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Estudio de investigación para controlar la activación de zinc en el circuito bulk en la Mina Huanzala

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Academic year: 2020

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(1)UNIVERSIDAD NACIONAL DE SAN AGUSTIN FACULTAD DE INGENIERIA DE PROCESOS ESCUELA PROFESIONAL DE INGENIERIA METALURGICA. ¨ESTUDIO DE INVESTIGACIÓN PARA CONTROLAR LA ACTIVACIÓN DE ZINC EN EL CIRCUITO BULK EN LA MINA HUANZALA¨. Tesis presentada por el Bachiller: GUILLEN CHIRIO, ANGEL ALBERTO Para optar el Título Profesional de INGENIERO METALURGISTA. AREQUIPA – PERÚ 2017.

(2) DEDICADO A: Dios quien supo guiarme por el buen camino. A mis padres, por enseñarme el camino a la superación. A mis hermanas, Rosa y Anyela, por lo que representan para mí. Mis amigos por permitirme aprender más de la vida a su lado. Esto es posible gracias a ustedes..

(3) ESTUDIO DE INVESTIGACIÓN PARA CONTROLAR LA ACTIVACIÓN DE ZINC EN EL CIRCUITO BULK EN LA MINA HUANZALA¨. Resumen: Este trabajo de investigación presenta los resultados de un estudio experimental sobre la activación de esfalerita (ZnS), cuyo objetivo principal consistió en investigar los mecanismos de activación y en evaluar dos nuevos reactivos químicos. La hidrofobicidad que la superficie mineral adquiere como resultado de la interacción con los depresores Min1500 y Min1550. Los resultados muestran una ligera mejoría en el proceso de flotación a nivel laboratorio.. PALABRAS CLAVE: Bulk, Activación, Zinc, Rougher, Scavengher.. RESEARCH STUDY TO CONTROL ZINC ACTIVATION IN THE BULK CIRCUIT IN THE HUANZALA MINE¨¨. Abstract: This research paper presents the results of an experimental study on the activation of sphalerite (ZnS), whose main objective was to investigate the mechanisms of activation and to evaluate two new chemical reagents. The hydrophobicity that the mineral surface acquires as a result of the interaction with the Min1500 and Min1550 depressors. The results show a slight improvement in the flotation process at the laboratory level.. PALABRAS CLAVE: Bulk, Activation, Zinc, Rougher, Scavengher..

(4) ESTUDIO DE INVESTIGACIÓN PARA CONTROLAR LA ACTIVACIÓN DE ZINC EN EL CIRCUITO BULK EN LA MINA HUANZALA¨. PRESENTACIÓN. Cumpliendo con el reglamento de Grados y Títulos de la Escuela Profesional de Ingeniería Metalúrgica, Facultad de Ingeniería de Procesos, de la Universidad Nacional de San Agustín, es que pongo a disposición de ustedes mi plan de tesis titulado: ¨ESTUDIO DE INVESTIGACIÓN PARA CONTROLAR LA ACTIVACIÓN DE ZINC EN EL CIRCUITO BULK EN LA MINA HUANZALA ¨ a fin de que sea evaluado de acuerdo al reglamento y se me permita obtener el Título Profesional de Ingeniero Metalurgista.. Siendo en estos momentos que se ha presentado una mineralización de óxidos cobre en la mina Santa Luisa unidad Huanzala, es que la empresa hizo el cargo de hacer estudio de investigación para flotar dicha mineralización oxidada.. Con el desarrollo de presente trabajo de Tesis pretendo obtener el Título de Ingeniero Metalurgista, agradeciendo por su comprensión a los errores que puedo haber cometido en la elaboración del mismo..

(5) 1. PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA En la actualidad se ha presentado un reto en la mina Santa Luisa unidad Huanzalá, ante la disminución de minerales sulfurados y la presencia cada vez mayor de óxidos de cobre, es que se impone un estudio de investigación para poder flotar dichos óxidos, y de esta forma incrementar la producción y mejorar la recuperación.. 2. HIPÓTESIS El trabajo encomendado, se probaran dos nuevos reactivos depresores de Zn, estos reactivos son el Min1500 y Min1550; los concentrados y relaves que se obtienen serán analizados en el laboratorio Químico.. 3. OBJETIVOS DE LA TESIS. OBJETIVO GENERAL Evaluar la flotación de óxidos de cobre, y así poder determinar parámetros de trabajo óptimo para obtener un concentrado Bulk en él que no se encuentre Zn.. OBJETIVOS ESPECÍFICOS . Encontrar un reactivo depresor que controle la activación de Zn.. . Encontrar un depresor de mayor eficiencia.. . Reducir el contenido de Cu-Pb, en el relave bulk..

(6) 4. JUSTIFICACIÓN El resultado del estudio de investigación conducirá a un aumento en la producción mejorando la recuperación, trayendo consigo un aumento en las ganancias de la empresa. Por medio del estudio encontrar una solución a la flotación de óxidos de cobre de esta manera ayudar en el proceso de flotación..

(7) RESUMEN Actualmente ante la disminución de sulfuros y la aparición de óxidos de cobre, es que la planta concentradora Huanzalá decidió hacer una investigación de flotación de óxidos, para poder incrementar la producción y mejorar la recuperación de los concentrados. El estudio de la presente Tesis consta de los siguientes capítulos.. Capitulo I.- Se describe las generalidades, describiendo el acceso, ubicación de la mina, mineralogía.. Capitulo II.- Trata de la descripción de cada una de las secciones de la planta.. Capitulo III.- Describe el marco teórico de los fundamentos de flotación: flotación de óxidos y sus reactivos de flotación.. Capitulo IV.- Se realiza la experimentación de las pruebas de flotación, su diagrama de flujo y bloques para cada.. Capitulo V.- Análisis de datos e interpretación: se evalúa que reactivo tiene mayor incidencia en las pruebas.. Finalmente se presentan las conclusiones..

(8) ¨ESTUDIO DE INVESTIGACIÓN PARA CONTROLAR LA ACTIVACIÓN DE ZINC EN EL CIRCUITO BULK EN LA MINA HUANZALA¨. ÍNDICE ASPECTOS GENERALES ....................................................................................................... 1 GENERALIDADES ........................................................................................................ 1. 1.1.. 1.1.1.. UBICACIÓN Y ACCESO ...................................................................................... 1. 1.1.2.. GEOGRAFÍA........................................................................................................... 2. 1.1.3. BREVE HISTORIA DEL YACIMIENTO .............................................................. 3. GEOLOGÍA ..................................................................................................................... 4. 1.2.. 1.2.1.. GEOLOGÍA LOCAL .............................................................................................. 4. 1.2.2.. GEOLOGÍA ECONÓMICA ................................................................................... 4. 1.2.2.1.. GEOLOGÍA ECONÓMICA ........................................................................... 4. PLANTA CONCENTRADORA HUANZALA ......................................................................... 9 2.1 DESCRIPCIÓN DEL PROCESO DE PRODUCCIÓN DE LA PLANTA CONCENTRADORA HUANZALA ...................................................................................... 9 2.1.1. ETAPAS DE PROCESO DE PRODUCCIÓN ..................................................... 9 2.1.1.1. RECEPCIÓN DE MINERAL ............................................................................... 9 2.1.1.2. ETAPA DE CHANCADO DE MINERAL ........................................................ 10 2.1.1.3. ETAPA DE MOLIENDA Y CLASIFICACIÓN DE MINERAL ...................... 10 2.1.1.4. ETAPAS DE FLOTACIÓN ............................................................................... 11 2.1.1.4.1. FLOTACIÓN DEL BULK ............................................................................. 11 2.1.1.4.2. SEPARACIÓN COBRE PLOMO ................................................................. 11 2.1.1.5. FLOTACIÓN DE ZINC ...................................................................................... 12 2.1.1.6. ETAPA DE ESPESAMIENTO Y FILTRADO ................................................ 12 2.1.1.7. ETAPA DE ALMACENAMIENTO DE RELAVE ........................................... 13 2.1.1.8. ETAPA DEL CARGUÍO DE CONCENTRADO ............................................. 13 FUNDAMENTOS DE LA FLOTACIÓN ................................................................................ 14 3.1 FLOTACIÓN ................................................................................................................... 14 3.2 TEORÍA DE FLOTACIÓN ............................................................................................ 15 3.3.. MECANISMO DE FLOTACIÓN ............................................................................. 16.

(9) 3.4.. TEORÍA DE LA FLOTACIÓN DE ÓXIDOS ......................................................... 17. 3.4.1. 3.5.. QUÍMICA DEL PROCESO DE FLOTACIÓN DE ÓXIDOS ....................... 19. FACTORES QUE AFECTAN AL PROCESO DE FLOTACIÓN ...................... 19. 3.5.1.. Factor Mineral.................................................................................................. 19. 3.5.2.. Factor Granulométrico .................................................................................. 20. 3.5.3.. Influencia de las Lamas ................................................................................ 20. 3.5.4.. Factor Agua...................................................................................................... 21. 3.5.5.. Factor pH .......................................................................................................... 21. 3.6.. MINERALES QUE ACOMPAÑAN AL OXIDO DE COBRE.............................. 22. 3.7.. REACTIVOS DE FLOTACIÓN .............................................................................. 22. 3.8.. COMPORTAMIENTO DE LOS REACTIVOS ...................................................... 25. 3.9.. NUEVOS REACTIVOS DE FLOTACIÓN............................................................. 27. 3.9.1.. MIN 1500............................................................................................................ 27. 3.9.2.. MIN 1550............................................................................................................ 28. 3.10.. TERMODINÁMICA DE FLOTACIÓN ............................................................... 28. 3.11.. CINÉTICA DE FLOTACIÓN .............................................................................. 29. 3.12. MECANISMOS DE ACTIVACIÓN DE LA ESFALERITA.................................... 30 MARCO EXPERIMENTAL ..................................................................................................... 31 4.1.. TIPO DE INVESTIGACIÓN PARA LA FLOTACIÓN ......................................... 31. 4.2.. POBLACIÓN Y MUESTRA .................................................................................... 31. 4.3.. RECOLECCIÓN DE DATOS.................................................................................. 32. 4.4.. METODOLOGÍA EXPERIMENTAL ...................................................................... 32. 4.4.1.. MÁQUINAS Y EQUIPOS ................................................................................ 32. 4.4.2.. MINERALES OXIDADOS DE COBRE ......................................................... 33. 4.4.3. PREPARACIÓN DE MINERAL .......................................................................... 33 4.4.4. PREPARACIÓN DE REACTIVOS ..................................................................... 34 4.4.5. MOLIENDA EN LABORATORIO ....................................................................... 35 4.4.6. FLOTACIÓN EN LABORATORIO ..................................................................... 37 4.5. PARTE EXPERIMENTAL ......................................................................................... 39 4.5.1. DISEÑO FACTORIAL DE 4 NIVELES .............................................................. 39 4.5.2.. MATRIZ CODIFICADA DE PRUEBAS ........................................................ 40. 4.5.3.. MATRIZ DECODIFICADA .............................................................................. 41. 4.5.4.. TABLA DE RECUPERACIÓN DE Zn ......................................................... 42. 4.5.5.. BALANCES DE PRUEBAS METALÚRGICAS ......................................... 43. ANÁLISIS DE DATOS ............................................................................................................ 50.

(10) E INTERPRETACIÓN ............................................................................................................. 50 5.1.. GRAFICO DE PARETO .......................................................................................... 51. 5.2. GRAFICA DE EFECTOS ........................................................................................ 52. 5.3.. GRAFICO DE INTERACCIÓN ............................................................................... 53. 5.4.. GRAFICO DE SUPERFICIE ................................................................................... 54. 5.5.. GRAFICA DE CONTORNO.................................................................................... 55. 5.6.. ECUACIÓN MODELO ............................................................................................. 56. CONCLUSIONES..................................................................................................................... 57 RECOMENDACIONES ........................................................................................................... 58 ANEXOS .................................................................................................................................... 59 ANEXO N°1: PETS MUESTREO PARA FLOTACION ................................................. 59 ANEXO N°2: PETS OPERACIÓN DE MOLIENDA ........................................................ 61 ANEXO N°3: PETS PREPARACION DE REACTIVOS PARA FLOTACION ............ 64 ANEXO N°4: PETS OPERACIÓN DE ORUEBAS DE FLOTACION .......................... 66 ANEXO N°5: PETS PREPARACION DE MUESTRAS PARA ENSAYES QUIMICOS ................................................................................................................................................. 69 BIBLIOGRAFIA ........................................................................................................................ 71.

(11) INTRODUCCIÓN. Debido a la dificultad de recuperar los metales de cobre y plomo en la flotación Bulk por las altas activaciones de zinc en este circuito por la flotabilidad natural zinc conjuntamente con el plomo y el cobre. Se hizo pruebas de flotación batch, con la finalidad de encontrar una solución para evitar la activación de zinc el circuito de Bulk y así recuperar los elementos de Cu y Pb. Los principales minerales oxidados de plomo son: cerusita y anglesita, los que debido a su cristalografía y mojabilidad no deberían ser flotables, por esta razón es necesario estudiar las características de flotación para estos minerales. La flotación de óxidos mejora cuando se sulfurizan previamente antes de adicionar colector tipo xantato, obteniéndose resultados alentadores pero pudiéndose mejorar el proceso..

(12)

(13) CAPITULO I. ASPECTOS GENERALES 1.1.. GENERALIDADES. 1.1.1. UBICACIÓN Y ACCESO La Unidad Minera Huanzalá (yacimiento de Zn – Pb - Cu – Ag) políticamente se encuentra ubicada en el distrito de Huallanca, provincia de Bolognesi, departamento de Ancash. El centro de operaciones se encuentra a una distancia de 8 Km en line recta y 12 Km por vía asfaltada, al NW del pueblo más cercano, Huallanca, y a 440 Km de distancia de la ciudad de Lima. Geográficamente la mina se halla entre la prolongación de la cordillera Blanca y cordillera Huayhuash, al sur del cerro Huanzalá y al NE de un valle Glaciar por donde discurre el rio torres; a una altitud comprendida entre 3800 y 4000 msnm.. Sus coordenadas UTM y geográficas (campamento) son:. COORDENADAS UTM. COORDENADAS GEOGRÁFICAS. -. N: 8 908 650. . 76º 59` 50`` longitud oeste.. -. E: 280 400. . 09º 52` 04`` longitud sur.. 1.

(14)  Accesibilidad. Es accesible, partiendo de Lima de la siguiente forma: •. Desde la ciudad de Lima mediante la Carretera Panamericana Norte hasta Pativilca, luego la Vía de Penetración a Huaraz con un desvío a la altura de Conococha / Antamina con un tramo final a la mina con una distancia de 420 Km en un promedio de 6 a 7 horas.. •. Desde la ciudad de Lima a Pativilca carretera asfaltada 284 Km; llegando a Pachacoto carretera asfaltada a 166 Km más; finalmente a Huanzalá carretera afirmada a 40 Km más; haciendo un total 490 Km En aproximadamente 8 horas.. •. Desde la ciudad de Lima a Pativilca, Conocha, Chiquian, Aquia, Pachapaqui, Huanzala, con un recorrido total de 510 Km. •. Desde la ciudad de Lima – Cerro de Pasco – Huánuco – La Unión – Huallanca – Huanzalá.. 1.1.2. GEOGRAFÍA La topografía muestra el relieve característico de las altas cordilleras. En ella predomina el modelado glaciario controlado por los procesos Vulcano – tectónicos. Los agentes que influyen en el desarrollo morfológico son: la litología, las estructuras, la hidrografía, el clima, etc. El valle es del tipo glacial. Esto se observa claramente por la forma en “U”.. El clima de la zona es frío y seco, característico de la alta montaña.. Durante los meses de Diciembre a Marzo, abundan las precipitaciones además de fuertes granizadas, que cubre de nieve toda la zona. Durante los meses de Abril a Setiembre, la temperatura es inferior a los 0°C, produciéndose fuertes heladas, que de uno u otro modo merma la producción minera. 2.

(15) En los valles se desarrolla la ganadería consistente principalmente en la crianza de auquénidos, ovinos y ganado vacuno.. 1.1.3 BREVE HISTORIA DEL YACIMIENTO Históricamente, el yacimiento de Huanzalá es conocido desde el año 1925, siendo investigada geológicamente en 1961 por la MITSUI MINING SMELTING CO. del Japón, en el año 1,964 se formó la COMPAÑÍA MINERA SANTA LUISA S.A. que prosiguió las exploraciones en el yacimiento (mapeo geológico detalladas en superficie, perforaciones Diamond – Drill y construcción de túneles). en forma. sistemática, posteriormente comenzó sus operaciones productivas entre abril y mayo de 1968, explotándose Pb, Zn, Cu y Ag, con una producción de 500 TM/día. Se inscribió en el Registro Público de Minería el 05 de agosto de 1964.. Se obtuvo una producción de 270000 toneladas para el año de 1982, con 900 TM/dia, con ley de cabeza de: 0.4% Cu, 10.3% Zn, 4.3% Pb y 5.1 Onz/TM Ag; para el año 1984, la producción fue alrededor de 950 TM/día.. Actualmente la producción es de 1500 TM/día, este mineral es tratado en la planta concentradora, obteniendo luego concentrados de zinc, plomo y cobre, los cuales son luego comercializados.. Se decide implementar el Sistema de Gestión Ambiental según la Norma ISO 14001: 2004 y el Sistema de Gestión de Seguridad y Salud Ocupacional OHSAS 18001:2007 en Compañía Minera Santa Luisa S. A; con la finalidad de mantener en el futuro altos niveles de eficiencia y competitividad, para hacer frente a las crecientes exigencias del mercado, asumiendo como parte de su política la protección del medio ambiente y la prevención y control de los riesgos de seguridad y salud ocupacional de su personal.. 3.

(16) 1.2.. GEOLOGÍA. 1.2.1. GEOLOGÍA LOCAL La región se ubica en la prolongación de la cordillera Blanca y cordillera de Huayhuash; la secuencia estratigráfica del área está constituida fundamentalmente por rocas que tienen una edad que fluctúa entre el Jurásico superior al cuaternario. En la zona de la mina Huanzalá, localmente se observa que predominantemente aflora la secuencia sedimentaria del Cretácico Inferior y Medio, esta secuencia en el cerro Huanzalá se halla invertida, formando el flanco inverso E de un sinclinal de eje N 140º (Carrascal-1984).. 1.2.2. GEOLOGÍA ECONÓMICA El yacimiento minero de Huanzalá es un yacimiento muy complejo, está ubicado en un área que tiene rasgos tectónicos y litológicos que forman parte de los procesos responsables de la metalogenia andina. Mantos como horizontes de reemplazamiento epigenetico sin dejar fuera su origen singenetico; pertenece a la Provincia metalogenética Polimetálica en la franja Sedimentaria Mesozoica de la Cordillera Occidental.. 1.2.2.1.. GEOLOGÍA ECONÓMICA. Sobre esta base la ocurrencia de los minerales (Económicos) deCu, Pb, Zn. se han dividido en los siguientes tipos: . Minerales de Pb y Zn en Pirita:. Los minerales de Pb-Zn contenidos en pirita masiva, están compuestos de esfalerita roja de grano fino, que se caracteriza por su. 4.

(17) contenido de Fe entre 5% a 10%, galena de grano medio y pequeñas cantidades de calcopirita y mínimamente arsenopirita.. Se tiene bandeamientos finos de esfalerita negra y palena, distribuidos en ganga de pirita de grano fino; observándose a menudo texturas tipo ‘’tigre’’ y ‘’mirmequitico’’ de esfalerita negra en pirita; también bandeamientos finos de lutita gris y pirita masiva de grano fino.. Se presenta en forma masiva en los mantos 1, 3 y 5; principalmente en la parte norte del yacimiento (Recuerdo). En Huanzalá principal se encuentra principalmente en la V-1PB y V3. En Huanzalá Sur el mineral en general se encuentra en Py, tanto en la V1P y V1T, también podemos observar la pirrotita y wurtzita juntamente con esfalerita y galena, estos son de grano fino a muy fino. En esta zona también se presenta materia orgánica (bitumen). . Minerales de Pb y Zn en Skarn:. Los minerales de Pb-Zn asociado al Skarn están constituidos mayormente por esfalerita roja – marrón de grano medio que tienen un contenido de Fe entre 3 y 5%, galena de grano medio y pequeñas cantidades de calcopirita.. Se observa bandeamientos alterados, definidos por bandas de mineral de mena consistentes de esfalerita negra (V 2), esfalerita roja (VD 4), galena, calcopirita y pirita, distribuidos en ganga de silicatos: diópsido, granate (grosularia), wollastonita y epidota, de grano grueso.. Se puede notar la presencia de relictos de lutitas gris oscuras, que han sido reemplazados parcialmente por los calcosilicatos mencionados.. 5.

(18) Este tipo de minerales se encuentran en algunas partes de las vetas 2,4, 5 y en las partes periféricas de los cuerpos de pirita que están en contacto con la caliza no mineralizada. El mineral en Skarn es neto de Huanzalá Profundo donde también se puede observar alteración argilica (shiroji), en algunas partes en forma de intercalaciones de 1.50 m. de Skarn con 0.9 m de Shiroji.. . Minerales de Pb y Zn en Shiroji (Alteración Argilica):. El mineral tipo Shiroji es un producto de alteración hidrotermal de minerales de pirita y skarn. Estos minerales de matriz argilácea de color blanco contienen una esfalerita de color marrón con Fe al 0.5%. A simple vista o al microscopio (Fukajori y otros 1980) se puede observar en tres diferentes formas: alternada con Skarn bordeando la periferie de la esfalerita roja y asociado al mineral piritoso alterado. Además presenta numerosas y pequeñas inclusiones de calcopirita.. Presenta estructuras sedimentarias-diageneticas, consistente en estructuras tipo ‘’slumping’’. Se observa a menudo formas ‘’contorneadas concentricas’’, en los cuales están implicados el mineral de mena.. El mineral de mena esta, distribuidas en las gangas conformadas por abundantes cantidad de caolín blanca-cremosa.. Las deformaciones observadas se presentan a nivel de manto mineral; ya que fuera de este (en calizas y lutitas frescas) no existe deformación alguna.. Las estructuras mencionadas se presentan principalmente en los mantos 1 y 3, sobre todo en este último (zona de Huanzalá Superior). 6.

(19) En Huanzalá Principal se presenta con minerales de Pb-Zn en Shiroji o en cuerpos de pirita porosos, en las vetas V2T, V3, V4, V5.. Exteriormente en las paredes de la labor y en algunas partes de los accesos y galerías se observa efloresencias de Cu secundario Brocantita, Malaquita, Calcantita.. El mineral en shiroji tiende a tener mayor Ley, se observa en Huanzalá Superior y en partes de Huanzalá Principal y Profundo.. . Mineral de Cu en Pirita:. Los minerales de Cu de éste tipo están compuestos de calcopirita, tenantita, bornita calcosita, enargita, cobelina, asociados todos con pirita. En Recuerdo se encuentran impregnados pirita masiva con vetas independientes de la presencia de Pb-Zn. Este tipo de mineral se observa en Recuerdo y Huanzalá Superior en las vetas V3, V2P, V4. . Mineral de Cu en Shiroji:. Se componen de calcopirita, bornita, calcocita, tenantita, etc. asociados a la pirita o impregnados en arcilla blanca (matriz). . Mineral de Cu en Skarn:. El Cu está en su mena Calcopirita principalmente, asociado a bornita, Tennantita, esta se encuentra en forma masiva en una matriz de silicatos, dióxido, granate, etc. Esta mineralización se observa en Huanzalá Profundo en las vetas V1 Y V2T.. 7.

(20) . Minerales que contienen Ag. La galena es el mineral que incluye en solución sólida el mayor porcentaje (60% aproximadamente) del total de Ag existente en el yacimiento. Los otros minerales en orden a su aporte de Ag son: (1) tennantita, (2) minerales de Pb-Bi que contienen Ag, (3) minerales de Ag propiamente como canfieldita, argentita, pirargirita, estefanita, polibasita, electrum, etc (saito y otros 1981).. 8.

(21) CAPÍTULO II. PLANTA CONCENTRADORA HUANZALA. 2.1 DESCRIPCIÓN DEL PROCESO DE PRODUCCIÓN DE LA PLANTA CONCENTRADORA HUANZALA. Daremos una descripción general,. Flow Sheet de la planta de. concentración Huanzalá lo encontramos en el siguiente diagrama.. 2.1.1. ETAPAS DE PROCESO DE PRODUCCIÓN 2.1.1.1. RECEPCIÓN DE MINERAL El mineral que se procesa en la planta concentradora Huanzalá es almacenada en la ancha de gruesos la cual tiene una capacidad de 2000 TM; el mineral extraído de mina s almacenado en dicho lugar dependiendo del tipo de mineral (Tajo) para luego hacer el blending correspondiente teniendo en cuenta la ley de mineral y si este corresponde a mineral primario o secundario (mineral S). En la tolva de gruesos existe una parrilla de 12”, esta permite clasificar el mineral ya que si ingresa trozos muy grandes estos pueden dañar los equipos de chancado; de esta manera se permite el ingreso de mineral con el tamaño adecuado. 9.

(22) 2.1.1.2. ETAPA DE CHANCADO DE MINERAL Una vez que obtenemos la mezcla adecuada en tolva de gruesos esta ingresa a la chancadora primaria Quijada; el mineral chancado es transportado por unas fajas transportadoras hacia un cedazo, tiene por finalidad clasificar. El mineral grueso va directamente a la chancadora secundaria. El producto de esta chancadora es transportado mediante fajas transportadoras a las tolvas de finos de esta manera se cierra el circuito de chancado.. 2.1.1.3. ETAPA DE MOLIENDA Y CLASIFICACIÓN DE MINERAL El mineral es almacenado en la tolva de finos, la planta concentradora cuenta con 4 molinos de bolas una tolva para cada molino, a diferencia del Molino Fuller que es el molino más grande (9.5x14) que trabaja con las tolvas N°3 y N°4.. A cada molino se le agrega Complejo (ZnSo4 + NaHSO2) este es un depresor de Zinc.. La descarga de cada molino primario llegan a 2 bombas 5x4 la cual envía la pulpa a dos ciclones D-20 (con ápex de 3” y vórtex de 6 3/4”); los cuales clasifican la pulpa en dos productos Over Flow (finos) y Under Flow (gruesos) los finos van directamente a la celdas de flotación y el grueso regresa al molino teniendo de esta manera un circuito cerrado de molienda.. 10.

(23) 2.1.1.4. ETAPAS DE FLOTACIÓN. 2.1.1.4.1. FLOTACIÓN DEL BULK El Over Flow de los hidrociclones es conducido a las celdas de flotación, dos celdas Rougher y dos Scavengher Wenco 500 donde se le agrega colector y depresor, el concentrado de este caso va a la primera celda Rougher de Bulk, de esta se obtienen las espumas que es el alimento de las celdas Denver, el relave de esta pasa a la segunda Rougher que de igual manera las espumas van a la celdas Denver, el relave de las segunda Rougher va directamente a la primera Scavengher donde se le agrega más colector. El concentrado de las Scavengher 1 y 2 alimenta a las celdas Denver.. El Relave Bulk va directamente al súper acondicionador de Zn, donde se agrega Sulfato de Cobre.. 2.1.1.4.2. SEPARACIÓN COBRE PLOMO Las espumas de la celda Denver se agrega RCS (Bicromato + CMC + Fosfato) estas son bombeadas hacia las celdas de separación; en algunas ocasiones se hace doble separación RCS y NaCN, el RCS deprime el Plomo y el Cianuro NaCN es un depresor de Cu.. 11.

(24) 2.1.1.5. FLOTACIÓN DE ZINC El relave del circuito Bulk Cu/Pb, viene hacer la cabeza del circuito de Zn, este relave va a un acondicionador 10 x 10 donde es activado con Sulfato de cobre (CuSO4), esta pulpa es enviada a una celda Wenco 1500, las espumas son enviadas a limpieza para obtener un concentrado, sus colas de esta celda son enviados al circuito Rougher de zinc que consta de 4 celdas Rougher de zinc, el concentrado de las Rougher es llevada a la remolienda, el O/F va una celda de limpieza (O-K 5), el U/F es liberado en un molino 8 x 3 para nuevamente ser clasificado por un ciclón.. Las espumas de la celda O-K 5 segunda limpieza tiene dos opciones; si el concentrado está limpio es enviado a la tercera limpieza para obtener un concentrado final, pero si este concentrado no está limpio ese enviado a la primera limpieza O-K 2 y el relave enviado nuevamente a la remolienda. El relave de la tercera limpieza O-K 5 es enviada mediante la bomba SCV-CL a la flotación Scavengher 1, Scavengher 2, Scavegher 3, así obtenemos un relave final y el concentrado de las mismas pasa a la limpieza.. 2.1.1.6. ETAPA DE ESPESAMIENTO Y FILTRADO. El Concentrado, tanto de Plomo Cobre y Zinc, son llevados a sus respetivos espesadores, por medio de bombas, es ahí en donde ocurre la precipitación de la carga por medio de su gravedad específica, y luego de ser espesados, son enviados a los filtros por medio de bombas. . El filtro prensa (cidelco) filtra el concentrado de Zn, el filtro disco CC 30 filtra concentrado de Pb y un tercer filtro de discos CC 6 filtra concentrado de Cu.. 12.

(25) 2.1.1.7. ETAPA DE ALMACENAMIENTO DE RELAVE. El material que desecha la planta Concentradora, es llevada a un área de almacenamiento, el que cumple con los requisitos de estabilidad física y química que esta necesita, para evitar la contaminación del ambiente. El agua que brota de la relavera (por decantación del sólido de la pulpa y por consiguiente el rebrote del agua), es reutilizada en la planta, la cual es captada en la relavera por medio de tuberías en forma de quenas y es llevado a través de bombas hacia la planta.. 2.1.1.8. ETAPA DEL CARGUÍO DE CONCENTRADO. Para el carguío del concentrado, después del filtrado, este es almacenado en sus respectivas canchas, tanto el Plomo Cobre y Zinc, para luego ser embarcados en semi-tráiler con la ayuda de un cargador frontal. El máximo de tonelaje llevado por cada semi-tráiler es de 30 Ton aproximadamente.. 13.

(26) CAPITULO III. FUNDAMENTOS DE LA FLOTACIÓN 3.1 FLOTACIÓN. Este proceso quizá es el más importante de los desarrollados para el procesamiento de los minerales, y que hacen posible la recuperación de valores de baja ley. Siempre se pensó que era un arte el lograr que una partícula se vuelva hidrofóbica, se junte a una burbuja de aire y formando un conjunto de menor densidad que el agua flote hacia la superficie. La selectividad y el desarrollo logrado finalmente en la flotación hasta nuestros días (sean la flotación de celdas de gran volumen y en columnas), hacen que estos compuestos se entiendan cada vez mejor.. La flotación de minerales es un fenómeno físico-químico, usado como un proceso de concentración de minerales finamente dividido, que comprende el tratamiento físico y químico de una pulpa de mineral creando condiciones favorables, para la adhesión de partículas de un mineral predeterminado a las burbujas de aire.. En este proceso que es bastante complejo, en el cual se efectúa la separación, está compuesto por tres fases: La fase líquida, generalmente agua, la cual es química y físicamente activa; la fase gaseosa, generalmente aire, la cual es relativamente simple y la fase sólida la que puede ser considerada infinitamente variable. Las partículas de aire o burbujas llevan los minerales 14.

(27) seleccionados desde el fondo de las máquinas o celdas de flotación hasta la superficie de la pulpa formando una espuma estabilizada de la cual las partículas predeterminadas son recuperadas. Para que la flotación de minerales sea efectiva, se requiere de los siguientes aspectos.. Reactivos químicos.- (Colectores, Espumantes, Activadores, Depresores, pH) Componentes del equipo.- (Diseño de la celda, Sistema de agitación, Flujo de aire, Control de los bancos de celdas, Configuración de los bancos de celdas) Componentes de la operación.- (Velocidad de alimentación, Mineralogía, Tamaño de las partículas, Densidad de pulpa, Temperatura). 3.2 TEORÍA DE FLOTACIÓN. La flotación de minerales se ha señalado que depende de aquellas propiedades de los minerales que les permite adherirse a burbujas de aire y ser llevadas a la superficie de la pulpa. Los reactivos que se agregan a la suspensión de mineral y agua con el propósito de crear una superficie hidrófoba, se denomina colectores. Para facilitar la adhesión del colector al mineral útil y para impedir esta adhesión al mineral no valioso se agregan otros reactivos denominados activadores y depresores, estos compuestos químicos llevan el nombre genérico de modificadores o moduladores de la colección.. Una teoría de flotación debe explicar el mecanismo mediante el cual actúan los colectores y los modificadores, las condiciones para que un compuesto químico sea colector de un determinado mineral, y debe establecer las condiciones físico-químicas que producirán un mejor rendimiento del proceso. 15.

(28) Los avances que se han logrado, han llevado a la concepción actual que la interacción entre el colector y la superficie del mineral es de naturaleza electroquímica. Se ha demostrado que el oxígeno, junto con transformar en medio alcalino la superficie de los sulfuros en especies oxidadas de mayor solubilidad, cumple la importante función de actuar como aceptante de electrones permitiendo la formación de di sulfuros orgánicos que confieren un alto grado de hidrofobicidad al recubrimiento formado únicamente por la sal metálica del colector.. De esta forma las antiguas teorías de reacción química entre el colector y el sulfuro metálico, o de simple adsorción de iones, han dejado paso a nuevas teorías, existiendo a la fecha las siguientes:. 3.3.. MECANISMO DE FLOTACIÓN. La morfología de la flotación por espuma no es muy clara en sistemas a escala industrial. Pero en términos microscópicos se puede explicar cómo que, las espumas de concentrado se forman debido a una captura selectiva del mineral en la zona de generación de burbujas; luego sigue una segunda zona, donde está ocurriendo la coagulación de una discreta corriente de burbujas conformando en una pequeña espuma. Estas dos primeras zonas se identifican como ¨pulpa¨ de la celda de flotación, la altura puede ser fijada por un mecanismo de control de nivel. La tercera región aparece cuando la fase gaseosa predomina sobre la fase liquida, conformando una zona de espuma estable (que es evacuada por el labio superior de la celda). La altura de esta capa de espumas puede ser fijada tanto por diseño como por el operador. Las variables de operación que debe ser consideradas son muchas, las más importantes: densidad de la pulpa, flujo, velocidad de aireación, intensidad. 16.

(29) de agitación, altura de interface pulpa/espuma, y altura del overflow para evacuación de espumas El asunto que aún no se ha definido exactamente, es como una burbuja captura solamente al mineral valioso de un conjunto de partículas que conforman las menas. Las apreciaciones confirman que esta selectividad se da porque el mineral es de flotación natural o están cubiertas. preferentemente por un. colector. Existe consenso en indicar que las fuerzas que hacen una partícula mineral se adhieren a una burbuja y que definen la velocidad de captura del mineral son dos:. o. Si el mineral es conductor hay una transferencia de electrones y. o. Que son fuerzas de tensión superficial, cuando el mineral es aislante.. 3.4.. TEORÍA DE LA FLOTACIÓN DE ÓXIDOS. La flotación diferencial o selectiva es la separación de las menas complejas, utilizando la separación individual de minerales de flotación similar (Cu, Pb, Zn, Ag, Au) de una sola MENA, justificando económicamente el proceso que involucra el uso de diversos reactivos, que son colectores espumantes, depresores y activadores. La flotación de minerales de óxido de cobre se puede realizar eficientemente en un circuito de mediana alcalinidad pH entre (8-9) usando colectores sulfhídricos tales como los xantatos y aceite de pino, ácido cresílico y alcoholes como espumantes, en estas condiciones flotan también los minerales de cobre.. 17.

(30) Para evitar la flotación del Zinc y Fierro, en la primera etapa de esta flotación, es necesaria una eficiente depresión. Los minerales de zinc no flotan en las condiciones indicadas, a menos que sean activados con iones cúpricos. La flotación es un método de concentración de minerales que tiene mucha relevancia en la industria metalúrgica extractiva, ya que sin este proceso sería difícil desarrollar sistemas posteriores como tostación, conversión, fusión, etc.. Existen varios tipos de flotación:. •. FLOTACIÓN POR ESPUMAS.- Es el proceso que separa minerales que. están en suspensión en el agua, atacándola con una burbuja de aire que hace que el grupo de minerales valiosos floten a la superficie.. FLOTACIÓN BULK.- Es un término no muy preciso, generalmente es una flotación de una sola etapa con desgaste y agotamiento, donde un mineral simple o un grupo de minerales valiosos son separados de las gangas.. FLOTACIÓN SELECTIVA.Es el tipo de flotación para separar minerales menos compleja, las cuales separa minerales de flotación similar (cobre, plomo, plata, oro de una sola mena) como en este caso, ya que estamos tratando minerales polimetálicos.. 18.

(31) 3.4.1. QUÍMICA DEL PROCESO DE FLOTACIÓN DE ÓXIDOS. En un medio acuoso alcalino, la mayoría de los minerales sulfurados sufren un proceso de oxidación superficial. Por otro lado hay evidencias que demuestran que bajo ciertas circunstancias tales como una exposición prolongada a soluciones oxigenadas previas a la introducción del colector, se forma especies sulfuradas de tipo tiosulfato. Mediciones por espectrocopía IR y aspectos termodinámicos muestran que esas especies son reemplazadas por los xantatos, esta reacción podría ser considerada como una deserción de tiosulfato y absorción de xantato.. 3.5.. FACTORES QUE AFECTAN AL PROCESO DE FLOTACIÓN. 3.5.1. Factor Mineral. Para una flotación es primordial conocer la composición química, mineralógica, impurezas que acompañan a la mena. La composición química nos indicara que reactivos debemos usar, si se sabe de antemano que los sulfuros y minerales nativos no presentan ninguna dificultad para ser flotados como carbonatos, silicatos, sulfatos y otros óxidos, es decir no sulfurados presentan problemas en la flotación ya que presentan bajas recuperaciones.. 19.

(32) 3.5.2. Factor Granulométrico. Todo mineral para ser flotado tiene que ser reducido en su tamaño hasta el punto que cada partícula represente una sola especie mineralógica (liberación) apropiado para que las burbujas de aire lo puedan llevar hasta la superficie de las celdas de flotación, o sea existe un tamaño máximo donde las partículas pueden flotar, naturalmente que depende de la naturaleza del mineral. El tamaño máximo conveniente para la flotación se considera alrededor de 200 mallas (75 mm), las partículas de tamaño superior ofrecen ciertas dificultades ya sea por la liberación misma. La mayoría de los metales útiles yacen en forma dispersa en una matriz rocosa, esto significa que el mineral que se va a flotar no es molido hasta el punto de su liberación de sus valores mineralógicos, las recuperaciones van a disminuir.. 3.5.3. Influencia de las Lamas. El problema de las lamas finas causa el daño siguiente. Las partículas de diámetro pequeño flotan mal, ya que es necesario que la partícula tenga una cierta barrera energética para acercarse a la burbuja de aire, ya que las lamas generalmente son ganga. Cuando un mineral sufre un sobre molido, aumenta desproporcionalmente la superficie de contacto, permitiendo mayor consumo de reactivos, lo cual significa una mayor solubilidad del mineral y exposición excesiva a los fenómenos secundarios, tales como la oxidación.. 20.

(33) 3.5.4. Factor Agua. En el proceso de flotación cada tonelada de mineral consume entre 2.5 – 3 toneladas de agua, esta enorme cantidad de agua hace un factor importante, porque es el medio donde se desarrolla el proceso. Debido a que en las plantas existentes hay poca disponibilidad de agua, esta tiene que ser bombeada desde lugares lejanos. Las aguas naturales (aguas subterráneas) casi siempre llevan contaminantes, fosfatos, carbonatos, etc., y algunos cationes y metales pesados que pueden causar problemas en el proceso.. 3.5.5. Factor pH. La. flotación. es. un. fenómeno. de. superficie. y. es. extremadamente sensible al contenido de iones de agua de flotación; la variación del pH puede deprimir o activar algunos minerales, por eso es necesario controlarlo, esto se realiza con cal, ya que es más económico y al mismo tiempo actúa como depresor de la pirita.. 21.

(34) 3.6. . MINERALES QUE ACOMPAÑAN AL OXIDO DE COBRE. Sulfuros. – Chalcopirita:. . CuFeS2. Óxidos – Bornita :. Cu5FeS4. – Malaquita :. Cu2(CO3)(OH)2. – Calcocina :. Cu2S. – Enargita :. Cu3AsS4. – Covelina :. CuS. – Tenantita :. Cu10(Zn,Fe)2As14S13. Entre los minerales sulfurados y oxidados cobre de mayor interés metalúrgico son: Chalcopirita, Bornita, Malaquita, Marmatita, Covelina.. 3.7.. REACTIVOS DE FLOTACIÓN. Los reactivos usados en la flotación de minerales son por lo general modificadores interfaciales de tensión superficial y modificadora de superficie, en general son:  Colectores  Espumantes  Modificadores (activadores, depresores). 22.

(35) A). Colector o Promotor. El colector constituye el corazón del proceso de flotación puesto que es el reactivo que produce la película hidrofóbica sobre la superficie del mineral. Los colectores son reactivos que cubren y/o reaccionan con la superficie de los minerales, haciéndola repelente al agua y propensa a que se puedan adherir burbujas de aire. Los colectores de sulfuros minerales contienen azufre.. B). Espumantes. Son reactivos de activación superficial que ayudan a la estabilización de las espumas o burbujas de aire. El propósito principal del espumante es la creación de una espuma capaz de mantener las burbujas cargadas de mineral hasta que se remuevan de la máquina de flotación. Sin embargo una vez sacado de la máquina de flotación, la espuma debe romperse rápidamente.. C). Modificadores. Son reactivos que se usan para controlar la acción de un colector sobre los minerales con el objeto de intensificar o reducir el efecto repelente al agua de las superficies minerales.. 23.

(36) •. Depresores. Es un reactivo que inhibe la absorción de un mineral por el colector y por lo tanto previene su flotación, los depresores de mayor uso son:.  Cianuro de Sodio: (NaCN) es un depresor fuerte de sulfuros, pirita, pirrotita, arsenopirita y esfalerita.  Cal: Deprime la pirita, galena, zinc, etc. Esta puede ser usada como lechada o como oxido de calcio.  RCS: Deprime la galena.  Sulfato de Zinc: Usados para deprimir Zinc.  Sulfato de Zinc + Bisulfito de Sodio: Usado para deprimir Fierro y Zinc.  Hidróxido de Sodio: Deprime iones de sales solubles.. •. Activantes:. Su acción es contraria a la acción del depresor y los reactivos de este tipo sirven para aumentar la absorción de los colectores..  Sulfato de Cobre: Es el mejor activador de esfalerita.  Bisulfuro de Sodio: Controla la actividad del zinc en el circuito de Bulk.. 24.

(37) •. Modificadores:.  pH. 3.8..  Cal. CaO.  Soda caustica. Na(OH).  Ácido Sulfúrico. H2SO4.. COMPORTAMIENTO DE LOS REACTIVOS. La acción modificadora de la superficie de las partículas minerales para mejorar la selectividad del proceso de flotación es probablemente la función más importante y compleja que llevan a cabo sus agentes. Estos agentes deben adherirse selectivamente a las moléculas a deprimir, el resultado será la depresión del mineral cuya superficie se ha modificado dependiendo de la reacción del colector con el agente depresor.. 25.

(38) Como podemos observar en la siguiente tabla:. DEPRESANTES DE SUPERFICIE. AGENTE ACTIVO. AGREGADO COMO. CANTIDAD Lb/TON DE. CaO. 0.5 - 10.0. Zn++. ZnSO4. 0.2 – 2.0. Aniónico O-. Aire. SO3-. Na2SO4. 0.5 – 2.0. CN-. NaCN. 0.05 – 1.0. CO3-. COLECTOR. MINERAL. Catiónico Ca++. SiO2-. USO COMÚN. -. Silicato de. 0.5 – 20. Sodio. 0.5 – 2.0. Na2CO3. 1.0 – 10. Depresante de Pilitor Depresante de esfalerita Depresante de pirrotita Depresante de esfalerita Depresante de SCu, SZn, Fe Depresante de Lamas descarga activador de silicatos Depresante de ganga. Xantato. Xantato. Xantato. Xantato. Xantato. Xantato. Xantato. Ácido graso. Coloides orgánicos Depresante de 1.0 – 10.0. Dextrina y almidón. Lamas de descaraga. Fuente: Dow Chemical 1986. 26. Xantato.

(39) 3.9.. NUEVOS REACTIVOS DE FLOTACIÓN. 3.9.1. MIN 1500 Composición de los ingredientes Goma de Guar <80%, Sulfuro de Sodio 1-3. PROPIEDADES FÍSICAS Y QUÍMICAS Estado físico. Polvo sólido. Color y apariencia. Amarillento. Solubilidad en agua y otros disolventes. Completa. Olor. Inoloro. pH. 3- 6. Punto de inflamación. > 200° F. Biodegradabilidad. Lenta. % Volátiles. No disponible. Solubilidad en agua de mar. No disponible. 27.

(40) 3.9.2. MIN 1550 Composición de los ingredientes Goma de Guar < 40%, Sulfuro de Sodio 5-6, CMC < 40%. PROPIEDADES FÍSICAS Y QUÍMICAS Estado físico. Polvo sólido. Color y apariencia. Amarillento. Solubilidad en agua y otros disolventes. Completa. Olor. Inoloro. pH. 3- 6. Punto de inflamación. > 200° F. Biodegradabilidad. Lenta. % Volátiles. No disponible. Solubilidad en agua de mar. No disponible. 3.10. TERMODINÁMICA DE FLOTACIÓN. La flotación de minerales se basa en el contacto íntimo entre tres fases, una sólida, una líquida y una gaseosa. Las dos últimas están representadas casi siempre por el agua y por el aire respectivamente. El sólido está constituido por minerales, sin embargo existen experiencias recientes en las que se han utilizado SO2 (dióxido de azufre), o inclusive esferas de poli estireno, como medios para el transporte de las partículas de mineral que desea separar, en reemplazo del aire. Aun cuando la mayor parte de las propiedades de las fases que interesan en la flotación pueden estudiarse sin descender al detalle atómico, es necesario explicar en forma somera algunos conceptos sobre la estructura de la materia. 28.

(41) Esto debe permitir una mejor comprensión del mecanismo de algunas reacciones, como la hidratación y de los fenómenos tales como tensión superficial, adsorción, capilaridad etc. Es importante señalar que el fenómeno de la flotación hace uso de propiedades de superficie nuevamente creadas, y no puede recibir una explicación cuantitativamente satisfactoria.. 3.11. CINÉTICA DE FLOTACIÓN. Los primeros estudios sobre la cinética de la flotación de minerales han tenido por objeto sobre todo reducir el fenómeno a unas ecuaciones expresadas con la ayuda de variables individuales. Actualmente, el fin es totalmente otro y el estudio de la cinética interesa también tanto al fabricante de celdas que desea mejorar su producto, como al metalurgista que desea pasar los resultados de la escala de laboratorio o los de la escala de planta piloto, a escala industrial.. Es totalmente cierto que la malla de liberación y el modo de la fragmentación. sean las variables más importantes que interesan a las. operaciones de trituración, molienda y clasificación. Por lo mismo, la fijación del colector parece ser el factor principal del acondicionamiento y la conjunción de la relación burbuja - mineral que se rige gran parte de la flotación de minerales propiamente dicha.. El objetivo de la cinética de la flotación consiste en determinar la forma de la ecuación de la velocidad de flotación y los efectos cuantitativos de las variables principales sobre los parámetros de la cinética.. 29.

(42) 3.12. MECANISMOS DE ACTIVACIÓN DE LA ESFALERITA. Los minerales sulfurosos de zinc tales como la esfalerita (ZnS) y la marmatita ((ZnFe)S), en general no se hidrofobizan de manera importante cuando se ponen en contacto con colectores tipo xantato de cadenas alquílicas cortas, por lo que se hace necesario su activación con cobre con el propósito de formar una capa de sulfuro de cobre sobre la esfalerita, el cual sí posee afinidad por dichos colectores. El proceso mediante el cual los átomos de cobre son incorporados a la superficie de la esfalerita se denomina “activación con cobre” y se lleva a cabo deliberadamente en aquellos minerales en los que la esfalerita es la especie valiosa; sin embargo, la esfalerita también puede ser activada de manera “inadvertida” debido a los iones de cobre, plomo, plata, etc., provenientes del propio sistema (oxidación de los minerales, uso de agua reciclada, etc.). En este último caso, las especies metálicas tienen un efecto perjudicial en la separación debido a que pueden provocar la activación de la esfalerita en el circuito de plomo/cobre, en el que se busca flotar las especies de plomo y cobre y dejar a la esfalerita en las colas. Asimismo, los iones pueden emigrar de un mineral a otro, reduciendo las diferencias inherentes que existen entre estos, dando como resultado una pérdida de la selectividad. Como se mencionó arriba, los colectores más empleados en esta aplicación son los ditiocarbonatos alquílicos, mejor conocidos como xantatos, su nombre comercial, debido a su efectividad y bajo costo.. 30.

(43) CAPITULO IV. MARCO EXPERIMENTAL 4.1.. TIPO DE INVESTIGACIÓN PARA LA FLOTACIÓN. Es una investigación científica-tecnológica que correlaciona datos extraídos experimentalmente para la flotación de óxidos de cobre a fin de aplicarlos a nivel industrial, en nuestra planta de la Empresa Minera “Santa LuisaHuanzalá”.. 4.2.. POBLACIÓN Y MUESTRA. La muestra que es materia de estudio, son los minerales oxidados de cobre como la bornita y malaquita, proveniente de la Empresa Minera “Santa Luisa - Huanzalá”, los que debido a su cristalografía no deberían ser flotables, por esta razón es necesario estudiar y realizar pruebas metalúrgicas de las propiedades de flotación para estos minerales.. 31.

(44) 4.3. RECOLECCIÓN DE DATOS. Se aplicaron técnicas de muestreo, con el fin de obtener una muestra representativa, para evaluar las variables que influencian en la etapa de flotación bulk, seguido de encontrar los parámetros adecuados para controlar la activación.. 4.4.. METODOLOGÍA EXPERIMENTAL El método de investigación que se empleara es el diseño factorial. Por. diseño factorial se entiende aquel que se investiga todas las posibles combinaciones de los niveles de factores de cada ensayo del experimento. La investigación realizada se basa en el diseño de pruebas experimentales a nivel de laboratorio y que nos afirmaran que reactivos mejoran la recuperación en el circuito de flotación de mineral secundario de la Compañía Santa Luisa.. 4.4.1. MÁQUINAS Y EQUIPOS  Chancadora de quijada.  Molino de bolas.  Celda de flotación Denver  Balanzas  pH-metro  Reactivos:. colectores,. reguladores,. principalmente, depresores.. 32. espumantes. y.

(45) 4.4.2. MINERALES OXIDADOS DE COBRE Los principales minerales oxidados de cobre son: bornita, malaquita, los que debido a su naturaleza no deberían ser flotables, por esta razón es necesario estudiar el comportamiento de los óxidos de cobre con estos dos nuevos reactivos (MIN 1550 y MIN 1500); obteniendo un concentrado bulk con alta recuperación de Cu-Pb, y un relave alto en Zn..  Bornita :. Cu5FeS4.  Malaquita :. Cu2(CO3)(OH)2.  Calcocina :. Cu2S.  Enargita :. Cu3AsS4.  Covelina :. CuS.  Tenantita :. Cu10(Zn,Fe)2As14S13. 4.4.3. PREPARACIÓN DE MINERAL Se hizo un compósito de mineral, para las pruebas metalúrgicas a nivel Laboratorio se trabajó con el mineral oxidado de Huanzala el cual fue preparado previamente a un 100%-10malla. Este mineral fue proporcionado por el área de Geología, obteniendo se un mineral con una ley de:. %Cu 3.8. %Pb 5.57. %Zn 11.4. %Fe 8.6. Fuente: Laboratorios de Cia. Minera Santa Luisa. 33. Ag oz/Ton 3.12.

(46) Las muestras obtenidas serán utilizadas en nuestro diseño experimental que es motivo de nuestra investigación.. 4.4.4. PREPARACIÓN DE REACTIVOS.  Min 1500 al 5 %:. En una fiola de 100 ml se agrega un gramo del reactivo Min1500 y se completa con agua hasta el menisco..  Min 1550 al 5 %:. En una fiola de 100 ml se agrega un gramo del reactivo Min1550 y se completa con agua hasta el menisco..  NaCN al 1 %:. En una fiola de 100 ml se agrega un gramo del reactivo NaCN y se completa con agua hasta el menisco..  ZnSO4 al 1 %:. En una fiola de 100 ml se agrega un gramo del reactivo ZnSO4 y se completa con agua hasta el menisco.. 34.

(47) 4.4.5. MOLIENDA EN LABORATORIO. Se pesó 1004gr de mineral, esto debido a que su %humedad es de 0.4%, una vez pesadas las muestras estas ingresaron a la primera etapa del proceso, siendo molidas (molino de pruebas 12”x12”) con la adición de 500ml de agua, lográndose así un %Sp de 67% y con una G.e. de 3.22 haciéndose una Dp de 1858.5g/lt, todo ello para un tiempo de molienda ya establecido en las pruebas de Moliendabilidad que fue de 6.14 min para un 60%-200 malla.. Se empleó un molino de bolas de uso en laboratorio con capacidad para 1004g de mineral y se adiciono:. o 1 kg de mineral o 0.500 lt. de agua o Min1500 o Min1550 y ZnSO4. 35.

(48) Formato. SGI-SL-000-LM Cinética de Molienda División: Planta Concentradora Área: Laboratorio Metalúrgico Versión: 01 Fecha de Vigencia: 01/11/12 06/06/2015 N° de prueba 1. Tiempo minutos 4. 2 3 4 5 6 7. 8 12 0 0 0 0. Calculo del Tiempo de Molienda Granulometria Minutos Minutos "+ Segundos" 55% -M200 5.4 5 22. % - M200 50.6 65.1 88.1 100.0 100.0 100.0 100.0. 60% -M200 65% -M200 70% -M200 75% -M200 80% -M200 85% -M200. 6.2 7.2 8.1 9.2 10.3 11.5. 6. 14. 7. 9. 8 9 10 11. 8 11 18 28. Porcentaje -M 200, (%). Cía Minera Santa Luisa S.A. - Unidad Huanzalá. a c - Laboratorio Metalúrgico Plantab Concentradora 2.8316E-07 0.02885993 0.001248646 t_calc Muestra Mineral S-1 100 4 50.6 4.655744907 0.4300014 90 8 65.1 7.168643398 0.6911538 80 12 88.1 12.23655525 0.0559584 55 5.364451761 1.1771136 70 65.1 60 6.226723085 60 65 7.151426728 50.6 50 70 8.13856269 R² = 0.99721 40 75 9.188130972 80 10.30013157 30 85 11.47456449. 88.1. 20 10 0. 0. 2. 4. 6. 8. 10. Tiempo, (min). Fuente: Laboratorios de Cia. Minera Santa Luisa. Cinética de molienda para mineral S-1 (oxido de cobre). 36. 12. 14.

(49) 4.4.6. FLOTACIÓN EN LABORATORIO El equipo de flotación DENVER de laboratorio consta de una celda de 1kg de capacidad un impulsor de 4¨ y mantenemos el giro del árbol 1200 rpm.. Una vez molido el mineral este es llevado a la siguiente etapa que es la Flotación Rougher de Bulk. Se procede a descargar la pulpa pre-acondicionada del molino a la celda, la prueba se realizó con un Ph de: 9.0 con la adición de NaCN y además se adicionaron 491.44ml de agua para mantener un volumen constante de 2680 ml de pulpa en la celda de 1kg, por tal en la Flotación Rougher de Bulk se trabaja con un %Sp de 30% con una G.e. de 3.22 y una Dp de 1260gr/lt.. Y se procede según muestra el siguiente diagrama de flujo. 37.

(50) Muesta:S1 Agua:Agua Proceso Cabeza 1,000g Agua 500g. MIN 1500; MIN 1550 / ZnSO4. Molienda(6´14´´) -200mesh 60%. Acondicionamiento 1 1 min (pH=9) NaCN 50g/t Colector (Z-11) Acondicionamiento 2 5 min. Flotación Ro 1(3.0min). Conc. Ro. Bk.. MIN 1500; MIN 1550 / ZnSO4 Flotación Scv 1(3.0min). Conc. Scv. Bk.. Relave Final. Diagrama de flujo de las pruebas de flotación en laboratorio.. 38.

(51) Culminadas todas las etapas de la Prueba Metalúrgica las muestras son secadas y llevadas a una temperatura de 100-120°C para un secado uniforme y finalmente son pesadas y debidamente preparadas para ser llevadas a Laboratorio Químico para sus respectivos ensayes.. Con los resultados obtenidos se hacen las evaluaciones correspondientes y se procede a realizar el informe Metalúrgico, teniendo así los mejores resultados que serán la base para una prueba a escala de Planta Piloto.. 4.5. PARTE EXPERIMENTAL. 4.5.1. DISEÑO FACTORIAL DE 4 NIVELES El diseño de la serie seria 24 es aquel q tiene 4 variables, cada uno con dos niveles. Este diseño se conoce como diseño factorial 24. Arbitrariamente, los niveles del factor pueden llamarse ¨bajo¨ o ¨alto¨.. X1 X2 X3 X4. Min 1550 Min 1500 ZnSO4 NaCN. Minimo gr/ton 800 800 360 50. Medio gr/ton 1000 1000 500 75. Maximo gr/ton 1200 1200 640 100. Fuente: Laboratorios de Cia. Minera Santa Luisa. El número de pruebas a desarrollarse son 18 en total que se describen en la siguiente tabla.. 39.

(52) 4.5.2. MATRIZ CODIFICADA DE PRUEBAS. N° PS 4 PS 3 PS 14 PS 8 PS 10 PS 12 PS 11 PS 1 PS 5 PS 9 PS 13 PS 7 PS 2 PS 16 PS 6 PS 15 PS 17 PS 18. X1 1 -1 1 1 1 1 -1 -1 -1 -1 -1 -1 1 1 1 -1 0 0. X2 1 1 -1 1 -1 1 1 -1 -1 -1 -1 1 -1 1 -1 1 0 0. Fuente: Laboratorios de Cia. Minera Santa Luisa. 40. X3 -1 -1 1 1 -1 -1 -1 -1 1 -1 1 1 -1 1 1 1 0 0. X4 -1 -1 1 -1 1 1 1 -1 -1 1 1 -1 -1 1 -1 1 0 0.

(53) 4.5.3. MATRIZ DECODIFICADA. N° PS 4 PS 3 PS 14 PS 8 PS 10 PS 12 PS 11 PS 1 PS 5 PS 9 PS 13 PS 7 PS 2 PS 16 PS 6 PS 15 PS 17 PS 18. Min 1550 Min 1500 1200 800 1200 1200 1200 1200 800 800 800 800 800 800 1200 1200 1200 800 1000 1000. 1200 1200 800 1200 800 1200 1200 800 800 800 800 1200 800 1200 800 1200 1000 1000. ZnSO4. NaCN. 360 360 640 640 360 360 360 360 640 360 640 640 360 640 640 640 500 500. 50 50 100 50 100 100 100 50 50 100 100 50 50 100 50 100 75 75. Fuente: Laboratorios de Cia. Minera Santa Luisa. Es entonces que se procedió a realizar las pruebas de laboratorio de las cuales se muestran los balances.. 41.

(54) 4.5.4. TABLA DE RECUPERACIÓN DE Zn. OrdenEst PS 4 PS 3 PS 14 PS 8 PS 10 PS 12 PS 11 PS 1 PS 5 PS 9 PS 13 PS 7 PS 2 PS 16 PS 6 PS 15 PS 17 PS 18. Rec_Zn 27.47 5.47 13.38 39.06 11.56 24.84 10.16 0.46 0.57 0.60 0.70 0.83 8.54 61.19 14.78 0.73 18.74 40.50. Fuente: Laboratorios de Cia. Minera Santa Luisa. En el análisis por computador se obtuvieron los siguientes resultados.. 42.

(55) 4.5.5. BALANCES DE PRUEBAS METALÚRGICAS Resultado de Flotación Producto Conc. Ro. Bk. Conc. Scv. Bk. Relave Cabeza Calculada Cabeza Ensayada 0 Conc. Ro. Bk. Conc. Scv. Bk.. PS4 Peso (g) (wt%) 215.6 21.6 276.9 27.7 507.3 50.7 999.8 100.0 0.0 21.6 49.3 100.0. Resultado de Flotación Producto Conc. Ro. Bk. Conc. Scv. Bk. Relave Cabeza Calculada Cabeza Ensayada 0 Conc. Ro. Bk. Conc. Scv. Bk.. Conc. Ro. Bk. Conc. Scv. Bk. Relave Cabeza Calculada Cabeza Ensayada 0 Conc. Ro. Bk. Conc. Scv. Bk.. Pb % 14.10 5.20 1.90 5.44 5.57 0.00 14.10 9.10. Leyes Zn % 14.90 20.30 6.60 12.18 11.40 0.00 14.90 17.94. Peso (g) (wt%) Cu % 387.7 38.9 7.10 209.8 21.1 3.10 397.9 40.0 0.48 995.4 100.0 3.61 3.80 0.0 0.00 38.9 7.10 60.0 5.70 100.0. Pb % 11.20 2.80 0.70 5.23 5.57 0.00 11.20 8.25. Leyes Zn % 19.10 17.10 1.60 11.68 11.40 0.00 19.10 18.40. Cu 52.8 28.9 18.2 100.0. Recuperacón (%) Pb Zn 55.8 26.4 26.5 46.1 17.7 27.49 100.0 100.0. Fe 19.5 24.5 55.9 100.0. Ag 55.1 35.6 9.3 100.0. 0.0 52.8 81.8 100.0. 0.0 55.8 82.3 100.0. 0.0 19.5 44.1 100.0. 0.0 55.1 90.7 100.0. Cu 76.6 18.1 5.3 100.0. Recuperacón (%) Pb Zn 83.4 63.7 11.3 30.8 5.3 5.47 100.0 100.0. Fe 33.0 22.3 44.7 100.0. Ag 74.4 18.5 7.1 100.0. 0.0 76.6 94.7 100.0. 0.0 83.4 94.7 100.0. 0.0 33.0 55.3 100.0. 0.0 74.4 92.9 100.0. Cu 69.9 20.4 9.7 100.0. Recuperacón (%) Pb Zn 80.7 46.5 12.1 40.2 7.2 13.38 100.0 100.0. Fe 28.4 20.1 51.6 100.0. Ag 72.7 19.5 7.7 100.0. 0.0 69.9 90.3 100.0. 0.0 80.7 92.8 100.0. 0.0 28.4 48.4 100.0. 0.0 72.7 92.3 100.0. 0.0 26.4 72.51 100.0. Fe % Ag g/t 8.50 5.47 10.60 2.51 11.20 0.51 10.02 2.86 8.55 3.12 0.00 0.00 8.50 5.47 9.24 4.43. 0.0 63.7 94.53 100.0. MINERAL: "S". PS14 Peso (g) (wt%) Cu % 319.8 32.0 8.20 204.2 20.5 3.75 474.1 47.5 0.77 998.1 100.0 3.76 3.80 0.0 0.00 32.0 8.20 52.5 6.47 100.0. Fe % Ag g/t 9.20 6.27 9.00 3.15 11.20 0.45 10.16 2.45 8.55 3.12 0.00 0.00 9.20 6.27 9.09 4.52. MINERAL: S. PS3. Resultado de Flotación Producto. Cu % 8.80 3.75 1.29 3.59 3.80 0.00 8.80 5.96. MINERAL: "S". Pb % 14.90 3.50 0.90 5.92 5.57 0.00 14.90 10.46. Leyes Zn % 17.50 23.70 3.40 12.07 11.40 0.00 17.50 19.92. 43. Fe % Ag g/t 8.40 6.27 9.30 2.64 10.30 0.45 9.49 2.76 8.55 3.12 0.00 0.00 8.40 6.27 8.75 4.86. 0.0 46.5 86.6 100.0.

(56) Resultado de Flotación Producto Conc. Ro. Bk. Conc. Scv. Bk. Relave Cabeza Calculada Cabeza Ensayada 0 Conc. Ro. Bk. Conc. Scv. Bk.. Peso (g) (wt%) 295.8 29.7 143.5 14.4 556.9 55.9 996.2 100.0 0.0 29.7 44.1 100.0. Resultado de Flotación Producto Conc. Ro. Bk. Conc. Scv. Bk. Relave Cabeza Calculada Cabeza Ensayada 0 Conc. Ro. Bk. Conc. Scv. Bk.. Conc. Ro. Bk. Conc. Scv. Bk. Relave Cabeza Calculada Cabeza Ensayada 0 Conc. Ro. Bk. Conc. Scv. Bk.. Cu % 8.15 5.20 1.31 3.90 3.80 0.00 8.15 7.19. Pb % 12.40 9.10 0.90 5.50 5.57 0.00 12.40 11.32. Leyes Zn % 17.50 17.20 8.80 12.59 11.40 0.00 17.50 17.40. PS10 Peso (g) (wt%) 308.9 30.9 205.4 20.6 484.7 48.5 999.0 100.0 0.0 30.9 51.5 100.0. Resultado de Flotación Producto. MINERAL: "S". PS8. Cu % 7.95 3.20 0.69 3.45 3.80 0.00 7.95 6.05. Pb % 12.30 4.60 1.00 5.23 5.57 0.00 12.30 9.22. 0.0 23.2 44.8 100.0. Fe 26.2 13.1 60.7 100.0. Ag 70.0 24.6 5.4 100.0. 0.0 62.0 81.2 100.0. 0.0 67.0 90.8 100.0. 0.0 26.2 39.3 100.0. 0.0 70.0 94.6 100.0. Cu 71.2 19.1 9.7 100.0. Recuperacón (%) Pb Zn 72.7 50.0 18.1 38.5 9.3 11.56 100.0 100.0. Fe 27.7 19.3 53.0 100.0. Ag 68.4 23.3 8.3 100.0. 0.0 71.2 90.3 100.0. 0.0 72.7 90.7 100.0. 0.0 27.7 47.0 100.0. 0.0 68.4 91.7 100.0. 0.0 41.3 60.9 100.0. Leyes Zn % 18.30 21.20 2.70 11.33 11.40 0.00 18.30 19.46. Fe % Ag g/t 8.70 5.79 9.10 2.96 10.60 0.45 9.70 2.62 8.55 3.12 0.00 0.00 8.70 5.79 8.86 4.66. 0.0 50.0 88.4 100.0. MINERAL: "S". Peso Cu % 8.75 4.10 1.21 3.58 3.80 0.00 8.75 6.50. Cu 62.0 19.2 18.8 100.0. MINERAL: "S". PS12 (g) (wt%) 230.7 23.2 215.4 21.6 550.1 55.2 996.2 100.0. Fe % Ag g/t 9.00 6.30 9.30 4.56 11.10 0.26 10.22 2.67 8.55 3.12 0.00 0.00 9.00 6.30 9.10 5.73. Recuperacón (%) Pb Zn 67.0 41.3 23.9 19.7 9.2 39.1 100.0 100.0. Pb % 14.50 5.50 1.70 5.49 5.57 0.00 14.50 10.15. Leyes Zn % 17.30 23.20 5.40 12.00 11.40 0.00 17.30 20.15. 44. Fe % Ag g/t 8.50 6.43 9.10 3.60 10.80 0.45 9.90 2.52 8.55 3.12 0.00 0.00 8.50 6.43 8.79 5.06. Cu 56.6 24.8 18.7 100.0. Recuperacón (%) Pb Zn 61.2 33.4 21.7 41.8 17.1 24.84 100.0 100.0. Fe 19.9 19.9 60.2 100.0. Ag 59.2 30.9 9.9 100.0. 0.0 56.6 81.3 100.0. 0.0 61.2 82.9 100.0. 0.0 19.9 39.8 100.0. 0.0 59.2 90.1 100.0. 0.0 33.4 75.2 100.0.

(57) Resultado de Flotación Producto Conc. Ro. Bk. Conc. Scv. Bk. Relave Cabeza Calculada Cabeza Ensayada 0 Conc. Ro. Bk. Conc. Scv. Bk.. PS11 Peso (g) (wt%) Cu % 301.2 30.3 9.30 195.9 19.7 1.40 497.5 50.0 0.14 994.6 100.0 3.16 3.80 0.0 0.00 30.3 9.30 50.0 6.19 100.0. Resultado de Flotación Producto Conc. Ro. Bk. Conc. Scv. Bk. Relave Cabeza Calculada Cabeza Ensayada 0 Conc. Ro. Bk. Conc. Scv. Bk.. Conc. Ro. Bk. Conc. Scv. Bk. Relave Cabeza Calculada Cabeza Ensayada 0 Conc. Ro. Bk. Conc. Scv. Bk.. Pb % 10.50 7.26 0.34 4.78 5.57 0.00 10.50 9.22. Leyes Zn % 26.80 8.20 2.20 10.83 11.40 0.00 26.80 19.47. PS1 Peso. Fe % Ag g/t 7.30 9.97 8.00 1.93 4.80 0.39 6.19 3.59 8.55 3.12 0.00 0.00 7.30 9.97 7.58 6.80. Cu 89.1 8.7 2.2 100.0. Recuperacón (%) Pb Zn 66.5 74.9 29.9 14.9 3.6 10.16 100.0 100.0. Fe 35.7 25.5 38.8 100.0. Ag 84.0 10.6 5.4 100.0. 0.0 89.1 97.8 100.0. 0.0 66.5 96.4 100.0. 0.0 35.7 61.2 100.0. 0.0 84.0 94.6 100.0. Recuperacón (%). Pb % 7.30 5.00 0.20 3.06 5.57 0.00 7.30 6.01. Zn % 18.20 5.50 0.16 5.53 11.40 0.00 18.20 11.06. Pb % 7.50 3.70 0.20 4.55 5.57 0.00 7.50 7.15. Leyes Zn % 18.20 1.70 0.16 10.49 11.40 0.00 18.20 16.68. PS5. Fe % Ag g/t 7.60 5.63 12.00 2.64 5.90 0.13 7.96 2.01 8.55 3.12 0.00 0.00 7.60 5.63 10.07 3.95. Cu 64.0 32.8 3.2 100.0. Pb 51.4 45.2 3.3 100.0. Zn 71.0 27.5 1.47 100.0. Fe 20.6 41.8 37.6 100.0. Ag 60.4 36.4 3.3 100.0. 0.0 64.0 96.8 100.0. 0.0 51.4 96.7 100.0. 0.0 71.0 98.5 100.0. 0.0 20.6 62.4 100.0. 0.0 60.4 96.7 100.0. MINERAL: "S". Peso (g) (wt%) Cu % 552.5 56.8 5.50 56.0 5.8 1.13 364.8 37.5 0.17 973.3 100.0 3.25 3.80 0.0 0.00 56.8 5.50 62.5 5.10 100.0. 0.0 74.9 89.8 100.0. MINERAL: "S" Leyes. (g) (wt%) Cu % 215.6 21.6 5.56 276.9 27.7 2.22 507.3 50.7 0.12 999.8 100.0 1.87 3.80 0.0 0.00 21.6 5.56 49.3 3.68 100.0. Resultado de Flotación Producto. MINERAL: "S". 45. Fe % Ag g/t 5.90 6.27 13.70 1.61 6.80 0.26 6.69 3.75 8.55 3.12 0.00 0.00 5.90 6.27 6.62 5.84. Cu 96.0 2.0 2.0 100.0. Recuperacón (%) Pb Zn 93.7 98.5 4.7 0.9 1.6 0.57 100.0 100.0. Fe 50.1 11.8 38.1 100.0. Ag 94.9 2.5 2.6 100.0. 0.0 96.0 98.0 100.0. 0.0 93.7 98.4 100.0. 0.0 50.1 61.9 100.0. 0.0 94.9 97.4 100.0. 0.0 98.5 99.4 100.0.

(58) Resultado de Flotación Producto Conc. Ro. Bk. Conc. Scv. Bk. Relave Cabeza Calculada Cabeza Ensayada 0 Conc. Ro. Bk. Conc. Scv. Bk.. PS9 Peso Leyes (g) (wt%) Cu % 466.6 47.5 5.75 125.5 12.8 1.52 390.5 39.7 0.11 982.6 100.0 2.97 3.80 0.0 0.00 47.5 5.75 60.3 4.85 100.0. Resultado de Flotación Producto Conc. Ro. Bk. Conc. Scv. Bk. Relave Cabeza Calculada Cabeza Ensayada 0 Conc. Ro. Bk. Conc. Scv. Bk.. Resultado de Flotación Producto Conc. Ro. Bk. Conc. Scv. Bk. Relave Cabeza Calculada Cabeza Ensayada 0 Conc. Ro. Bk. Conc. Scv. Bk.. MINERAL: "S". Pb % 9.80 2.70 0.20 5.08 5.57 0.00 9.80 8.30. Zn % 19.70 4.50 0.15 9.99 11.40 0.00 19.70 16.48. Pb % 7.60 2.80 0.50 4.24 5.57 0.00 7.60 6.51. Leyes Zn % 19.50 2.30 0.18 9.77 11.40 0.00 19.50 15.58. Recuperacón (%) Fe % Ag g/t Cu 7.20 6.27 92.0 10.60 1.93 6.5 7.40 0.13 1.5 7.71 3.28 100.0 8.55 3.12 0.00 0.00 0.0 7.20 6.27 92.0 7.92 5.35 98.5 100.0. PS13. Fe % Ag g/t 5.90 7.23 11.00 1.67 7.60 0.32 7.27 3.83 8.55 3.12 0.00 0.00 5.90 7.23 7.06 5.96. PS7 Peso Leyes (g) (wt%) Cu % 498.2 50.4 5.75 88.3 8.9 0.84 402.2 40.7 0.23 988.7 100.0 3.07 3.80 0.0 0.00 50.4 5.75 59.3 5.01 100.0. Zn 93.6 5.8 0.60 100.0. Fe 44.3 17.6 38.1 100.0. Ag 90.9 7.5 1.6 100.0. 0.0 91.6 98.4 100.0. 0.0 93.6 99.4 100.0. 0.0 44.3 61.9 100.0. 0.0 90.9 98.4 100.0. Cu 92.8 5.2 2.0 100.0. Recuperacón (%) Pb Zn 86.2 96.0 9.4 3.3 4.5 0.70 100.0 100.0. Fe 39.0 21.5 39.5 100.0. Ag 90.7 6.2 3.2 100.0. 0.0 92.8 98.0 100.0. 0.0 86.2 95.5 100.0. 0.0 96.0 99.3 100.0. 0.0 39.0 60.5 100.0. 0.0 90.7 96.8 100.0. Pb 93.4 4.0 2.5 100.0. Zn 98.2 1.0 0.83 100.0. Fe 43.1 16.7 40.1 100.0. Ag 94.5 3.3 2.2 100.0. 0.0 93.4 97.5 100.0. 0.0 98.2 99.2 100.0. 0.0 43.1 59.9 100.0. 0.0 94.5 97.8 100.0. MINERAL: "S". Peso (g) (wt%) Cu % 472.4 48.1 6.45 139.5 14.2 1.22 370.9 37.7 0.18 982.8 100.0 3.34 3.80 0.0 0.00 48.1 6.45 62.3 5.26 100.0. Pb 91.6 6.8 1.6 100.0. MINERAL: "S". Pb % 9.00 2.20 0.30 4.85 5.57 0.00 9.00 7.98. Zn % 18.20 1.00 0.19 9.34 11.40 0.00 18.20 15.61. 46. Fe % 5.90 12.90 6.80 6.89 8.55 0.00 5.90 6.95. Recuperacón (%) Ag g/t Cu 6.59 94.5 1.29 2.4 0.19 3.1 3.51 100.0 3.12 0.00 0.0 6.59 94.5 5.79 96.9 100.0.

(59) Resultado de Flotación Producto Conc. Ro. Bk. Conc. Scv. Bk. Relave Cabeza Calculada Cabeza Ensayada 0 Conc. Ro. Bk. Conc. Scv. Bk.. PS2 Peso (g) (wt%) Cu % 319.3 31.9 8.70 187.2 18.7 3.90 493.5 49.4 0.77 1000.0 100.0 3.89 3.80 0.0 0.00 31.9 8.70 50.7 6.93 100.0. Resultado de Flotación Producto Conc. Ro. Bk. Conc. Scv. Bk. Relave Cabeza Calculada Cabeza Ensayada 0 Conc. Ro. Bk. Conc. Scv. Bk.. Conc. Ro. Bk. Conc. Scv. Bk. Relave Cabeza Calculada Cabeza Ensayada 0 Conc. Ro. Bk. Conc. Scv. Bk.. Pb % 14.00 4.40 1.00 5.79 5.57 0.00 14.00 10.45. Leyes Zn % 23.00 3.10 1.50 8.66 11.40 0.00 23.00 15.65. PS16 (g) (wt%) Cu % 192.2 19.3 10.35 120.2 12.1 3.50 684.3 68.7 2.28 996.7 100.0 3.98 3.80 0.0 0.00 19.3 10.35 31.3 7.71 100.0. Pb % 12.60 15.80 1.30 5.23 5.57 0.00 12.60 13.83. Leyes Zn % 17.10 11.30 10.70 12.01 11.40 0.00 17.10 14.87. PS6. Cu 71.4 18.8 9.8 100.0. Fe 29.5 29.7 40.8 100.0. Ag 71.1 23.4 5.5 100.0. 0.0 71.4 90.2 100.0. 0.0 77.2 91.5 100.0. 0.0 29.5 59.2 100.0. 0.0 71.1 94.5 100.0. 0.0 84.8 91.5 100.0. Fe % Ag g/t 11.10 9.06 8.10 4.11 11.20 0.45 10.81 2.55 8.55 3.12 0.00 0.00 11.10 9.06 9.95 7.16. Cu 50.1 10.6 39.3 100.0. Recuperacón (%) Pb Zn 46.5 27.5 36.4 11.4 17.1 61.19 100.0 100.0. Fe 19.8 9.0 71.2 100.0. Ag 68.5 19.4 12.1 100.0. 0.0 50.1 60.7 100.0. 0.0 46.5 82.9 100.0. 0.0 19.8 28.8 100.0. 0.0 68.5 87.9 100.0. Cu 80.0 14.3 5.7 100.0. Recuperacón (%) Pb Zn 57.9 67.9 32.3 17.3 9.8 14.78 100.0 100.0. Fe 16.1 15.9 67.9 100.0. Ag 73.1 15.7 11.2 100.0. 0.0 80.0 94.3 100.0. 0.0 57.9 90.2 100.0. 0.0 16.1 32.1 100.0. 0.0 73.1 88.8 100.0. 0.0 27.5 38.8 100.0. MINERAL: "S". Peso (g) (wt%) Cu % 262.5 26.4 11.35 138.8 14.0 3.83 591.9 59.6 0.36 993.2 100.0 3.75 3.80 0.0 0.00 26.4 11.35 40.4 8.75 100.0. Fe % Ag g/t 9.40 5.95 16.10 3.34 8.40 0.30 10.16 2.67 8.55 3.12 0.00 0.00 9.40 5.95 11.88 4.99. Recuperacón (%) Pb Zn 77.2 84.8 14.2 6.7 8.5 8.54 100.0 100.0. MINERAL: "S". Peso. Resultado de Flotación Producto. MINERAL: "S". Pb % 8.82 9.32 0.66 4.03 5.57 0.00 8.82 8.99. Leyes Zn % 29.00 14.00 2.80 11.29 11.40 0.00 29.00 23.81. 47. Fe % Ag g/t 3.80 11.38 7.10 4.63 7.10 0.77 6.23 4.11 8.55 3.12 0.00 0.00 3.80 11.38 4.94 9.05. 0.0 67.9 85.2 100.0.

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