1 PPM

DROWFROTH 250 1 PPM

CIANURO DE SODIO 1 %

SULFATO DE ZINC 1 %

SULFATO DE COBRE 1 %



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4) PESOS DE LOS PRODUCTOS OBTENIDOS Y ENSAYES

QUÍMICOS.

Usando los pesos y los ensayos de los productos se puede

determinar la distribución de los metales valiosos en cada uno de

ellos, mediante un balance metalúrgico.

4.1.4.1 FLOTACIÓN ESTÁNDAR. ml de solución de

reactivo/kg de mineral COMÚN.

La flotación estándar se realiza en el laboratorio en una

CELDA DE FLOTACIÓN DENVER de 2.0 lt de

CAPACIDAD, CON PALETA DE AGITACIÓN TIPO

TURBINA.

MOLIENDA:

MINERAL COMÚN : 1.050 kg, 100 % malla - 10

AGUA : 400 ml

CIANURO DE SODIO : 32 ml al 1%

SULFATO DE ZINC : 50 ml al 1%

CAL : 0.5 gr (ajustar pH a 8.5)

TIEMPO DE MOLIENDA : 10 minutos, se obtiene 60%

de finos malla – 200.



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FLOTACIÓN ROUGHER DE PLOMO:

AEROFLOAT 242 : 20 ml al 1%

XANTATO Z – 6 : 8 ml a 1 ppm

DROWFROTH 250 : 10 ml al 1%

TIEMPO DE ACONDICIONAMIENTO: 1 minuto

TIEMPO DE FLOTACIÓN : 4 minutos

TIEMPO DE LIMPIEZA : 4 minutos (2 limpiezas)

FLOTACIÓN SCAVENGER DE PLOMO:

AEROFLOAT 242 : 7 ml al 1%

XANTATO Z – 6 : 4 ml a 1ppm

DROWFROTH 250 : 5 ml al 1%



AGREGAR:

CAL : 1.5 gr (ajustar pH a 11.0)

SULFATO DE COBRE : 50 ml al 1%

TIEMPO DE ACONDICIONAMIENTO: 5 minutos



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FLOTACIÓN ROUGHER DE ZINC:

XANTATO Z – 6 : 32 ml a 1 PPM

DOWFROTH 250 : 10 ml al 1 %




FLOTACIÓN SCAVENGER DE ZINC:

XANTATO Z – 6 : 10 ml a 1 PPM

DOWFROTH 250 : 5 ml al 1 %



4.1.4.2 FLOTACIÓN ESTÁNDAR: gramos de reactivo / tonelada de

mineral común.

MOLIENDA

MINERAL COMÚN : 1.050 kg 100% malla - 10

AGUA : 400 ml

CIANURO DE SODIO : 320 gr / Tm

SULFATO DE ZINC : 500 gr/Tm

CAL : 500gr/Tm (ajustar pH a 8.5)

TIEMPO DE MOLIENDA : 10 minutos, se obtiene 60%

de finos, malla – 200



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FLOTACIÓN ROUGHER DE PLOMO

AEROFLOAT 242 : 200 gr/Tm

XANTATO Z – 6 : 8 gr/Tm

DOWFROTH 250 : 100gr/Tm




FLOTACIÓN SCAVENGER DE PLOMO:

AEROFLOAT 242 : 70 gr/Tm

XANTATO Z – 6 : 4 gr/Tm

DROWFROTH 250 : 50gr/Tm



AGREGAR:

CAL : 1,500 gr/Tm (ajustar el pH a

11.0)

SULFATO DE COBRE : 500 gr/Tm

ACONDICIONAR : 5 minutos



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FLOTACIÓN ROUGHR DE ZINC:

XANTATO Z – 6 : 32 gr /Tm

DROWFROTH 250 : 100 gr/Tm



TIEMPO DE LIMPIEZA : 5 minutos

FLOTACIÓN SCAVENGER DE ZINC:

XANTATO Z – 6 : 10 gr /Tm

DROWFROTH 250 : 50gr/Tm



4.1.4.3 PRODUCTOS OBTENIDOS: Con la flotación estándar se

obtienen los siguientes productos:

- CONCENTRADO DE ZINC

- CONCENTRADO DE PLOMO

- MEDIOS DE ZINC

- MEDIOS DE PLOMO

- RELAVE

Ver Fig. Nº 5



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Malla 10

MOLINO DE BOLAS

CAL

CN

SO4

Molienda 10’

60% Finos

1

AER

OFL

OA

T 2

42

XA

NTA

TO Z

-6

DR

OW

FRO

TH 2

50

Acondicionamiento 1 min

pH = 8.5

Flotación ROUGHER 4 MIN

1ra LIMPIEZA 4 min

2da LIMPIEZA 4 min


CA

L

CABEZA DE ZINC

pH = 11 – 11.5


Cu

SO4

Flotación ROUGHER 5 MIN

1ra LIMPIEZA 4 min

2da LIMPIEZA 4 min

XA

NTA

TO Z

-6

DR

OW

FRO

TH 2

50

AER

OFL

OA

T 2

42

XA

NTA

TO Z

-6

DR

OW

FRO

TH 2

50

Flotación SCAVENGER 4 MIN

Relave de Pb o Cabeza de Zinc

Conc. de Plomo

Conc. de Zinc X

AN

TATO

Z-6

DR

OW

FRO

TH 2

50

Flotación SCAVENGER 5 MIN

Relave de Zinc

Medios de Zinc

Medios de Plomo

ALIMENTACION

2

FIGURA 5: ESQUEMA LABORATORIO 1.- FLOTACION DE PLOMO

2.- FLOTACION DE ZINC



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El estudio de los minerales llevaron a elegir al MINERAL COMÚN para

explotarlo y tratarlo, debido a su docilidad metalúrgica, dar buenos

concentrados, recuperaciones de los 3 elementos económicos Pb, Zn y Ag

buenas y altas leyes de cada elemento en sus concentrados respectivos.

Además el MINERAL COMÚN tiene las más altas leyes de cabeza del

yacimiento en Pb, Zn y Ag y la menor ley de cabeza en Cobre, por otro lado no

tiene sulfato de cobre (CHALCANTITA) que es el mineral causante de las

mayores distorsiones al tratamiento; pero tiene la desventaja de constituir las

menores reservas, por lo que el trabajo de ubicación será arduo.

Se puede apreciar en el siguiente cuadro las leyes y reservas de los dos

principales flujos mineralizados:

TONELADAS

MÉTRICAS

LEYES

% Pb % Zn % Cu Oz Ag/Tm

MINERAL

COMÚN 670,000 3.55 6.55 0.15 9.80

MINERAL

TRIPLE 3’000,000 1.6 2.9 0.60 9.3

NOTA: La denominación de MINERAL COMÚN y de MINERAL TRIPLE es

válida y propia.

EL MINERAL COMÚN, tiene ESTÁNDARES CONOCIDOS DE

TRATAMIENTO EN QUIRUVILCA, PERO QUE SE PUEDEN MEJORAR,

por lo que se le realizarán las siguientes pruebas metalúrgicas a nivel de

LABORATORIO:



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4.2 PRUEBA 1. DETERMINACIÓN DEL GRADO DE MOLIENDA EN LA

RECUPERACIÓN Y LEYES DE CONCENTRADOS.

4.2.1 MOLIENDA CON 49.3% en FINOS (con un tiempo de molienda de 7

minutos).

Productos


% Peso % Pb % Zn % Cu Oz

Ag/Tm Pb Zn Cu Ag

CONC. PLOMO 2.06 73.3 1.76 1.69 187.40 64.0 0.77 30.8 46.62

MEDIOS

PLOMO 7.20 6.90 16.20 10.49 37.61 21.2 14.03 30.8 32.72

CONC. ZINC 4.27 0.75 60.32 0.36 4.44 1.3 49.40 30.8 32.72

MEDIOS ZINC 3.57 2.34 37.41 0.31 10.61 3.3 25.80 7.7 4.60

RELAVE 82.90 0.20 0.63 0.02 1.38 10.2 10.00 15.3 13.76

Cabeza Calculada 100.0 2.36 5.20 0.13 8.28 100 100 100 100

4.2.2 MOLIENDA CON 60.2 % EN FINOS (tiempo de molienda 10’)

Productos



Ag/Tm Pb Zn Cu Ag

CONC. PLOMO 2.2 54.54 1.32 1.31 139.53 51.2 10.6 25.0 34.9

MEDIOS PLOMO 11.4 3.21 4.20 0.36 33.11 18.9 9.29 33.2 43.2

CONC. ZINC 3.1 1.34 61.20 0.37 5.85 2.0 35.30 9.7 2.1

MEDIOS ZINC 10.1 0.73 22.30 0.21 7.33 3.6 41.00 7.7 8.4

RELAVE 73.2 0.38 0.96 0.02 1.35 14.30 16.70 16.70 11.4

Cabeza Calculada 100.0 1.96 5.38 0.12 8.79 100 100 100 100

4.2.3 MOLIENDA CON 66.6% EN FINOS (tiempo de molienda 13’).

Productos



Ag/Tm Pb Zn Cu Ag

CONC. PLOMO 2.2 53.73 1.33 1.43 136.0 62.5 0.60 23.1 34.1

MEDIOS

PLOMO 9.0 3.70 4.10 0.39 41.15 17.5 7.06 30.7 42.1

CONC. ZINC 4.4 1.02 61.77 0.38 6.43 2.6 51.86 15.4 3.4

MEDIOS ZINC 6.8 1.02 23.49 0.30 11.91 3.6 30.54 15.7 9.2

RELAVE 77.6 0.33 0.67 0.02 1.30 13.6 9.94 15.4 11.5

Cabeza Calculada 100 1.89 5.25 0.13 8.81 100 100 100 100



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NOTAS: Los valores en la recuperación de los elementos, según el

porcentaje de finos, se da en TABLA Nº 6 y sus resultados son:

1. PARA EL PLOMO Y ZINC. La recuperación es la suma de sus

valores: en el concentrado más la recuperación en los medios.

2. PARA EL COBRE Y PLATA. La recuperación es la suma de sus

valores: en los concentrados de Zinc y Plomo más la recuperación en

los medios Zn y Pb.

TABLA Nº 6 % R E C U P E R A C I Ó N

% FINOS

ELEMENTOS

49.3 % 60.2 % 66.6 %

PLOMO 85.2 80.1 80.0

ZINC 75.2 77.1 82.4

COBRE 84.7 85.7 84.9

PLATA 87.9 88.6 88.8

VER GRÁFICO DE LA TABLA Nº 6.

4.2.4 CONCLUSIONES : se concluye que:

- Para los 3 elementos (Pb, Zn, Cu-Ag) los grados óptimos de

molienda son diferentes.

PARA EL PLOMO. Su mejor recuperación (85.2%) se obtiene

grado de molienda menor a 49.3 %.

PARA EL ZINC. Su mejor recuperación (82.4%) se obtiene a

mayor grado de molienda 66.6 % de finos.



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82

PARA EL Cu-Ag. Que mayormente constituyen un mismo mineral

(sulfosales de Cu-Ag-As-Sb), es casi constante en los 3 tipos de

molienda analizadas en la prueba.

- Actualmente QUIRUVILCA ha adaptado su circuito de molienda,

para obtener 64% de finos en su mineral a flotar. Anteriormente

se tenía una molienda entre 74% y 82% de finos, con demasiada

pérdida de Plomo y Plata hacia los relaves (muchas lamas).

4.2.5 RECOMENDACIONES. Del estudio de los resultados de esta

prueba se recomienda 2 pruebas adicionales:

1) PARA EL PLOMO. Se recomienda una flotación primaria de Pb,

Ag-Cu (a la salida del molino primario) para evitar pérdidas de

estos elementos, por formación de lamas con la molienda

secundaria.

2) PARA EL ZINC. Se recomienda la remolienda de los medios de

Zinc, (espumas del scavenger y relave de las limpiezas) por

encontrarse elevada ley de zinc en el material grueso.



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4.3 PRUEBA 2: DETERMINAR LA INFLUENCIA DE LA REMOLIENDA DE

LOS MEDIOS DE ZINC EN LA RECUPERACIÓN.

Los medios de zinc lo conforman las ESPUMAS DE FLOTACIÓN

SCAVAENGER y el RELAVE DE LAS LIMPIEZAS DEL CONCENTRADO del

circuito de ZINC, (ver fig. Nº 6), donde existe un porcentaje de minerales gruesos

con valores altos en ZINC y PLATA y que pueden ser recuperados en la medida

que se liberan de la pirita ó cuarzo, que están conformando la misma partícula. Esta

liberación se realizará con una remolienda de los medios gruesos.

4.3.1 PRUEBA METALÚRGICA A: TOMANDO MUESTRAS DE LA

PLANTA CONCENTRADORA DE MEDIOS DE ZINC.

A estos medios de zinc se le realizarán los siguientes análisis:

4.3.1.1 ANÁLISIS GRANULOMÉTRICO Y ANÁLISIS QUÍMICO. A las

muestras de las espumas scavenger de zinc y al relave de las limpiezas,

dando los siguientes resultados:



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AC

AC

E A 3

E B 3

E A 4

E B 4

A

B

A

B

E A 5

E B 5

A

B

SCAVENGER ROUGHER

ESPUMAS S.V.

1er CLEANER 2do CLEANER 3er CLEANER

Entrada circuito Zn

Entrada circuito Zn

Concentrado Zn

FIGURA 6: CIRCUITO DE FLOTACION DE ZINC



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ESPUMAS SCAVENGER DE ZINC RELAVE DE LAS LIMPIEZAS DE ZINC

MALLA % PESO % Zn Oz

Ag/Tm MALLA % PESO % Zn

Oz

Ag/Tm

+ 50 0.2 11.20 16.08 + 50 0.2 3.40 18.00

+ 70 1.7 5.00 3.60 + 70 2.2 8.18 18.71

+ 100 6.2 7.60 14.66 + 100 9.3 6.40 19.42

+ 140 12.2 5.20 8.36 + 140 22.2 2.17 9.71

+ 200 16.1 3.80 5.47 + 200 19.3 1.42 7.27

+ 325 18.6 3.20 4.18 + 325 18.3 1.16 6.94

+ 400 5.2 3.60 4.82 + 400 3.8 1.22 6.69

- 400 39.8 5.00 6.11 - 400 24.7 5.20 11.12


QUIRUVILCA.

- PARA LAS ESPUMAS SCAVENGER. Entre las mallas 50 y

140 se tienen un porcentaje de 20.3% de mineral grueso, con

una ley promedio en: ZINC = 5.98% y PLATA = 9.96 Oz/Tm

- PARA EL RELAVE DE LAS LIMPIEZAS. Entre las mallas 50 y

140 se tiene un porcentaje de 34% de material grueso, con

una ley promedio en: ZINC = 3.73% y PLATA = 12.07 Oz/Tm.



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4.3.1.2 SEPARACIÓN DEL MATERIAL GRUESO (DE LOS MEDIOS

DE ZINC). Esta prueba se realizó separando por vía húmeda con

la malla 200, la partes finas de las gruesos (simulando un

hidrociclón) trabajando luego, solo con el mineral grueso, a la que

se le realizó análisis granulométrico y análisis químico,

obteniendo los siguientes resultados:

Malla % Peso % Zn Oz, Ag/Tm + 50 0.3 16.2 24.5

+ 70 2.4 15.5 27.1

+ 100 13.1 12.3 15.2

+ 140 33.3 6.1 23.8

+ 200 36.4 3.8 10.8

+ 325 12.8 3.2 8.6

- 325 1.8 8.0 15.2


QUIRUVILCA

Obteniendo, una ley promedio de CABEZA para el ZINC = 5.99%

y PLATA 15.93 Oz/Tm.

4.3.1.3 FLOTACIÓN ESTÁNDAR SIN REMOLIENDA DEL MINERAL

GRUESO OBTENIDO. Se le llevó a una prueba de flotación

estándar, obteniéndose los siguientes resultados:

PRODUCTOS % PESO % Zn Oz Ag/Tm

CONCENTRADO 7.6 7.10 3.27

MEDIOS 19.9 4.90 7.20

RELAVE 72.5 6.40 17.17

CABEZA 100 5.99 15.93

VER FIG. 9.5



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88

4.3.1.4 FLOTACIÓN ESTÁNDAR CON REMOLIENDA DEL MINERAL

GRUESO OBTENIDO. Se le realizó primero una REMOLIENDA

de 5 minutos y luego la flotación estándar, resultando:

PRODUCTOS % PESO % Zn Oz Ag/Tm

CONCENTRADO 8.6 19.43 9.3

MEDIOS 15.5 8.80 12.9

RELAVE 75.9 3-90 14.4

CABEZA 100 5.99 15.83

Ver fig. nº 7

4.3.1.5 CONCLUSIÓN: para esta prueba indicativa se concluye que:

Con la remolienda del mineral grueso de la muestra tomada, se

obtiene la LIBERACIÓN de partículas de ESCALERITA y que en

la flotación se recuperarán, dando mayor ley a los concentrados y

menores valores en el relave.



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% PESO 100

% Zn 5.99

Oz/TM Ag 14.02

FLOTACION STANDAR

LIMPIEZA

% PESO 72.5

MEDIOS DE ZINC 100%

FINOS 24.6 %

MALLA 200

FINOS 24.6 %

MEDIOS DE ZINC 100%

REMOLIENDA 5 min

% PESO 8.8

% Zn 19.23

Oz/TM Ag 9.3

FLOTACION STANDAR

LIMPIEZA

CONCENTRADO

CONCENTRADO

RELAVE

% PESO 20.9

% Zn 5.00

Oz/TM Ag 6.10

MEDIOS

% PESO 76.7

% Zn 3.75

Oz/TM Ag 14.4

RELAVE

% PESO 14.5

% Zn 9.80

Oz/TM Ag 12.9

MEDIOS

FIGURA 7: FLOTACION STANDAR SIN REMOLIENDA

FIGURA 7.1: FLOTACION STANDAR CON REMOLIENDA



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90

4.3.2 PRUEBA METALÚRGICA B. TOMANDO MUESTRAS DE

MINERAL COMÚN DE LAS TOLVAS DE FINOS.

Las pruebas se realizarán siguiendo el procedimiento para pruebas

de laboratorio, desde el muestreo hasta la flotación.

4.3.2.1 FLOTACIÓN ESTÁNDAR SIN REMOLIENDA DE LOS

MEDIOS DE ZINC. Se realizó con un tiempo de molienda de

10 minutos (60.8 % de FINOS) en el molino de bolas y sin

remolienda de los medios obtenidos. RESULTADOS:

PRODUCTOS %

PESO


% Pb % Zn % Cu Oz

Ag/Tm Pb Zn Cu Ag

CONC. PLOMO 2.6 68.48 2.9 1.70 184.54 65.7 1,50 30.8 53.3

MEDIOS PLOMO 6.4 7.20 9.70 0.47 40.63 17.0 11.30 23.1 28.9

CONC. ZINC – 1 5.0 2.06 53.80 0.33 3.28 3.7 49.18 15.4 2.2

CONC. ZINC - 2 1.3 1.78 42.30 0.31 8.10 0.7 10.05 -- 1.1

MEDIOS ZINC 2.2 2.11 38.7 0.27 10.93 1.9 15.50 7.7 2.2

RELAVE 82.5 0.35 0.81 0.03 1.38 11.0 12.20 23.0 12.3

CABEZA CALCULADA 100 2.71 5.47 0.13 9.0 100 100 100 100


QUIRUVILCA

El porcentaje de recuperación para el Zinc es:

CONCENTRADO ZINC – 1 = 49.18


TOTAL 59.23

VER FIG. Nº 8



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MOLINO DE

BOLAS

FLOTACION ROUGHER DE

PLOMO

1ra LIMPIEZA

2da LIMPIEZA MOLIENDA 10’

FLOTACION SCAVENGER DE PLOMO

% PESO 6.4

% Pb 7.20

% Zn 9.70

% Cu 0.47

Oz/TM Ag 40.63

% PESO 2.6

% Pb 68.48

% Zn 2.90

% Cu 1.70

Oz/TM Ag 184.54

MEDIOS DE PLOMO

CONCENTRADO DE PLOMO

RELAVE DE PLOMO (CABEZA DE ZINC)

CABEZA DE ZINC FLOTACION

ROUGHER DE ZINC

LIMPIEZA

CONCENTRADO DE ZINC - 1

% PESO 5.0

% Pb 2.06

% Zn 53.80

% Cu 0.33

Oz/TM Ag 3.28

FLOTACION SCAVENGER DE ZINC RELAVE FINAL

% PESO 82.5

% Pb 0.35

% Zn 0.81

% Cu 0.03

Oz/TM Ag 1.38

FLOTACION DE ZINC

LIMPIEZA

% PESO 1.3

% Pb 1.78

% Zn 42.3

% Cu 0.31

Oz/TM Ag 8.10

% PESO 2.2

% Pb 2.11

% Zn 38.7

% Cu 0.27

Oz/TM Ag 10.93

MEDIOS DE ZINC


FIGURA 8: FLOTACION STANDAR SIN REMOLIENDA DE MEDIOS DE ZINC

60.8% FINOS



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93

4.3.2.2 FLOTACIÓN ESTÁNDAR CON REMOLIENDA DE LOS

MEDIOS DE ZINC. Se realizó con un tiempo de molienda de

10 minutos (60.8% de FINOS) y con un tiempo de remolienda

de 5 minutos, en el molino de bolas, para los medios gruesos

de zinc obtenidos por separación en húmedo con malla 200.

RESULTADOS:

PRODUCTOS %

PESO


% Pb % Zn % Cu Oz

Ag/Tm Pb Zn Cu Ag

CONC. PLOMO 2.6 69.88 2.10 1.56 179.1 67.7 1.16 33.3 53.1

MEDIOS PLOMO 13.1 3.94 4.20 0.16 18.8 19.5 10.70 16.7 28.0

CONC. ZINC – 1 4.6 0.40 59.74 0..34 3.73 0.8 53.50 16.7 1.9

CONC. ZINC - 2 1.0 2.51 55.97 0.46 12.41 1.1 11.67 8.3 1.4 MEDIOS ZINC 2.2 1.26 34.00 0.24 9.19 1.1 14.60 8.3 2.3

RELAVE 76.5 0.34 0.56 0.03 1.54 9.8 8.37 16.2 13.3


FUENTE: Laboratorio de procesamiento de minerales: PAN AMERICAN SILVER MINERA QUIRUVILCA

El porcentaje de recuperación para el Zinc es:



TOTAL 65.17

VER FIG. Nº 9

4.3.2.3 CONCLUSIÓN DE LA PRUEBA B:

Se concluye que, como existe liberación de zinc, por

remolienda del mineral grueso se obtiene mayor

RECUPERACIÓN del elemento, con una diferencia de 5,94

con respecto a la prueba estándar sin remolienda de los

medios.



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MOLINO DE

BOLAS

FLOTACION ROUGHER DE PLOMO

1ra LIMPIEZA

2da LIMPIEZA MOLIENDA 10’

FLOTACION SCAVENGER DE PLOMO

% PESO 13.1

% Pb 3.94

% Zn 4.20

% Cu 0.16

Oz/TM Ag 18.8

% PESO 2.6

% Pb 69.88

% Zn 2.10

% Cu 1.56

Oz/TM Ag 179.10

MEDIOS DE PLOMO

CONCENTRADO DE PLOMO

RELAVE DE PLOMO (CABEZA DE ZINC)

CABEZA DE ZINC FLOTACION

ROUGHER DE ZINC

LIMPIEZA

CONCENTRADO DE ZINC - 1 %

PESO 4.60

% Pb 0.40

% Zn 59.74

% Cu 0.34

Oz/TM Ag

3.73

FLOTACION SCAVENGER DE ZINC RELAVE FINAL

% PESO 76.5

% Pb 0.34

% Zn 0.56

% Cu 0.03

Oz/TM Ag 1.54

FLOTACION DE ZINC

LIMPIEZA

% PESO 1.00

% Pb 2.51

% Zn 55.97

% Cu 0.46

Oz/TM Ag 12.41

% PESO 2.2

% Pb 1.26

% Zn 34.0

% Cu 0.24

Oz/TM Ag 9.19

MEDIOS DE ZINC


FIGURA 9: FLOTACION STANDAR CON REMOLIENDA DE MEDIOS DE ZINC

60% FINOS

ALIMENTACION 100% MALLA -10

MALLA 200

MOLINO DE

BOLAS

REMOLIENDA 5’

GRUESOS

FINOS



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95

4.4 PRUEBA 3: FLOTACIÓN PRIMARIA DE PLOMO.

El objeto de la clasificación, es la de entregar al proceso de flotación el

mineral granulométricamente preparado, de tal manera que el producto

recibido de la descarga de un molino secundario es clasificado, donde el

producto grueso es recirculado al molino mientras que el fino es enviado a

un acondicionador para luego pasar al circuito de flotación.

La clasificación se realiza en un CLASIFICADOR DE RASTRILLO

“DORRDUPLIX” de 8’x26’, consiste en un tanque rectangular de fondo

inclinado, dentro del cual existe el mecanismo de rastrillo. A continuación

se da los análisis granulométricos de las fracciones FINAS y GRUESAS del

clasificador:

FRACCIÓN FINA FRACCIÓN GRUESA

MALLA % PESO MALLA % PESO

+ 50 0.10 + 50 2.3

+ 70 0.30 + 70 9.9

+ 100 0.80 + 100 16.0

+ 140 1.80 + 140 20.5

+ 200 2.00 + 200 16.3

+ 325 1.70 + 325 21.7

+ 400 2.50 + 400 4.0

- 400 90.80

100.0 - 400

9.3

100



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96

De acuerdo a estos resultados de clasificación, un porcentaje apreciable de

material fino (35%), de partículas menores a 200 mallas, son recirculadas

en forma inútil al molino secundario, juntamente con las arenas gruesas

debido a la alta densidad de la operación. Este fenómeno trae como

consecuencia que las partículas finas recirculadas sufran el efecto de

SOBREMOLIENDA, ocasionando la pérdida de valores en forma de

LAMAS.

A la salida del molino primario, existe un porcentaje de finos de

aproximadamente entre 30 y 34% con leyes altas en PLOMO y PLATA

(antes del ingreso al clasificador). A continuación se da el análisis

granulométrico y químico de esta fracción. TABLA Nº 7.

ANÁLISIS GRANULOMÉTRICO L E Y E S

MALLA % PESO % Pb % Zn % Cu Oz Ag/Tm Fe

+ 20 14.0 3.4 5.1 0.16 9.13 8.8

+ 35 12.0 3.9 5.7 0.15 10.00 11.4

+ 50 10.0 4.3 5.8 0.15 10.42 12.5

+ 70 10.1 4.8 6.0 0.16 11.00 13.5

+ 100 9.7 5.0 5.9 0.16 11.12 12.5

+ 140 7.8 5.3 5.9 0.18 12.12 12.0

+ 200 6.2 5.6 5.8 0.19 12.67 11.0

+ 325 7.2 6.0 5.8 0.21 14.53 9.7

- 325 23.0 5.0 4.1 0.17 13.12 6.2

TOTAL 100.0 4.3 5.3 0.17 11.44 10.2

La GALENA, es el mineral más común de plomo, es un mineral suave y de

alto peso específico, la sobremolienda de la GALENA existente en los

finos, forma lamas y en consecuencia pérdidas de plomo en el relave final

(ó su desplazamiento al circuito de zinc).



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97

Para evitar las pérdidas de plomo, se realizarán pruebas de flotación con

muestras tomadas a la salida del molino primario, con porcentaje de finos

de 30.2 % (TABLA Nº 7), de la planta concentradora; estas pruebas son

llamadas “FLOTACIÓN PRIMARIA DE PLOMO”, debido a que se obtiene

concentrado de plomo con los finos existentes de la molienda primaria,

luego el mineral que no flota sigue el proceso de clasificación, molienda y

flotación.

En el laboratorio metalúrgico, se ha realizado 2 pruebas, (con muestras

tomadas a la salida del molino primario) una con FLOTACIÓN ESTÁNDAR

y la otra con FLOTACIÓN PRIMARIA, para el Pb.

4.4.1 PRUEBA METALÚRGICA: FLOTACIÓN ESTÁNDAR DE PLOMO.

Una vez seca la muestra tomada a la salida del molino primario

(30.2 % en finos) se realizó:

- PRUEBA DE MOLIENDA: Siguiendo el procedimiento de

molienda, se obtuvo que con un tiempo de 7 minutos, resultó

60.8 % de material fino.

- FLOTACIÓN ESTÁNDAR: Se realizó la flotación, obteniéndose

los siguientes resultados metalúrgicos:

PRODUCTOS %

PESO


% Pb % Zn % Cu Oz

Ag/Tm Pb Zn Cu Ag

CONC. PLOMO 3.4 64.87 3.3 1.83 158.52 50.6 2.1 38.9 49.5

MEDIOS PLOMO 14.2 12.93 9.7 0.40 30.15 42.1 26.1 35.9 39.3

RELAVE 82.4 0.38 4.6 0.05 1,48 7.2 26.0 26.0 11.2

CABEZA CALCULADA 100.0 4,36 5.3 0.16 10.89 100 100 100 100


QUIRUVILCA



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98

4.4.2 PRUEBA METALÚRGICA: CON FLOTACIÓN PRIMARIA DE

PLOMO. Una vez seca la muestra, se pesó 1.050 kg y se

realizó:

- FLOTACIÓN ESTÁNDAR. a la muestra que contiene 30.2% en

finos, se le realizó directamente la flotación, siguiendo el método,

obteniéndose concentrado de plomo.

- SEPARACIÓN DEL MINERAL FINO DEL GRUESO. La pulpa de

mineral que se encuentra en la celda de flotación, se separó en

húmedo con malla 200, el mineral grueso del fino.

- PRUEBA DE MOLIENDA. Siguiendo el procedimiento de

molienda, solamente para la muestra gruesa (malla +200), se

determinó un tiempo de 5 minutos para obtener 60.1 % en finos,

se realizó: la flotación estándar, separación finos de gruesos y la

molienda en ese orden, 3 veces consecutivas, para determinar el

tiempo de molienda.

- FLOTACIÓN ESTÁNDAR. en la celda de flotación se juntan la

muestra fina (que se le ha reducido el volumen de agua por

evaporación) y la muestra recientemente molida, continuando el

método de flotación.

Ver fig. Nº 10, que es el esquema del procedimiento.



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99

Con la prueba metalúrgica se ha obtenido los siguientes resultados.

PRODUCTOS %

PESO


% Pb % Zn % Cu Oz

Ag/Tm Pb Zn Cu Ag

CONC. ZINC – 1 1.6 67.2 2.24 2.40 181.1 24.0 0.73 27.4 26.7

CONC. ZINC - 2 3.2 63.3 3.22 0.80 109.7 44.1 1.96 18.3 32.4

MEDIOS PLONO 7.0 18.9 9.00 0.58 49.4 29.0 11.95 29.1 32.0

RELAVE 88.2 18.9 5.10 0.04 1.0 3.0 85.36 25.2 8.1


FUENTE: Laboratorio de procesamiento de minerales: PAN AMERICAN

SILVER MINERA QUIRUVILCA

4.4.3 CONCLUSIONES DE LA PRUEBA 3.

Comparando los resultados de las 2 pruebas metalúrgicas

realizadas en el laboratorio, se tiene:

- En la prueba con flotación primaria del plomo, los relaves en Pb,

Ag y Cu son más bajos; por lo tanto mejoran.

- El concentrado de Plomo (con Cu-Ag) que se obtiene de la

flotación primaria, tiene valores altos de concentración en Pb y

Ag.

- Las recuperaciones del Pb y Ag, son mayores en la prueba con

flotación primaria, con respecto a la prueba que imita las

condiciones de la planta, así:

-



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100

RECUPERACIÓN

PRUEBA

Pb , Ag

1

RECUPERACIÓN

PRUEBA

Pb , Ag

2

CONC. DE

PLOMO

50.6 49.5 CONC. PLOMO -1 24.0 26.7

----------- ----------- CONC. PLOMO - 2 44.1 32.4

TOTAL 50.6 49.5 TOTAL 68.1 59.1



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101

CAPÍTULO V

DISCUSIÓN DE RESULTADOS

Pocos cuerpos minerales son tan homogéneos que no muestran variación

en sus resultados de flotación, cuando se toma muestras de minerales de

diferentes sitios de un depósito.

En casos de planta, en operación, las muestras pueden ser tomadas de la

banda de alimentación del mineral del tamaño grueso a la sección de

molienda.

Las muestras deben ser tomadas por un periodo de tiempo suficiente de

manera que el mineral sea representativo del que la planta está tratando.

El mineral “menor de 10 mallas es dividido en porciones iguales de peso

conveniente para la prueba de flotación, la muestra es dividida

manualmente, usando el equipo divisor RIFFLES.

El tiempo de flotación se controla con un cronómetro y se efectúa teniendo

en cuenta los agotamientos de minerales valiosos en las espumas de

flotación.

Tomando los pesos y los ensayos de los productos se puede determinar la

distribución de los metales valiosos en cada uno de ellos, mediante un

balance metalúrgico.

Para el Pb, Zn, Cu – Ag los grados óptimos de molienda son diferentes,

para el p lomo su mejor recuperación es 85.2%, para el zinc 82.4%.



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102

Para las espumas scavenger, entre las mallas 50 y 140 se tiene un

porcentaje de 20.3% de mineral grueso, con una ley promedio en zinc =

5.98% y plata = 9.96 OZ/Tm.

Para el relave de las limpiezas, entre las mallas 50 y 140 se tiene un

porcentaje de 34% de material grueso, con una ley promedio en zinc =

3.73% y plata= 12.07 OZ/Tm.

Como existe liberación de zinc, por remolienda del mineral grueso se

obtiene mayor recuperación del elemento, con una diferencia de 5.94 con

respecto a la prueba estándar sin remolienda de los medios.

Un porcentaje apreciable de material fino (35%) de particular menor a 200

mallas, son recirculadas en forma inútil al molino secundario, juntamente

con las arenas gruesas debido a la alta densidad de la operación.

Para evitar las pérdidas de plomo, se realizaron pruebas de flotación con

muestras tomadas a la salida del molino primario, con porcentaje de finos

de 30.2%.

En la prueba con flotación de Pb y Ag son mejores los resultados en la

prueba con flotación primaria, con respecto a la prueba que imita las

condiciones de la planta, el concentrado de plomo (con Cu – Ag) que se

obtiene de la flotación primaria, tiene valores altos de concentración en Pb y

Ag.



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103

CAPÍTULO VI

CONCLUSIONES

Las causas de los bajos rendimientos en los concentrados de Pb-Ag y Zn

fueron:

- QUE, se aplicaba un solo proceso de flotación para minerales “comunes” ó

de Pb-Zn-Ag y de minerales “TRIPLES de Pb – Zn – Cu – Ag.

- LO QUE, no puede ser posible porque los minerales de cada flujo presentan

particularidades especificas como: dureza, leyes de cabeza, elementos

penalizadles, minerales de ganga y diversos contenidos de sulfato de cobre,

óxidos de Pb y Zn, carbonatos de Zn; que son causantes de la dispersión

de los elementos valiosos y/o bajas recuperaciones de los mismos.

- POR LO QUE SE PROPONE, trabajar los diferentes flujos mineralizados

por separado; el primero de MINERAL COMÚN, de más alta ley de cabeza

y más dócil al tratamiento metalúrgico, pasará a etapa industrial. Los otros

dos flujos pasan a investigación intensiva – debido a que presenta diversos

valores de Cu en su ley de cabeza y otros problemas metalúrgicos aún no

resueltos.

- FINALMENTE, para el tipo de MINERAL COMÚN, se propone mejorar sus

recuperaciones proponiéndose dos modificaciones:

1. FLOTACIÓN PRIMARIA DE PLOMO, cuyas pruebas a nivel de

LABORATORIO resultarán positivas aumentando la recuperación del Pb

– Ag.



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2. LA REMOLIENDA DE LOS MEDIOS DE ZINC, cuyas pruebas también

resultarán positivas.

- Se han determinado especies minerales, distribuidos en 3 flujos

mineralizados donde cada uno:

Tiene minerales de MENA y ganga características.

Tiene diferentes valores ó leyes de cabeza para cada elemento

valioso.

Tiene dureza diferente por lo que cada flujo mineral, se comporta de

manera diferente para una misma molienda.

- Cada uno de los flujos mineralizados, presenta diferentes

recuperaciones para los elementos valiosos y por lo tanto diferentes

rendimientos económicos, siendo el mejor el del FLUJO 1, de MINERAL

COMÚN, elegido para el programa de reactivación, los otros dos flujos

mineralizados DOS y TRES de mineral TRIPLE difícil y de mineral

TRIPLE – dócil, respectivamente deberá pasar una etapa de

investigación intensa.

- El estudio de MOLIENDA en el MINERAL COMÚN, indica que la

GALENA es más blanda y la ESCALERITA más dura y, para

recuperarse bien ambos elementos necesitan tiempos de moliendas

diferentes.

- Las PRUEBAS DE LABORATORIO, indican que habrá mejoras

económicas que deberán lograrse con ajustes continuos de la operación

en la planta, hasta lograr su óptimo rendimiento. Para operar con la

FLOTACIÓN PRIMARIA DE PLOMO, se requiere de una inversión en



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una celda unitaria, cuyo tamaño deberá de definirse. De igual manera

para la REMOLIENDA DE LOS MEDIOS – GRUESOS de Zinc, se

necesita un molino de bolas, cuya dimensión ó inversión deberá

calcularse.



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CAPÍTULO VII

RECOMENDACIONES

No cabe la menor duda de que un trabajo en minería, debe existir la idea de

trabajo en equipo, donde profesionales de varias especialidades

intervienen.

Para el inicio de cualquier trabajo de minería (explotación – concentración)

se debe de observar lo siguiente:

- Identificación de los minerales del yacimiento.

- Investigación de la literatura existente donde se encontrará: fórmulas

químicas de los minerales identificados, propiedades físicas y químicas

de los mismos.

- Investigación del tamaño de las partículas minerales y su textura que

nos dará pautas, para el grado de molienda a llegar.

- Pruebas metalúrgicas.

- Determinación del método de concentración a utilizar y todos sus

parámetros.

Durante todo el proceso de minería debe mirarse la parte económica y las

mejoras que se pueden realizar a la parte técnica – con la finalidad de

obtener mayores ganancias y/o determinar cuanto se deja de ganar por

errores de operación.

Que se estudie como TEMA DE TESIS, los minerales de QUIRUVILCA que

poseen ARSÉNICO, ANTIMONIO y BISMUTO, para que puedan ser

explotados y concentrados en un futuro.



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BIBLIOGRAFÍA

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COMPANY

MANUAL DE PRODUCTOS QUÍMICOS

PARA LA MINERÍA.

2) BRAÑES, HENRY (1990) : FLOTACIÓN EXPERIMENTAL DE

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MINAS DE QUIRUVILCA.

3) BROS, J. : OPERACIÓN UNITARIAS.

4) CANEPA, CÉSAR (2000) : ESTUDIOS MICROSCÓPICOS – CONTRA

MUESTRAS DE PRUEBAS METALÚRGICAS

QUIRUVILCA – JUNIO 16.

5) CONTRATO DE COMPRA- VENTA DE CONCENTRADOS DE LA COMPAÑÍA

MINERA QUIRUVILCA, 29 de OCTUBRE DE 1994.

6) LUIS DE MONTREIUL :

(2000).

INFORME DE INVESTIGACIÓN

MINERALÓGICA DE LA MINA DE

QUIRUVILCA – 14 DE OCTUBRE

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DE QUIRUVILCA.

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9) RÍOS VALDIVIA, DAVID :

(2004)

APROXIMACIÓN TEÓRICA AL ESTUDIO DE

ELEMENTOS PENALIZABLES EN LOS

CONCENTRADOS DE QUIRUVILCA.

10) THE DOW CHEMICAL :

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PARA MINERÍA.

11) TAGGART, A.F. (2000) : MANUAL DE MINERÍA.

12) TOUVENIN J.M. (2000) : LAS MINERALISATION POLY

METALLIQUES A; Pb, Zn, Cu y Ag

QUIRUVILCA JUNIO 12.

13) SKOOD.DW.WEST (2001) : “ANÁLISIS QUÍMICO INSTRUMENTAL. Edit.

Interamericano – México.

14) VOGEL ARTUR (2000) : QUÍMICA ANALÍTICA CUANTITATIVA.

Edit. Kopeluz. Volumen 1 – Cuarta Edición.



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