flotacion polimetalica tesis SAN MARCOS.pdf

UNIVERSIDAD NACIONAL MAYOR DE SAN MARCOS
FACULTAD DE INGENIERÍA GEOLÓGICA, MINERA,
METALÚRGICA Y GEOGRÁFICA
ESCUELA PROFESIONAL DE INGENIERÍA
METALÚRGICA
Caracterización y evaluación de pruebas metalúrgicas
de flotación de un mineral complejo polimetálico del
distrito de Palca - Huancavelica
TESIS
Para optar el Título Profesional de Ingeniero Metalúrgico
AUTOR
John Cristian RAMOS SAMANEZ
Alexander ORIHUELA GUTIERREZ
Lima - Perú
2017

2
RESUMEN
La presente investigación comprendió la ejecución de un programa de
pruebas metalúrgicas basadas en la concentración por flotación sobre una
muestra denominada Compósito General proveniente del distrito de Palca,
departamento de Huancavelica; el cual se orientó a la obtención de
concentrados de cobre, plomo y zinc, evaluando las variables más
influyentes del proceso tales como: granulometría de molienda y
remolienda, pH de flotación, tiempo de flotación, etapas de limpieza y
dosificación de reactivos.
El programa de pruebas incluyó la preparación y generación de la muestra
Compósito General, su caracterización mineralógica y principalmente la
realización de pruebas de flotación del tipo rougher, cinética de flotación,
flotación en ciclo abierto y flotación en circuito cerrado a nivel laboratorio,
los cuales sirvieron para la evaluación y definición de las variables del
proceso, permitiendo la recuperación de los minerales de cobre, plomo-
plata y zinc.
Las leyes de cabeza de la muestra Compósito General indicaron
contenidos de 0.96% plomo, 0.27% en cobre y 3.13% en zinc. La ley de
hierro es 12.35% y de plata es 72.8 g/t.
Según la caracterización mineralógica el contenido de plomo corresponde
a la presencia de galena y geocronita, el zinc corresponde a la esfalerita,
mientras que el cobre corresponde mayoritariamente a la presencia de
tenantita y tetraedrita y en menor proporción calcopirita y otros sulfuros
secundarios. Los contenidos de plata, arsénico y antimonio son importantes
dado la presencia de estos cobres grises.
El esquema de tratamiento definido para esta muestra indica que la
recuperación de los minerales Pb-Ag-Cu-Zn se realizó en 3 circuitos de
flotación, los cuales son: Circuito bulk Cu-Pb para la flotación colectiva de
minerales plomo-cobre-plata; Circuito de Separación para la obtención de

3
los concentrados finales de cobre y plomo y Circuito zinc para flotación de
los minerales de zinc provenientes de los relaves del circuito bulk Cu-Pb.
Los resultados de la prueba de flotación en ciclo cerrado, aplicando las
mejores condiciones de operación, indican recuperaciones 86.12% de
plomo, 66.19% cobre y 74.32% de plata, con leyes de 37.40% en plomo,
7.65% en cobre y 2494.48 g/t en plata y 10.99% de zinc. En el Circuito zinc
la recuperación final fue de 87.59 % con leyes de 55.80% de zinc y 0.16%
de arsénico.
En el circuito de separación de Cu-Pb se obtuvo una calidad de
concentrado de cobre de 25.55% de cobre, 8.44% de arsénico, 5,99% de
antimonio y 2495 g/t de plata con una recuperación de 95.47% de cobre
mientras que la calidad del concentrado de plomo obtenido es de 54.27%
de plomo; 0.33% de arsénico, 0.24% de antimonio y 1286 g/t de plata con
una recuperación de 93.42 % de plomo.

4
TABLA DE CONTENIDOS
Pág.
RESUMEN................................................................................................. 2
TABLA DE CONTENIDOS................................................................... 4
LISTA DE CUADROS............................................................................ 8
LISTA DE FIGURAS ............................................................................10
CAPITULO I: INTRODUCCIÓN........................................................15
CAPITULO II: PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA...............16
2.1 Situación Problemática......................................................... 16
2.2 Formulación del Problema ................................................... 18
2.3 Justificación de la Investigación ......................................... 19
2.4 Objetivos ................................................................................ 19
2.4.1 Objetivo General ....................................................................... 19
2.4.2 Objetivos Específicos................................................................ 19
2.5 Hipótesis ................................................................................ 19
CAPITULO III: MARCO TEÓRICO..................................................20
3.1 Antecedentes ......................................................................... 20
3.1.1 Ubicación Política y Geográfica del Proyecto ........................... 20
3.1.2 Antecedentes de la Flotación de Minerales Polimetálica en el
Perú 21
3.2 Marco Filosófico de la Investigación................................... 26
3.2.1 Metodología de la Investigación Metalúrgica ............................ 26
3.2.2 Importancia de la Investigación Metalúrgica ............................. 26
3.2.3 Diseño de la Investigación Metalúrgica..................................... 27

5
3.3 Bases Teóricas ...................................................................... 28
3.3.1 Flotación de Sulfuros Complejos .............................................. 28
3.3.1.1 Estructura y Propiedades de los Minerales.............................29
3.3.1.2 Flotación de los Sulfuros..........................................................30
3.2.4 Flotación Bulk Cobre -Plomo .................................................... 32
3.3.1.3 Depresión de Esfalerita y Pirita................................................32
3.3.1.4 Activación y Flotación de Sulfuros de zinc.............................33
3.2.5 Separación de Cobre - Plomo por Flotación ............................. 34
3.3.1.5 Depresión de Minerales de cobre ............................................34
3.3.1.6 Depresión de Minerales de Plomo ...........................................35
3.3 Simulación Matemática por Split Factors ........................... 36
CAPITULO IV: METODOLOGÍA DE LA INVESTIGACIÓN ....41
4.1 Tipo de la Investigación........................................................ 41
4.2 Metodología ........................................................................... 41
4.3 Metodología para la obtención de la muestra .................... 42
4.3.1 Generación de la muestra Compósito General ......................... 42
4.3.2 Preparación de Muestra Compósito.......................................... 43
CAPITULO V: CARACTERIZACIÓN DE LA MUESTRA.........45
5.1 Análisis Químico ................................................................... 45
5.2 Determinación de la Curva Cinética de Molienda .............. 46
5.3 Caracterización Mineralógica del Compósito General ...... 47
5.3.1 Caracterización Mineralógica.................................................... 47
5.3.2 Mineralogía de Alta Definición – Método QEMSCAN ............... 47
5.3.3 Composición y Distribución Modal ............................................ 49
5.3.4 Minerales de cobre ................................................................... 51
5.3.5 Minerales de Plomo .................................................................. 56
5.3.6 Minerales de zinc ...................................................................... 58
5.3.7 Minerales de hierro ................................................................... 60

6
5.3.8 Imágenes de las principales asociaciones minerales ............... 61
5.3.9 Análisis Metalúrgico de la Caracterización Mineralógica .......... 73
CAPITULO VI: PRUEBAS EXPERIMENTALES.........................74
6.1 Pruebas de Flotación Rougher. ........................................... 74
6.2 Resultados de las pruebas de Flotación Rougher............. 77
6.2.1 Circuito bulk Cu-Pb ................................................................... 77
6.2.2 Circuito zinc .............................................................................. 77
6.3 Evaluación de la Cinética de Flotación. .............................. 78
6.4 Evaluación de Flotación Circuito Abierto (TCA). ............... 83
6.5 Resultados de las Pruebas de Flotación TCA .................... 85
6.5.2 Circuito de zinc ........................................................................ 86
6.6 Prueba de Flotación en Ciclo Cerrado TCC........................ 86
6.7 Separación de Concentrados de cobre y plomo................ 89
6.8 Modelamiento Matemático de la Flotación. ........................ 92
CAPITULO VII: DISCUSIÓN DE RESULTADOS .......................97
4.1 Pruebas de Flotación Rougher ............................................ 97
4.1.1.1 Efecto del pH, NaCN y ZnSO4 en la depresión del zinc ..........97
4.1.1.2 Efecto del pH, NaCN y ZnSO4 en la Recuperación del plomo y
cobre en el bulk Cu-Pb..............................................................................99
4.1.1.3 Efecto del Tamaño de Molienda P80. ......................................102
4.1.2 Circuito zinc ............................................................................ 102
4.1.2.1 Efecto del CuSO4 y Z-11 en la Recuperación de zinc...........103
4.2 Análisis de la Cinética de Flotación .................................. 104
4.2.1 Cinética de Flotación Circuito bulk Cu-Pb............................... 104

7
4.2.2 Cinética de flotación Circuito zinc ........................................... 106
4.3 Pruebas de Flotación en Circuito Abierto TCA ................ 108
4.3.1 Circuito bulk Cu-Pb ................................................................. 108
4.3.2 Circuito de zinc ...................................................................... 109
4.4 Pruebas de Flotación en Circuito Cerrado, (TCC)............ 109
4.4.1 Balance Proyectado................................................................ 109
6.8.1 Balance Metalúrgico Circuito Bulk y Circuito Zinc................... 111
4.5 Pruebas de Flotación de Separación Cu-Pb..................... 115
4.5.1 Análisis de Contaminantes Arsénico-Antimonio...................... 115
4.6 Análisis de la simulación.................................................... 116
CAPÍTULO VIII: CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES
.................................................................................................................. 121
5.1 Conclusiones....................................................................... 121
5.2 Recomendaciones............................................................... 123
BIBLIOGRAFÍA .................................................................................. 124
ANEXOS ............................................................................................... 127

8
LISTA DE CUADROS
Página
Cuadro N° 1: Accesos al área del Proyecto............................................. 20
Cuadro N° 2: Consumo de Reactivos Planta Shorey............................... 24
Cuadro N° 3: Inventario de Muestras....................................................... 42
Cuadro N° 4: Composición Muestra Compósito General......................... 43
Cuadro N° 5: Análisis Químico – Metales de interés ............................... 45
Cuadro N° 6: Caracterización Química - Contaminantes......................... 45
Cuadro N° 7: Parámetros de molienda .................................................... 46
Cuadro N° 8: Resultados de tiempos de molienda .................................. 46
Cuadro N° 9: Pruebas Flotación Rougher Circuito bulk Cu-Pb................ 76
Cuadro N° 10: Pruebas Rougher Circuito zinc......................................... 76
Cuadro N° 11: Resultados Pruebas de Flotación Rougher Circuito bulk
Cu-Pb....................................................................................................... 77
Cuadro N° 12: Resultados Flotación Rougher/Scavenger Circuito zinc... 78
Cuadro N° 13: Balance Metalúrgico Cinética Rougher Bulk .................... 80
Cuadro N° 14: Balance Metalúrgico Cinética Rougher Zinc .................... 82
Cuadro N° 15: Pruebas de Flotación TCA – Circuito bulk Cu-Pb ............ 85
Cuadro N° 16: Pruebas de Flotación TCA – Circuito zinc........................ 85
Cuadro N° 17: Resultados Pruebas de Flotación TCA – Circuito bulk Cu-
Pb ............................................................................................................ 86
Cuadro N° 18: Resultados Pruebas de Flotación TCA – Circuito zinc..... 86
Cuadro N° 19: Resultados Pesos y Leyes – Prueba de Ciclo Cerrado.... 88
Cuadro N° 20: Pruebas de Flotación Etapa Separación Cu-Pb............... 90
Cuadro N° 21: Bulk Cu-Pb Alimentación Circuito Separación ................. 90
Cuadro N° 22: Concentrado cobre –Separación Cu-Pb........................... 91
Cuadro N° 23: Concentrado Plomo –Separación Cu-Pb ......................... 91

9
Cuadro N° 24: Split Factor para prueba de Ciclo Abierto......................... 93
Cuadro N° 25: Balance Metalúrgico Simulado- Diagrama de Flujo de
Prueba de Ciclo Cerrado ......................................................................... 95
Cuadro N° 26: Balance Metalúrgico Simulado- Diagrama de Flujo
Alternativo................................................................................................ 96
Cuadro N° 27: Condiciones Test 9 – Flotación Rougher bulk Cu-Pb....... 97
Cuadro N° 28: Condiciones Test 3 – Flotación Rougher Circuito zinc... 103
Cuadro N° 29: Balance Metalúrgico Proyectado – Prueba de Flotación en
Ciclo Cerrado......................................................................................... 110
Cuadro N° 30: Condiciones Test P-12 Separación Cu-Pb.................... 115
Cuadro N° 31: Análisis de Contaminantes Test P-12 ............................ 116
Cuadro N° 32: Comparación de Concentrados Bulk Cu-Pb................... 117
Cuadro N° 33: Resultados de Simulación-Diagrama de Flujo de Prueba de
Ciclo Cerrado......................................................................................... 118
Cuadro N° 34: Resultados de Simulación-Diagrama de Flujo Alternativo
............................................................................................................... 118

10
LISTA DE FIGURAS
Página
Figura 1: Ubicación de Proyecto.............................................................. 21
Figura 2: Esquema de Flotación Minas Polimetálicas en el Perú ............ 22
Figura 3: Esquema de Flotación - Planta Shorey..................................... 23
Figura 4: Módulos típicos de operación en Circuitos de Flotación........... 39
Figura 5: Esquema General Pruebas Metalúrgicas ................................. 44
Figura 6: Curva Cinética de Molienda - Compósito General.................... 47
Figura 7: Esquema representativo del Grado Liberación de minerales ... 49
Figura 8: Composición Mineralógica del Compósito General .................. 50
Figura 9: Distribución Modal de Minerales en Compósito General .......... 51
Figura 10: Identificación de sulfuros de cobre ......................................... 52
Figura 11: Liberación de partículas de sulfuros de cobre ........................ 53
Figura 12: Asociaciones Mineralógicas para sulfuros de cobre ............... 53
Figura 13: Liberación de enargita-tennantita por Tamaño de partícula.... 54
Figura 14: Liberación de tetraedrita por Tamaño de partícula ................. 54
Figura 15: Liberación de calcopirita por Tamaño de partícula ................. 55
Figura 16: Liberación de covelita por Tamaño de partícula ..................... 55
Figura 17: Liberación de partículas de Galena ........................................ 56
Figura 18: Asociaciones Mineralógicas para la Galena ........................... 57
Figura 19: Liberación de Galena por Tamaño de partícula...................... 57
Figura 20: Liberación de partículas de Esfalerita..................................... 58
Figura 21: Asociaciones Mineralógicas para la esfalerita ........................ 59
Figura 22: Liberación de esfalerita por Tamaño de partícula................... 59
Figura 23: Identificación de minerales de hierro ...................................... 60
Figura 24: Liberación de partículas de Pirita............................................ 60

11
Figura 25: Asociaciones Mineralógicas para la Pirita............................... 61
Figura 26: Imágenes Asociaciones Mineralógicas para la esfalerita........ 62
Figura 27: Imágenes Asociaciones Mineralógicas para los sulfuros de
cobre........................................................................................................ 65
Figura 28: Imágenes Asociaciones Mineralógicas para la galena ........... 68
Figura 29: Imágenes Asociaciones Mineralógicas para la pirita .............. 70
Figura 30: Diagrama de flujo para Pruebas de Flotación Rougher .......... 75
Figura 31: Prueba Cinética de Flotación Circuito bulk Cu-Pb .................. 79
Figura 32 Prueba Cinética de Flotación Circuito zinc .............................. 81
Figura 33: Esquema de Prueba de Flotación, TCA.................................. 84
Figura 34: Diagrama de flujo de Prueba de Flotación en Circuito Cerrado
................................................................................................................. 87
Figura 35: Esquema Pruebas de Flotación Separación Cu-Pb................ 89
Figura 36: Resultados prueba de ciclo en ciclo abierto............................ 92
Figura 37: Diagramas de Flujo para Simulación por Split Factor............. 94
Figura 38: Recuperaciones en Flotación Rougher Circuito bulk Cu-Pb... 98
Figura 39: Influencia del NaCN y ZnSO4 en la activación del zinc .......... 99
Figura 40: Efecto del NaCN, ZnSO4 y pH en la Recuperación de Cu...... 99
Figura 41: Asociaciones Minerales Sulfuros de Cobre-Esfalerita .......... 101
Figura 42: Relación entre la recuperación de Cu y Zn en el circuito bulk
Cu-Pb..................................................................................................... 101
Figura 43: Efecto del tamaño de partícula en flotación bulk Cu-Pb ....... 102
Figura 44: Ley y Recuperación de zinc.................................................. 103
Figura 45: Efecto del CuSO4 y Z-11 en la recuperación del Zn............. 104
Figura 46: Cinética de flotación bulk-Recuperaciones........................... 105
Figura 47: Cinética de flotación bulk- Leyes Acumuladas...................... 105
Figura 48: Cinética de flotación bulk- Leyes Parciales........................... 106

12
Figura 49: Cinética de flotación Zn - Recuperaciones ........................... 107
Figura 50: Cinética de flotación Zinc-Leyes Acumuladas ...................... 107
Figura 51: Cinética de flotación Zinc-Leyes Parciales ........................... 108
Figura 52: Balance Metalúrgico Circuito Bulk Cu-Pb ............................. 112
Figura 53: Balance Metalúrgico Circuito Bulk Zn ................................... 113
Figura 54: Balance Metalúrgico-Diagrama de Flujo de Prueba de Ciclo
Cerrado.................................................................................................. 119
Figura 55: Balance Metalúrgico-Diagrama de Flujo Alternativo ............. 120

13
NOMENCLATURA
Cu : Cobre
Pb : Plomo
Zn : Zinc
Fe : Hierro
As : Arsénico
Sb : Antimonio
% : Porcentaje de recuperación, ley, distribución
g/t : Gramos por tonelada métrica
ppm : Partes por millón
hr : Horas
min : Minutos
Km : Kilometro
g : Gramos
kg : Kilogramos
msnm : Metros sobre nivel del mar
Rmax : Recuperación Máxima
k : Coeficiente de cinética
RPM : Revoluciones por minuto
RC : Ratio de Concentración
L/min : Litro/minuto
O2 : Oxigeno
OH+ : Iones Oxidrilo
H2O : Agua
pH : Concentración de iones H+
CaO : Cal
PbS : Galena
ZnS : Esfalerita
ZnFeS : Marmatita
NaCN : Cianuro de Sodio
ZnO : Óxido de Zinc
Z11 : Xantato Isopropílico de Sodio

14
Z-6 : Xantato Amílico de Potasio
CuSO4 : Sulfato de Cobre
ZnSO4 : Sulfato de Zinc
NaHSO3 : Bisulfito de Sodio
MIBC : Metil Isobutil Carbonil
CMC : Carboxil Metyl Celulosa
≈ : Aproximación

15
CAPITULO I: INTRODUCCIÓN
El Perú es un país con tradición minera, contamos con un enorme
potencial geológico, la presencia de la cordillera de los andes a lo largo del
territorio, constituye nuestra principal fuente de recursos minerales. A nivel
mundial y latinoamericano el Perú se ubica entre los primeros productores
de diversos metales, (oro, plata, cobre, plomo, zinc, hierro, estaño,
molibdeno, entre otros). Los últimos años venimos siendo testigos de la
variabilidad en los precios internacionales de los metales, los cuales
impactan directamente en el comportamiento del sector minero en el Perú.
Por tal motivo es de suma importancia encontrar nuevos proyectos mineros
con valores económicos rentables para favorecer la inversión.
La flotación es un proceso de concentración ampliamente usado para la
recuperación de las especies mineralógicas valiosas a partir de minerales
sulfurados complejos y de baja ley. Cuando la ley es demasiada baja, como
consecuencia del agotamiento de las reservas minerales en los
yacimientos, los ingenieros de procesamiento de minerales se ven
enfrentados con diversos tipos de problemas técnico – económicos tales
como incremento de impurezas en el proceso y disminución de leyes de
sustancias valiosas, que demanda operaciones con mayor tonelaje para
que el proceso sea rentable.
Por consiguiente, la tendencia mundial en la industria de procesamiento de
minerales, como en otras industrias, es optimizar todos los procesos
involucrados y que sean amigables con el medio ambiente.

16
CAPITULO II: PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA
2.1 Situación Problemática
La literatura menciona que el método de tratamiento mayormente
empleado para los minerales sulfurados de plomo-cobre-zinc es la flotación
y es uno de los desafíos más complicados en la metalurgia de los metales
base.
El problema es aún más difícil cuando el contenido de cobre, plomo y el de
zinc son bajos como para justificar la obtención de tres concentrados de
calidades comerciables que cumplan los requisitos de calidad exigidos por
las fundiciones.
Por tanto, para determinar la viabilidad económica para la explotación de
un nuevo yacimiento de minerales plomo-cobre-zinc es necesario conocer
el comportamiento metalúrgico del mineral al ser sometido al proceso de
flotación, dicha información se obtiene con estudios que se realizan a nivel
de laboratorio; esta información se confirma en estudios a nivel planta piloto
y extrapolados luego para el diseño de una planta de carácter industrial.
Durante la experimentación en laboratorio se evalúan y definen las
variables que rigen el proceso de la flotación, considerando que las
características geológicas de estos yacimientos polimetálicos pueden tener
marcada influencia en el tratamiento metalúrgico, tal como: Asociación
mineralógica Cu-Zn o Pb-Zn que ocasiona deficiencias en depresión de la
esfalerita y pirita en la flotación bulk Cu-Pb; presencia de sales solubles de
Cu, Ag, As, Sb, Cd, etc. que ocasiona activación de la esfalerita; presencia
de minerales con contenidos de As y Sb que castigan los precios de los
concentrados; presencia de minerales óxidos de cobre, plomo, zinc que
reducen la recuperación de estos metales valiosos por no responder al
proceso de flotación.
Por otra parte, desde el punto de vista económico, el impacto de la
disminución del precio de los metales ha golpeado fuertemente las
economías de los países productores y comercializadores mineros. Nuestra

17
economía es parte de un mercado globalizado que se rige por las leyes de
la oferta y demanda y en el cual las tendencias de alzas y reducciones se
ven impactadas por factores políticos, económicos o sociales. La
desaceleración económica de China explica gran parte de la problemática,
y esto se observa en la baja de materias primas que afecta directamente la
cotización de los metales que esta economía requiere.
Durante una etapa de crecimiento de la demanda e incremento periódico
de los precios, se aprovechan los beneficios de un mayor flujo de caja.
Asimismo, si se mantiene una tendencia creciente de los precios, incluso
los yacimientos con menor concentración de minerales y explotación de
zonas de menor ley de mineral, ampliación de planta para incrementar
volumen de producción, desarrollo de proyectos mineros con mayor
demanda de inversión financiera y tecnológica.
Al revertirse la tendencia conviene efectuar una evaluación acerca de qué
proyectos diferir, cuáles suspender y cuáles deberían descartarse. De igual
forma, los yacimientos o minas con menor concentración de ley pueden
revertir su atractivo e incluso evaluar la devolución del denuncio o la venta
de la unidad minera. Una mina es atractiva para la explotación/extracción
en tanto sus costos pueden ser recuperados en años futuros con los flujos
de venta estimados.

18
2.2 Formulación del Problema
La muestra proveniente del distrito de Palca, departamento de
Huancavelica se compone de minerales sulfurados de Cu-Pb-Zn con
contenido apreciable de Ag. Asimismo se ha identificado la presencia de
minerales de cobre y plomo tales como los cobres grises y la geocronita
respectivamente los cuales son portadores de elementos contaminantes
como el As y Sb.
El problema fundamental para la presente investigación se formula en la
siguiente pregunta:
¿De qué manera la presencia de minerales complejos polimetálicos de Cu-
Pb-Zn-Ag, influye en la recuperación y calidad de los concentrados de
cobre, plomo y zinc?
Esta investigación propone también estimar la proyección de leyes y
recuperaciones que se obtendrían en la planta de procesamiento. Entre los
posibles problemas que pueden presentarse durante el desarrollo
experimental tenemos:
 Deficiencias en depresión de la esfalerita y pirita en la flotación bulk
Cu-Pb debido a factores tales como: asociación mineralógica Cu-Zn
o Pb-Zn; arrastre de sulfuros de zinc durante la flotación bulk Cu-Pb
por factores mecánicos; activación de la esfalerita debido a la
presencia de sales solubles de cobre, Ag, As, Sb, Cd, etc. en el
mineral.
 Deficiencias en la activación de los sulfuros de zinc.
 La presencia de contenidos de As y Sb en esta muestra reducen la
posibilidad de obtener concentrados limpios de impurezas y de
calidad adecuada, según las condiciones que exige la fundición.
 La presencia de gangas nocivas que actúan como interferentes en
la flotación.

19
2.3 Justificación de la Investigación
El presente trabajo de investigación permitirá encontrar un esquema
de tratamiento para recuperar minerales de cobre-plomo-zinc-plata por el
método convencional de flotación para obtener concentrados con leyes
comerciables y recuperaciones aceptables para que la actividad sea
rentable y que la investigación se proyecte a ser la base para el desarrollo
de un estudio a nivel planta piloto y de esta forma generar una oportunidad
de creación de valor como objetivo del proyecto minero.
2.4 Objetivos
2.4.1 Objetivo General
Evaluar mediante pruebas metalúrgicas de flotación los minerales
complejos polimetálicos previa caracterización, para obtener concentrados
de cobre, plomo y zinc con buenas recuperaciones y calidad de acuerdo a
las exigencias de las fundiciones.
2.4.2 Objetivos Específicos
 Caracterización de la muestra de estudio.
 Obtener concentrados de cobre.
 Obtener concentrados de plomo.
 Obtener concentrados de zinc.
2.5 Hipótesis
La evaluación de las pruebas metalúrgicas de flotación de minerales
complejos polimetálicos, hará posible la recuperación de cobre, plomo, zinc
y plata en concentrados con leyes comerciables de acuerdo a los
requerimientos de las fundiciones.

20
CAPITULO III: MARCO TEÓRICO
3.1 Antecedentes
3.1.1 Ubicación Política y Geográfica del Proyecto
El yacimiento minero se encuentra políticamente ubicado en:
Distrito :Palca
Provincia :Huancavelica
Departamento :Huancavelica
Coordenadas Geográficas
Este : 501,184
Norte : 8‟601,983
Altura (m.s.n.m.) : 3940 m.s.n.m.
Zona : 18 S
Radio del área (km.) : por 3.0 Km.
Referencia Cartográfica : Hoja 25 - n – Huancavelica - Zona 18 S
El acceso hacia proyecto se realiza mediante la siguiente vía:
Cuadro N° 1: Accesos al área del Proyecto
Ruta Km. Vía
Horas
(vehículo)
Lima – Huancayo 300 Asfaltada 7 hr
Huancayo–Desvío Palca 80 Asfaltada 2 hr
Palca–Proyecto 1
Trocha - Camino
de Herradura
20 min
Total 493 - 12 h 10 min
Fuente: Instituto Geológico, Minero y Metalúrgico
La Figura 1, muestra el acceso a la zona del proyecto.

21
Figura 1: Ubicación de Proyecto
Fuente: Google Maps
3.1.2 Antecedentes de la Flotación de Minerales Polimetálica en el
Perú
El tratamiento metalúrgico (Azañero, 2010) comprende la obtención de tres
concentrados en las siguientes etapas
1. Flotación bulk Cu-Pb, deprimiendo simultáneamente la esfalerita y
pirita.
2. Activación y flotación de la esfalerita, deprimiendo nuevamente la
pirita.
3. Separación de los concentrados Cu y Pb obtenido en la etapa de
flotación bulk Cu-Pb.
La mayoría de las operaciones mineras ubicadas en la sierra central del
Perú como Raura, Casapalca, Atacocha, Huaron, Quiruvilca, Milpo
benefician mineral polimetálico Cu-Pb-Zn-Ag, por lo general el esquema de
flotación seguido en estas plantas concentradoras puede resumirse en el
esquema presentado en la Figura 2

22
Figura 2: Esquema de Flotación Minas Polimetálicas en el Perú
Fuente: (Manzaneda Cabala, 2010)
Las operaciones de la Planta Concentradora “Shorey”, (Barreto, 2008)
ubicado en el distrito de Quiruvilca, Provincia de Santiago de Chuco,
departamento de La Libertad está dedicada básicamente al beneficio de
minerales mediante la flotación selectiva. La mena está constituido por lo
siguiente:
 Mineral de cobre : Tetraédrita (3Cu2S Sb2S3); Calcopirita
(CuFeS2)
 Mineral de Plata: Tetraedrita Argentífera; (Freibergita (3Cu2S
Sb2S3Ag).
 Mineral de Plomo: Galena (PbS).
 Mineral de zinc: Esfalerita (ZnS); Marmatita (ZnSFe).
La sección de flotación consta de tres circuitos, según la Figura 3:
Mineral
Chancado y
Molienda
Flotación
Bulk Pb- Cu
Separación
Primaria
Concentrado
Bulk
Separación
Pb-Cu
Conc. Pb. 1 Conc. Pb 2
Conc. Cu
Circuito de
Zinc
Concentrado
Zn
Relave
General

23
Figura 3: Esquema de Flotación - Planta Shorey
Fuente: Elaboración Propia
La sección flotación bulk Cu-Pb comprende tres etapas de flotación rougher
seguido de una etapa de limpieza. El concentrado de estas celdas es el
concentrado bulk Cu-Pb y alimenta al circuito de separación Cu-Pb, donde
se deprime el cobre con el reactivo MIXC que es una mezcla de NaCN y
ZnO y a un pH de 12, el plomo que flota va a una primera y luego a una
segunda etapa de limpieza, donde se obtiene un concentrado de plomo con
una ley de 58% de Pb; los relaves de esta etapa de separación es el pre-
concentrado de cobre que es enviado a una remolienda, para luego ser
enviado a una segunda etapa de separación donde se obtiene el segundo
concentrado de plomo y el relave de esta etapa es el concentrado de Cu.
El relave de la flotación bulk Cu-Pb es la cabeza del circuito de zinc,
después del acondicionamiento la pulpa ingresa a 2 etapas de flotación
rougher, cuyas espumas son enviadas al banco de limpieza, realizándose
3 limpiezas en un circuito convencional. Los consumos de reactivos
reportados se muestran en el Cuadro N° 2:
Relave
General
Conc.Zn
Conc.Bulk
Conc.Cu
Conc.Pb Conc.Pb
Cabeza
MIXC:
NaCN+ZnO
pH:12

24
Cuadro N° 2: Consumo de Reactivos Planta Shorey
Fuente: Barreto, 2008
En las operaciones de la Planta Concentradora “Huaron” (PAN AMERICAN
SILVER, 2006), benefician mineral de similar composición mineralógica de
la planta “Shorey”. El circuito de flotación consta de tres etapas donde se
obtiene primeramente un concentrado bulk Cu-Pb, que está compuesto por
sulfuros de Ag, Cu y Pb.
Luego este concentrado bulk Cu-Pb pasa a una etapa de flotación selectiva,
donde se flota el cobre y se deprime el plomo por medio de la mezcla
RCS (Bicromato de Sodio, Carboxil Metil Celulosa, y Fosfato Monosódico).
Este método permite muy buenas leyes de plata en el concentrado de
cobre, que según la relación Ag/Cu puede ser mayor a 10,000 gr /TM.
El relave del circuito bulk Cu-Pb es el alimento para el circuito de zinc, en
donde se utilizan tres acondicionadores en serie, modificando el pH con
lechada de cal, a un rango adecuado para luego activar al zinc adicionando
≈160 g/t de sulfato de cobre y ≈30 g/t el colector primario (Xantato Z-6/Z11),
para luego obtener un concentrado de zinc.
La separación del concentrado bulk Cu-Pb por flotación ha tenido un
cambio importante en el Perú desde el año 2000 (Villegas, 2006) primero
en Raura, seguido de Milpo, luego Atacocha y Corona. El cambio
fundamental radicó en una extracción inicial, mayormente de plomo grueso
desde las cargas circulantes de molienda (Celdas de Flotación Flash y/o
REACTIVO CONCENTRAC, % CONSUMO g/Tms
Flotac BULK
XANTHATO Z-11 10.0 72.0
CIANURO DE SODIO 6.0 32.2
SULFATO DE ZINC 7.0 92.6
MIBC 100 29.8
Flotac de Zn
Z - 11 10.0 30.9
CuSO4 13.2 252.6
MIBC 100 2.6
Cal 3.0 1440.0
Flotac Cu
Z - 6 5.0 2.4
NaCN 6.0 72.1
ZnO 3.2 27.5
NaHSO3 5.3 88.3

25
Celdas Unitarias), posteriormente se genera una separación del bulk Cu-
Pb con menores consumos de bicromato de sodio (depresor de plomo ) que
se agrega en mezcla con 20% de CMC (carboxil metyl celulosa) y 20% de
fosfato monosódico; este es un importante aporte de Srjdan Bulatovic
(Bulatovic, 2000) utilizada en todas las concentradoras que hacen
separación plomo -cobre y que atenuó la contaminación con 40% menos
de iones cromo evacuados al medio ambiente, logrando buena calidad de
concentrados de cobre por una separación más limpia y rentable.
El uso del bisulfito de sodio para deprimir galena a nivel industrial se llevó
a cabo por primera vez en la ex Unión Soviética en el año 1964 en la fábrica
de Bierezovsk donde lo usaron mezclado con sulfato de hierro a un pH 5.6
– 5.8 con ácido sulfúrico (Bulatovic, 2000).
El principio del reemplazo del bicromato de sodio por el bisulfito de sodio
tiene como base comprender la función en flotación del bisulfito de sodio.
Este es un reactivo depresor de sulfuros de plomo y a la vez activador de
sulfuros de cobre ; por ello, su aplicación debe ser mejor que el bicromato
de sodio que solo es depresor de sulfuros de plomo (Manzaneda, 2000).
Un reemplazo paulatino del bicromato por bisulfito de sodio en la solución
RCS no es posible porque ocurre precipitación de componentes, mientras
que agregando 60% de bisulfito de sodio en la mezcla junto con CMC,
fosfato monosódico en la relación 60:20:2 si es factible, resultando una
solución cristalina llamada BCS.
En la unidad minera Morococha de la Pan American Silver, se realizó la
exclusión total del reactivo bicromato de sodio y cianuro de sodio por el
bisulfito de sodio en la separación Pb-Cu (Canta, 2007) y de esta manera
eliminar la presencia de iones cromo y de cianuro en los afluentes de la
planta concentradora. Anteriormente en el circuito denominado “Duplex de
separación”, en una primera etapa se utilizaba la mezcla RCS en una
concentración de 5% para la depresión de la galena (PbS); el relave
constituía el concentrado de plomo I y el concentrado de cobre contenía
cerca del 12% de plomo, por esta razón se enviaba a una segunda etapa

26
de separación donde se usaba el NaCN al 3% para deprimir el cobre y
flotar el plomo.
El cambio de mezcla de reactivo mencionado trajo como consecuencia una
mejor calidad de cobre de 21% al 28% de grado y con una menor activación
de plomo que antes del cambio era 9% promedio y ahora se llega a valores
de 4% con un ahorro considerable de reactivo.
3.2 Marco Filosófico de la Investigación
3.2.1 Metodología de la Investigación Metalúrgica
La mayoría de las operaciones y procesos metalúrgicos extractivos
tienen su inicio sobre la base de la información de tres tipos de modelos
físicos: a nivel de laboratorio, de planta piloto y de carácter semi-industrial.
En algunos casos es suficiente utilizar un solo modelo y en casos
necesarios hasta los tres modelos. En la mayoría de situaciones por
análisis comparativo, la información podrá trasladarse directamente a una
planta industrial; en casos singulares el traslado teórico no es posible y el
metalurgista tiene que obviarlo con la experiencia acumulada de
situaciones similares. El diagnóstico predictivo debe cumplirse; un mal
dimensionamiento o un error físico-químico pueden redundar en fracaso.
3.2.2 Importancia de la Investigación Metalúrgica
La investigación experimental es la herramienta más importante que
tiene el ingeniero metalúrgico; su valor es más acentuado en Metalurgia
Extractiva, pues los depósitos minerales se han formado al azar, sujeto a
leyes muy relativas de carácter geológico en cuanto a composiciones,
impurezas, etc. El que procesa minerales y sus graduales productos que
se obtienen en los tratamientos ya sean experimentales o industriales,
encuentra variedades desconcertantes en calidades físicas y químicas de
un depósito a otro. Un mismo depósito puede tener variaciones, algunas
acentuadas, conforme se avanza en su explotación o minado. Si el
ingeniero sólo utilizara conocimientos teóricos o semi-empíricos para
encontrar el adecuado tratamiento de un recurso metalúrgico específico, le
demandaría un tiempo considerable, ante ello los procedimientos

27
metalúrgicos en laboratorio permiten reproducir y predecir el tratamiento de
los minerales. La información que se genera en los estudios metalúrgicos,
basados en la investigación metalúrgica realizada sobre muestras
representativas de mineral, sirve a las empresas mineras para la toma de
decisiones: operacional, inversión o factibilidad para la instalación de una
planta de beneficio.
La experimentación es hasta ahora insustituible. La información que se
obtenga experimentalmente debe extrapolarse desde los aspectos
geométricos y físico-químicos a una planta de carácter industrial; este
trabajo de traslación es muy delicado con el objeto que los predictivos se
cumplan. (Tantaleán Vanini, 2004).
3.2.3 Diseño de la Investigación Metalúrgica
El diseño de la investigación metalúrgica dependerá, tanto del tipo
de mineral, como de los procesos a tratar y su objetivo es determinar la
adaptabilidad del mineral con relación al tipo de planta a instalar, además
de determinar las condiciones y lograr resultados metalúrgicos óptimos.
El ingeniero debe armonizar la teoría con la investigación experimental, que
con adecuada y larga práctica, puede llegar a conclusiones óptimas de
carácter técnico y económico, que comenzando a nivel de laboratorio
termina en una planta piloto con resultados precisos para proyectos
industriales.
En las primeras etapas del proyecto puede ser suficientes la ejecución de
pruebas de investigación metalúrgica en pequeña escala y de bajo costo.
Los resultados obtenidos son limitados debido a la dificultad de predecir
con precisión los efectos de la recirculación de los productos intermedios,
lo que causa incertidumbre en su aplicación. En este escenario, es
necesario ejecutar pruebas en circuito continuo con el uso de plantas
pilotos convencionales. De esta manera se genera información que la
ingeniería de detalle requiera para desarrollar los respectivos flowsheets de
los circuitos y el dimensionamiento de los equipos en forma confiable.
(Castillo Migone, 2006).

28
3.3 Bases Teóricas
3.3.1 Flotación de Sulfuros Complejos
El desarrollo actual de la flotación y en particular la existencia de reactivos
muy selectivos, ha permitido el aprovechamiento de grandes masas
mineralizadas de baja ley. La flotación es un proceso fisicoquímico, por esta
razón es importante revisar tanto los fenómenos físicos como los químicos
involucrados.
Los fenómenos químicos incluyen las reacciones de interfase que
acontecen entre las tres fases: sólida, líquida y gaseosa (Wark & Cox, 1942)
.En estas reacciones intervienen:
a) Los reactivos químicos utilizados; colectores, espumantes,
activadores, depresores, reguladores del medio.
b) La química del agua.
c) La química de los minerales.
d) La química de los gases que componen el aire u otra fase gaseosa
que participe.
Entre los fenómenos físicos, físico‐mecánicos y operacionales se puede
mencionar:
a) Los factores mecánicos de los equipos (diseño de la celda,
hidrodinámica, configuración del banco y el control de operaciones).
b) Factores operacionales (flujo de alimentación, granulometría,
liberación, problemas de lamas, densidad de pulpa, temperatura,
agitación, aireación, extracción de los productos, etc.).
Aunque la flotación es conceptualmente un proceso muy simple, la cantidad
y complejidad de las variables que intervienen generalmente una
dependiente de la otra, hacen que la aplicación de este método sea
extremadamente compleja. Por tal motivo se requiere de un buen dominio

29
de bases científicas y de ingeniería, pero por sobre todo experiencia y
manejo del arte.
La diversidad de las variables del proceso hace que sea muy difícil
optimizar una variable en particular. Por ejemplo, si se logra ajustar y
optimizar los parámetros físicos, un cambio químico en el sistema puede
ocasionar desajustes que conduzcan a modificaciones en los indicadores
metalúrgicos y que se requiera una nueva corrección de las condiciones de
trabajo. Estos cambios pueden no ser inmediatos o no manifestarse
claramente, solo a través de numerosas mediciones o de un seguimiento
estadístico se puede ponderar una modificación en el sistema.
Dado que en las plantas de flotación los cambios más difíciles de
instrumentar son los físico‐mecánicos, relacionados con los equipos, se
recurre a ajustes en la fórmula de reactivos y de los factores operativos
para optimizar la separación o para contrarrestar las frecuentes
modificaciones en las características del mineral que se procesa. Como
ejemplo se puede mencionar que un cambio solamente en el pH puede
conducir a drásticas modificaciones en los indicadores metalúrgicos
(Castillo Migone, 2006).
3.3.1.1 Estructura y Propiedades de los Minerales
La interacción entre las partículas minerales y las otras dos fases, agua y
aire, no solo depende de la composición química de las especies, sino que
también importa su estructura mineralógica. Las propiedades de flotación
de los minerales son determinadas por sus características superficiales
más que por las de la masa cristalina, pero las propiedades superficiales
dependen sobre todo del ordenamiento en la celda unitaria.
Entre los sulfuros con afinidad natural por la fase gaseosa se identifica a la
molibdenita. Se describe como formada por capas de hojas de sulfuro de
molibdeno donde los átomos de molibdeno dispuestos en un plano, están
unidos por enlaces covalentes a dos capas adyacentes, una superior y otra
inferior de átomos de azufre. Esta estructura se extiende en forma ilimitada
en el plano. Las capas están unidas entre sí por enlaces residuales

30
definiendo planos de debilidad por donde se exfolia preferentemente dando
lugar a partículas de forma aplanada y con caras no reactivas, salvo los
extremos donde se rompen enlaces covalentes. Cada átomo de molibdeno
está rodeado por seis azufres en los vértices de un prisma triangular. Su
marcada hidrofobicidad natural permite flotarla con solamente un
espumante o con la ayuda de un aceite neutro como refuerzo. La
hidrofobicidad natural de los sulfuros está restringida a la molibdenita
(Chander & Fuerstenau, 1975).
El resto de los sulfuros comerciales están formados por un anión (S2‐) y
cationes como el Cu+, Cu2+, Pb2+, Zn2+, Hg+, Sb3+, Bi3+, metales de
transición como el Fe2+, Co2+ y Ni2+; metales nobles y metales raros como
Ag+, Au+, Mo4+. Sobre la base de su estructura cristalina y el tipo de enlace
entre los átomos y las unidades poliédricas en el espacio (Povarennyk,
1972), introdujo la clasificación cristaloquímica de los sulfuros.
La mayoría de los sulfuros no tiene hidrofobicidad natural, pero adquieren
flotabilidad inducida por algunos colectores específicos. Es necesario
destacar que bajo ciertas condiciones favorables del potencial de oxidación,
algunos sulfuros muestran algún grado de hidrofobicidad natural, según la
siguiente escala: calcopirita > galena > pirrotina > pentlandita > covelina >
bornita > esfalerita > pirita > arsenopirita (Guy & Trahar, 1985) (Trahar,
1984). Hay coincidencia entre un grupo de autores de que en ambiente
moderadamente oxidante, es posible flotar parcialmente a los sulfuros sin
usar colectores. Por otro lado, la flotación de los sulfuros inducida por
reactivos, también se muestra fuertemente relacionada al potencial de
oxidación a nivel superficial (Qin, Yuehua, Guohua, & Zhenyuan, 2004).
3.3.1.2 Flotación de los Sulfuros
En los primeros días de la flotación se consideró que el oxígeno era
perjudicial para la flotación de los sulfuros. Luego de una larga controversia
se ha establecido que, salvo en muy pocas excepciones, los sulfuros no
oxidados y no contaminados no flotan, (Gaudin, Miaw, & Spedden, 1957) ,

31
han estudiado la relación entre la estructura cristalina de los sulfuros y la
flotabilidad nativa de los pocos minerales que tienen esta propiedad.
Otro aspecto de análisis, es la naturaleza de la superficie donde se produce
la interacción con los reactivos sulfidrílicos (Buckleya & Woods, 1991). El
problema es definir si los xantatos se fijan sobre superficies frescas o si
previamente es necesaria la participación del oxígeno. Para algunos
autores, la intervención del oxígeno es fundamental para la colección
(Eadington & Prosser, 1982).
En otros trabajos de Gaudin (Gaudin A. , 1957) se llega a las siguientes
conclusiones:
a) En ausencia del oxígeno en la superficie de los sulfuros tiene
afinidad por el agua.
b) El oxígeno se adsorbe sobre la superficie de los sulfuros antes que
otros gases como el nitrógeno o el bióxido de carbono.
c) El proceso de adsorción del oxígeno se produce en varias etapas.
d) La duración de estas etapas es variable para los distintos sulfuros,
dependiendo de la afinidad del mineral por el gas.
e) En la superficie fresca de un sulfuro primero se adsorbe el oxígeno
y luego el Xantato.
f) El requerimiento de oxígeno para posibilitar la colección aumenta en
el siguiente orden: galena, pirita, esfalerita, calcopirita, pirrotita y
arsenopirita.
g) Aparentemente la adsorción de oxígeno promueve la deshidratación
de la superficie y facilita la adsorción del colector.
h) Si el contacto de la superficie con el oxígeno se prolonga, se
deteriora la afinidad por el colector.

32
Según el trabajo de Gaudin el oxígeno juega un rol fundamental en la
interacción entre los sulfuros y los colectores sulfidrílicos. La participación
del oxígeno en la fijación del colector queda resumida en las siguientes
ecuaciones de las reacciones superficiales:
2 [RCOS2] ‐ + H2O + ½ O2  2 [RCOS2] + OH‐ (1)
2 [RCOS2] ‐ + H2O + ½ O2  R2‐OCS2‐S2CO + 2 OH‐ (2)
En general, se reconoce que la oxidación de los sulfuros progresa más
rápidamente en potenciales altos que en bajos. El orden de tendencia de la
oxidación es: pirrotita > pirita > calcopirita > esfalerita > galena (Kelsall &
Yin, 1999). La reducción del oxígeno como un proceso catódico, es esencial
para la reacción electroquímica en la superficie de los sulfuros y es diferente
para cada sulfuro. La reducción del oxígeno interviene en la oxidación de
los sulfuros y en la interacción con los colectores (Janetski, Woodburn, &
Woods, 1977).
3.2.4 Flotación Bulk Cobre -Plomo
Esta flotación se realiza con una depresión simultánea de sulfuros de zinc
y pirita. Por lo general, la flotación cobre – plomo se realiza a pH natural o
levemente alcalino utilizando xantatos y dithiofosfatos como colectores, la
depresión de la pirita y esfalerita se logra mediante el uso de cal, cianuro
de sodio, bisulfito de sodio y sulfato de zinc, en dosificaciones que no
afecten la flotación del cobre y el plomo.
Además se debe agregar que los sulfuros de cobre flotan en un rango de
pH entre 3 y 12, mientras que el pH de flotación de la galena está en el
rango neutro a ligeramente alcalino, y cuando tiene alto contenido de plata
el plomo tiende a deprimirse a pH mayor a 9.5.
3.3.1.3 Depresión de Esfalerita y Pirita
Durante la flotación bulk Cu-Pb, la pirita se deprime con cianuro de sodio y
bisulfito de sodio, mientras que la esfalerita con sulfato de zinc.

33
Se ha determinado la existencia de ferrocianuro de sodio sobre la superficie
de la pirita, no permitiendo que ésta flote.
El bisulfito de sodio deprime la pirita, al descomponer los xantatos,
dixantógenos y luego el alcohol componente del xantato
El motivo por el cual la esfalerita flota indebidamente en el bulk Cu-Pb
depende de cada mineral, las causas puede ser:
a) Asociación mineralógica Cu-Zn o Pb-Zn.
b) Arrastre de sulfuros de zinc durante la flotación bulk Cu-Pb por
factores mecánicos.
c) Activación natural de la esfalerita debido a la presencia de iones
metálicos cobre, Ag, As, Sb, Cd, en el mineral o en el agua de
tratamiento.
Los dos primeros factores pueden ser regulados mejorando las condiciones
de molienda, dosificación de reactivos y eficiencia de remoción de
espumas.
El tercer factor es un tema difícil aunque puede ser parcialmente controlado
por dosificación de reactivos depresores tales como el sulfato de zinc,
cianuros, bisulfitos o sulfuro de sodio.
3.3.1.4 Activación y Flotación de Sulfuros de zinc
La esfalerita no adsorbe xantatos de cadena corta sin activación previa,
esta activación consiste en el recubrimiento de la esfalerita por una capa
de un ion activante que formará una superficie que podrá interaccionar con
el xantato.
El mecanismo de activación está definido por una reacción general
expresada del siguiente modo:
ZnS+ + M2+ ↔ MS+ + Zn2+

34
Para la flotación de la esfalerita de las colas de la flotación cobre – plomo,
se usa generalmente CuSO4 como activante,
ZnS + CuSO4 ↔ Zn2+ + SO4
2- + CuS
Simultáneamente es necesario deprimir la pirita, usualmente con cal, para
elevar el pH hasta valores entre 8.5 – 12, la pirita en este rango de pH no
flota al inhibirse la formación de dixantógenos que es la especie colectora
(Azañero, 2010).
3.2.5 Separación de Cobre - Plomo por Flotación
Estos son clasificados de acuerdo al mineral que va a ser deprimido en:
Depresión de minerales de cobre y depresión de los minerales de plomo
El primer factor a ser considerado es la relación en peso de contenido de
cobre / plomo.
En resumen, sumar a los contenidos de minerales de cobre, esfalerita, pirita
e insolubles en el caso de usar el procedimiento de depresión con NaCN /
ZnO, o sumar a la galena los contenidos de pirita, esfalerita e insolubles en
el caso de usar dicromato de potasio.
3.3.1.5 Depresión de Minerales de cobre
Cianuro de Sodio: La utilización del NaCN solo es posible donde la
presencia de minerales de cobre secundarios y/o metales como Ag/Au es
nula, es decir donde no existe el peligro de disolución de valores.
En casos extremos y debido al excesivo uso de colectores en la obtención
del concentrado bulk Cu-Pb es necesario aplicar un lavado previo del
concentrado, desorción con Na2S y/o carbón activado.
Cianuro de sodio y compuestos: Existen pocos reactivos depresores para
minerales de cobre, principalmente se basan en el uso de NaCN tanto puro
como en mezcla con ZnSO4 o con ZnO, adicionalmente se puede utilizar
las mezclas en mención con CaO, otros procedimientos son el empleo de
permanganato de potasio y tiourea (Azañero, 2010).

35
Permanganatos: Su posible aplicación (Zegarra & Perez, 1998) es de gran
interés ya que posee algunas ventajas en comparación con el NaCN o con
el complejo NaCN / ZnO, no produce disolución de valores de Au/Ag o
minerales de cobre secundarios, su aplicación requiere de condiciones
excesivamente críticas.
3.3.1.6 Depresión de Minerales de Plomo
Reactivos con esta característica son: SO2, bisulfitos, sulfitos en
combinación con sulfato ferroso, tiosulfato, hiposulfitos, bicromatos y CaO,
ellos poseen algunas ventajas en comparación con el NaCN / ZnO sobre
todo en lo referente a la no disolución de metales preciosos y/o cobres
secundarios.
Bisulfitos, Sulfitos: Permiten la depresión de los minerales de plomo, pero
también presentan efecto depresor sobre los de zinc,
Con la presencia de minerales de cobre secundario la precisión de
separación es afectada ligeramente por la disolución de cobre, siendo estos
iones absorbidos por la galena lo cual impide su depresión, este efecto
negativo puede ser contrarrestado por adición de S°, con lo cual se logra
precipitar iones de cobre (Zegarra & Perez, 1998).
El acondicionamiento requerido es casi nulo y la adición por etapas es
conveniente, en el caso de la presencia de minerales de cobre secundarios
y dependiendo de la proporción existente, el tiempo de acondicionamiento
debe ser evaluado cuidadosamente.
Dicromato de Potasio: Las propiedades oxidantes son similares a las
mostradas por los reactivos anteriores, excepto que presenta un menor
poder depresor para los minerales de zinc en comparación con el bisulfito.
En algunas concentradoras se le utiliza junto con otras dextrinas lo cual
incrementa su poder depresor sobre la galena.
La eficiencia de separación cobre – plomo es afectada por la calidad del
bulk Cu-Pb tratado, cuando el desplazamiento de zinc y hierro al

36
concentrado es mayor se reduce la eficiencia de separación, posiblemente
debido al mayor nivel de adición de colectores, presencia de sales solubles
y/o reducción de reactivos depresores.
Carboximetil Celulosa (Química Amtex S.A., 2006): Una de las aplicaciones
de la carboximetil celulosa en minería es en el proceso de separación Pb-
Cu, actúa como parte del reactivo depresor de plomo. Facilita la función del
dicromato de sodio sobre las superficies de la galena y la del fosfato
monosódico que es un dispersor, desde el punto de vista ecológico es una
buena alternativa.
Composición del reactivo depresor:
 Dicromato de sodio (60%)
 Carboximetil celulosa (20%) y
 Fosfato mono sódico (20%)
3.3 Simulación Matemática por Split Factors
El método de simulación matemática basado en los factores de distribución
consiste en asignar un valor numérico (“Split Factors”) a cada componente
del sistema y en cada etapa de separación considerada. Es posible definir
entonces tres conceptos fundamentales.
Componentes del Sistema: son todas las especies o elementos de interés
que se encuentran en cierta composición dentro de un flujo. Ejemplos de
componentes pueden ser, en un mineral de cobre porfídico, los siguientes:
Cu, Mo, Fe, insolubles y peso total de sólidos. El peso total de sólidos puede
considerarse como un componente más del sistema.
Etapas de Separación: son aquellas partes del circuito en que un flujo de
alimentación se separa en dos: concentrado y relave. Como por ejemplo:
etapas usuales de flotación Rougher, Scavenger, Cleaner, Recleaner,
Cleaner-Scavenger, etc.

37
Split Factor: es la fracción en peso de cada componente alimentado a una
etapa de separación, que aparece junto con el concentrado de la etapa en
cuestión; es decir, corresponde a la recuperación parcial de dicho
componente en el concentrado obtenido en cada etapa de separación
(expresada como fracción en peso, º/1). (Magne & Castro, 2001)
La magnitud de los factores de distribución depende principalmente del
tiempo de flotación y de las propiedades físico-químicas imperantes en la
pulpa, además de las características de flotabilidad de las partículas, es
decir, tamaño de las partículas, grado de liberación, etc.
El proceso de separación en cada etapa puede ser caracterizado mediante
una matriz diagonal del tipo:
k ij k
S S
 
   (1)
Donde:
k : subíndice utilizado para identificar cada separador (k = 1, 2, 3, ..., ns ).
i : subíndice utilizado para identificar cada componente (k = 1, 2, 3, ..., n+1).
k
S : matriz de separación (de “Split Factors”) en el k-ésimo separador
   
1 1
n n
  
 
  , cuyos elementos Sij se definen como sigue:
Sij = 0; para i j  k.
Sij = Sik; para todo i=j (siendo 1  Sik  0)
Sik = factor de distribución del i-ésimo componente en el k-ésimo
separador.
Sn+1,k = factor de distribución del peso total de sólidos en el k-ésimo
separador (k = 1,ns)
n + 1 = número total de componentes (siendo el peso total de sólidos, el
(n+1)-ésimo componente).
ns = número total de separadores (etapas de flotación consideradas).
Existen varias técnicas alternativas para determinar los valores de
Sik, pero la más simple y apropiada se basa en los resultados cinéticos de

38
un solo ciclo abierto (pruebas de flotación batch, o primer ciclo de un test
de ciclos completo). En contadas excepciones y sólo cuando la carga
circulante en el sistema es relativamente alta, la estimación de los factores
de distribución en el equilibrio podrá inferirse desde los primeros dos ciclos
de un test de ciclos incompleto.
Paralelamente, se define el vector columna:
1
2
3
1,
...
n
W
W
W
W
W






 
 
 
 

 
 
 
 
(2)
Siendo:
 : subíndice utilizado para identificar cada flujo ( = 1, 2, 3, ..., nf).
Wi : peso (contenido de fino) del componente i en el flujo .
Wn+1, : peso total de sólidos en el flujo  ( = 1, nf).
nf : número total de flujos en el sistema.
Estas definiciones permiten simular operaciones, comúnmente
encontradas en circuitos de flotación (ver Figura 4), como:
a) Uniones: Dados los flujos 1 y 2:
3 1 2
W W W
  
  (3)
b) Separaciones: Dado el flujo 1 y la matriz Sk de factores de
distribución correspondiente:
1 1 1
2 2 1
3 3 1
3 1
1, 1, 1
·
·
·
·
...
·
k
k
k
k
n k n
S W
S W
S W
W S W
S W



 

 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
(4)

39
y también:
 
2 1 3 1
·
k
W W W I S W
   
    (5)
dónde: I = matriz identidad    
1 1
n n
  
 
 
Figura 4: Módulos típicos de operación en Circuitos de Flotación
Fuente: (Magne & Castro, 2001)
La aplicación de estas tres últimas ecuaciones a un circuito de flotación en
particular resulta en un sistema de ecuaciones lineales que puede
resolverse mediante técnicas convencionales.
La determinación de los vectores W para cada uno de los flujos (
= 1, nf) permite calcular a su vez los siguientes parámetros metalúrgicos de
interés:
Leyes
n+1,
= 100·
W
G
W



 
 
 
 
(6)
donde:

40
1
2
3
,
...
n
g
g
g
G
g





 
 
 
 

 
 
 
 
(7)
gi = ley del componente i en el flujo  en porcentaje (i = 1, n).
Distribuciones de Fino
i1
= 100·
i
i
W
R
W


 
 
 
(8)
donde:
Ri : % de distribución del componente i en el flujo ; siendo i = 1, n;
 = 1, nf.
 = 1, corresponde al flujo de cabeza ( o sea; la alimentación fresca
del circuito de flotación).

41
CAPITULO IV: METODOLOGÍA DE LA INVESTIGACIÓN
4.1 Tipo de la Investigación
La investigación es experimental, porque se realizarán las diferentes
pruebas metalúrgicas de flotación a nivel de laboratorio, para obtener
concentrados de cobre, plomo y zinc.
4.2 Metodología
Para lograr los objetivos del presente estudio, se realizó en la investigación
las siguientes actividades:
 Preparación mecánica de las muestras y formación de muestra
Compósito General.
 Análisis químico de la muestra Compósito General.
 Caracterización Mineralógica de la muestra.
 Determinación de la curva cinética de molienda.
 Análisis Granulométrico Valorado de la muestra.
 Pruebas de flotación rougher para los circuitos bulk Cu-Pb y circuito
zinc y evaluación de variables.
 Prueba de cinética de flotación bulk Cu-Pb a 6 tiempos con las
mejores condiciones obtenidas.
 Prueba de cinética de flotación zinc a 6 tiempos con las mejores
condiciones obtenidas.
 Pruebas de flotación en Circuito Abierto (TCA) para el circuito bulk
Cu-Pb y circuito zinc, y evaluación de variables.
 Pruebas de flotación en Circuito Cerrado (TCC).
 Pruebas de separación de concentrados de plomo y cobre a partir
del concentrado bulk Cu-Pb.
 Simulación matemática por el método de los Split Factors de
diferentes diagramas de tratamiento del mineral.

42
4.3 Metodología para la obtención de la muestra
Para el desarrollo del presente estudio se recolectó un total de 5 muestras
individuales a una granulometría menor a 2 mm a partir de sub muestras
de rechazos de preparación mecánica provenientes de 5 diferentes
dominios geológicos del yacimiento.
En el Cuadro N° 3 se indican la codificación, peso y características de las
muestras recibidas.
Cuadro N° 3: Inventario de Muestras
4.3.1 Generación de la muestra Compósito General
Se generó la muestra Compósito General a partir de la mezcla y
homogenización de las 5 muestras, que corresponden a minerales
polimetálicos con contenidos variables de Zn, Pb y Cu, como elementos de
valor comercial, con menor presencia de minerales de oro, plata, El
contenido de hierro es muy notable en algunas de estas muestras
Las muestras Dominio E (67.4%) y Dominio H (20.0%) son de mayor
presencia según se indica en el Cuadro N° 4.
.
N° Muestra Peso, kg
1 Compósito 2 (Dominio D) 15.08
2 Compósito 3 (Dominio E) 135.54
3 Compósito 4 (Dominio F) 5.06
4 Compósito 5 (Dominio G) 5.02
5 Compósito 6 (Dominio H) 40.30
Muestra Compósito General 201.00

43
Cuadro N° 4: Composición Muestra Compósito General
N°
Muestra
Dominio
Au Ag Cu Fe Pb Zn S SSulfuro Peso
g/t g/t % % % % % % %
1 Dominio D 0.11 75.1 0.14 5.64 1.39 3.45 8.44 4.05 7.5
2 Dominio E 0.2 91.5 0.26 9.35 1.1 2.86 12.35 8.31 67.5
3 Dominio F 0.05 34.5 0.29 6.55 0.27 0.54 8.08 7.16 2.5
4 Dominio G 0.23 26.1 0.5 17.99 0.22 4.85 23.92 13.38 2.5
5 Dominio H 0.2 33 0.31 20.89 0.5 3.33 26.11 18.4 20
4.3.2 Preparación de Muestra Compósito
Las muestras fueron sometidas a secado con temperatura controlada de
80°C hasta mantener un peso constante. Luego se realizó la formación de
la muestra Compósito General según procesos que se describen en el
diagrama de la Figura 5. Se mezclaron las 5 muestras individuales en un
tambor mezclador giratorio para garantizar la homogeneidad del compósito.

44
Figura 5: Esquema General Pruebas Metalúrgicas
Se formaron cargas de 20 kg utilizando el método de palas alternas; cada
carga a su vez ingresó al divisor rotatorio para generar cargas de 1 kg, las
cuales sirvieron para la ejecución de las pruebas metalúrgicas.
Esquema General de Pruebas
Preparación
de
Muestras
Recepción
de
Muestras
Formación
de
Compósito
General
Caracterización
Pruebas
Metalúrgicas Inventario y Secado
Preventivo
Chancado de
muestras a 100% -10
Homogenización
y División
Pruebas de
Molienda
Caracterización
Mineralógica
Análisis
Químico
Malla
Valorada
Pruebas de
Flotación
Rougher
Pruebas de
Cinética de
Flotación
Prueba de
Flotación en
Circuito
Abierto TCA
Prueba de
Flotación en
Circuito
Cerrado TCC
Prueba de
Flotación de
Separación
Cu-Pb

45
CAPITULO V: CARACTERIZACIÓN DE LA MUESTRA
5.1 Análisis Químico
Se tomó un kilogramo de la muestra Compósito General a 100% - 10 malla,
la cual fue pulverizada a 98% - 140 malla y sometida a análisis químico
para determinar el contenido de los siguientes elementos: cobre, plomo,
zinc, plata como metales de interés económico; también se determinó el
contenido de óxido de plomo (PbOx), óxido de zinc (ZnOx), Cu Secuencial,
hierro, azufre total (S Total), azufre como sulfuro, (S Sulfuro), insolubles y
barrido elementos por ICP. El Cuadro N° 5 y Cuadro N° 6 muestran los
resultados obtenidos. En el Anexo 1 se presenta los resultados completos
del análisis por ICP.
Cuadro N° 5: Análisis Químico – Metales de interés
Elemento Pb Zn Cu Ag
Cu_Secuencial1
Cu_SS Cu_CN Cu_R
Unidad % % % PPM % % %
COMPÓSITO GENERAL 0.95 3.13 0.27 72.8 <0.001 0.08 0.185
Cuadro N° 6: Caracterización Química - Contaminantes
Elemento Fe S Insolubles As Bi Sb
Unidad % % % PPM PPM PPM
COMPÓSITO GENERAL 12.35 14.45 34.05 851 107 498
Los resultados reportados del análisis químico indican los contenidos de
plomo, cobre, zinc y plata en la muestra Compósito General. En referencia
a los contaminantes, se debe prestar especial atención al Arsénico y
1
Cu_ Secuencial: Cu_SS (Cu soluble en H2SO4), Cu_CN (Cu soluble en CN-), Cu_R (Cu
residual)

46
Antimonio, ya que su contenido puede ser importante en los concentrados
finales
5.2 Determinación de la Curva Cinética de Molienda
La curva cinética de molienda o curva de moliendabilidad fue determinada
para la muestra Compósito General, para ello se realizaron pruebas de
molienda en un molino estándar de laboratorio con 1,000 gramos de
mineral a diferentes tiempos de molienda. Las condiciones para las pruebas
de molienda se presentan en el Cuadro N° 7:
Cuadro N° 7: Parámetros de molienda
Molino Acero Inoxidable
Dimensiones 6.5" x 8.8" (D x L)
Carga de bolas 10 kg (Bolas de 1")
Alimentación de mineral 1000 g a 100% - 10 malla
Velocidad de polín 70 RPM
% Sólidos (Molienda) 65%
Agua 500 ml
De los resultados de las pruebas de molienda (ver Cuadro N° 8) se
construyó la curva de moliendabilidad cuya ecuación calculada por
regresión logarítmica se muestra en la Figura 6.
Cuadro N° 8: Resultados de tiempos de molienda
Tiempo (min.) 0 10 13 15 18 16.39 10.83
P80 (µm) 949.8 104.9 89.3 79.5 69.7 75.0 100.0
% Pasante malla
200
31.9 67.3 73.8 78.1 83.4 80.6 69.2

47
Figura 6: Curva Cinética de Molienda - Compósito General
5.3 Caracterización Mineralógica del Compósito General
Para cualquier estudio de investigación metalúrgica, se elige primero que
tipo de mineral a estudiar y cuáles son sus acompañantes mineralógicos,
su asociación mineralógica y de acuerdo a este estudio se puede elegir un
método adecuado para el procesamiento del mineral. (Fernandez, 2007)
5.3.1 Caracterización Mineralógica
El análisis mineralógico es muy útil, en cualquier estudio de investigación
que se requiera recuperar el contenido metálico de un mineral porque con
estos datos disponibles se puede determinar el comportamiento
metalúrgico del mineral. (Hatch Asociados, 2013)
5.3.2 Mineralogía de Alta Definición – Método QEMSCAN
La Mineralogía de Alta Definición, es el estudio cuantitativo de minerales,
usando tecnologías tales como QEMSCAN. Parámetros tales como
contenido, química, tamaño de grano, distribución, asociación y liberación
y = -19.36ln(x) + 99.981
R² = 0.9965
5
7
9
11
13
15
17
19
60 65 70 75 80 85 90 95 100 105 110
Tiempo
(min.)
P80 (µm)
Cinética de Molienda

48
son determinados de forma estadísticamente, contrariamente a los
métodos tradicionales manuales, tales como conteo de puntos o petrografía
óptica, los cuales pueden ser más subjetivos y consumidores de tiempo.
El QEMSCANTM es un sistema automatizado que adquiere data
mineralógica cuantitativa usando un microscopio electrónico de barrido
Zeiss equipado con cuatro detectores de energía dispersiva de Rayos X. El
QEMSCANTM es capaz de discriminar confiablemente entre fases
químicamente diferentes.
En el modo de lectura PMA (Particle Mineralogy Analysis) un haz recorre
toda la briqueta en forma rápida para ubicar cada partícula en un mapa
coordenado bidimensional. La superficie completa de cada partícula es
recorrida en una grilla regular de espaciamiento pequeño. Este modo de
lectura entrega información textural detallada de las fases minerales
presentes y es particularmente útil para conducir análisis de liberación. Es
usado para caracterización mineralógica detallada de partículas hasta 1
mm. La información que entrega PMA, partícula por partícula es ideal para
conducir análisis de liberación donde la información incluye:
Análisis Modal: Es una determinación estadística de los acompañantes
minerales, además es la cuantificación de las especies mineralógicas y de
la ganga y las definiciones de sus asociaciones, que incluye
microfotografías de las especies representativas y las entrelazadas para su
posible liberación.
Grado de Liberación: Es el cálculo del grado de liberación de los minerales
está definido según el área de superficie del mineral expuesta en las
partículas según la Figura 7.

49
Figura 7: Esquema representativo del Grado Liberación de minerales
Fuente: (Hatch Asociados, 2013)
Asociaciones Minerales: Las asociaciones minerales están determinadas
por porcentaje de área de partícula. Cabe destacar las siguientes
definiciones:
 Hard Silicates (Silicatos Duros): Grupo que contiene todos los
silicatos duros como Cuarzo, Feldespato, entre otros.
 Phyllosilicates (Filosilicatos): Considera todas las micas
(Sericita/Moscovita, Biotita, Clorita) y arcillas.
 Complex: Asociaciones minerales entre la especie de interés y dos
o más de los grupos anteriormente mencionados.
5.3.3 Composición y Distribución Modal
Se identificaron y cuantificaron los minerales mostrados en la Figura 8, los
cuales muestran a la pirita (28.30%), cuarzo (20.45 %) y calcita (17.06%)
como los minerales de mayor presencia en la muestra:

50
Figura 8: Composición Mineralógica del Compósito General
Fuente: (SGS, 2016)
La tecnología QUESCAM clasificó los minerales en los siguientes 7 grupos
cuyos contenidos porcentuales se muestran en la Figura 9:
 Cu Sulphides : Calcopirita, Bornita, Calcosina, Covelina,
Enargita, Tenantita, Tetraedrita
 Hard Silicates : Cuarzo, Plagioclasa, Feldespato Potásico, Albita,
Esfeno, Zircón, Epidota, Wollastonita, Andradite, Espesartina
 Phyllosilicates : Sericita/Muscovita, Biotita, Clorita y Arcillas
0.01
0.01
0.01
0.01
0.02
0.02
0.02
0.03
0.07
0.09
0.09
0.11
0.12
0.16
0.17
0.21
0.22
0.22
0.27
0.27
0.33
0.37
0.42
0.54
0.64
1.01
1.05
1.78
5.10
5.52
5.53
9.77
17.06
20.45
28.30
0.00 5.00 10.00 15.00 20.00 25.00 30.00
Woodhouseite
Bornite
Gorceixite
Chalcocite-Digenite
Sphene
Smithsonite
Zircon
Covellite
Siderite
Other
Andradite
Geocronite
Biotite
Tetrahedrite
Chalcopyrite
Magnetite-Hematite
Gypsum
Epidote
Enargite-Tennantite
Rutile
Apatite/Monazite
Plagioclase/Albite
Fluorite
Wollastonite
Chlorites
Galena
Clays
K-Feldspar
Sphalerite
Dolomite
Kutnohorite
Sericite/Muscovite
Calcite
Quartz
Pyrite
Bulk Modal Analyses - Compósito General
Mineral Mass (%)

51
 Fe-Ti Oxides : Rutilo, Hematita/Magnetita
 Other Oxides : Corindón, Hetaerolita
 Carbonates :Calcite, Siderite, Dolomite, Kutnohorita,
Smithsonita
 Sulphates : Yeso, Jarosita
Figura 9: Distribución Modal de Minerales en Compósito General
Fuente: (SGS, 2016)
5.3.4 Minerales de cobre
La Figura 10, muestra los principales minerales de cobre identificados en
la muestra Compósito General donde se observa alta cantidad de cobre
grises portadores de elementos nocivos como el arsénico y antimonio.
Cu Sulphides; 0.64
Pyrite; 28.30
Pb Sulphides; 1.12
Sphalerite; 5.10
Hard Silicates; 23.50
Phyllosilicates; 11.58
Fe-Ti Oxides; 0.49
Carbonates; 28.20
Sulphates; 0.22
Phosphates; 0.35
Fluorite; 0.42 Other; 0.09
Modal Distribution-Compósito General
Cu Sulphides
Hard Silicates
Phyllosilicates
Fe-Ti Oxides
Other Oxides
Carbonates
Sulphates
Sericita/Muscovita, Biotita, Clorita y Arcillas
Rutilo, Hematita/Magnetita
Corindón, Hetaerolita
Calcite, Siderite, Dolomite, Kutnohorita, Smithsonita
Yeso, Jarosita
Calcopirita, Bornita, Calcosina, Covelina, Enargita, Tenantita, Tetraedrita
Cuarzo, Plagioclasa, Feldespato Potásico, Albita, Esfeno, Zircón, Epidota, Wollastonita, Andradite, Espesartina

52
Figura 10: Identificación de sulfuros de cobre
Fuente: (SGS, 2016)
La Figura 11 y la Figura 12 muestran la liberación de las partículas así como
las principales asociaciones mineralógicas para los sulfuros de cobre
presente en la muestra. Asimismo la Figura 13, Figura 14, Figura 15 y
Figura 16, indican los grados de liberación para las partículas de enargita-
tennantita, tetraedrita, calcopirita y covelita respectivamente, en 5 rangos
de tamaño de partícula desde 100 µm hasta 20 µm.
Chalcopyrite
16%
Bornite
1%
Chalcocite-Digenite
3%
Covellite
8%
Enargite-Tennantite
48%
Tetrahedrite
23%
Other
1%
Elemental Cu Deportment

53
Figura 11: Liberación de partículas de sulfuros de cobre
Fuente: (SGS, 2016)
Figura 12: Asociaciones Mineralógicas para sulfuros de cobre
Fuente: (SGS, 2016)
Free Cu Sulphides
11%
Liberated Cu Sulphides > 80%
9%
Cu Sulphides Mid > 50%
26%
Cu Sulphides Sub-Mid > 20%
20%
Locked Cu Sulphides
34%
Cu Sulphides Liberation
Categories are based on particle area percent:
Free >= 95%; Lib <95% & >= 80%; Midds <80% & >= 50%;
Sub-Midds <50% & >=20%; Locked <20%.
Free Cu Sulphides
11%
Cu Sulphides: Sphalerite
6%
Cu Sulphides: Pyrite
17%
Cu Sulphides: Pb
Sulphides
1%
Cu Sulphides: Hard
Silicates
1%
Cu Sulphides:
Phyllosilicates
1%
Cu Sulphides: Carbonates
2%
Cu Sulphides: Pyrite:
Phyllosilicates…
Cu Sulphides: Pyrite: Carbonates
6%
Complex/Other
44%
Cu Sulphides Association

54
Figura 13: Liberación de enargita-tennantita por Tamaño de partícula
Fuente: (SGS, 2016)
Figura 14: Liberación de tetraedrita por Tamaño de partícula
Fuente: (SGS, 2016)
>=
100µm
>= 75 µm
<100 µm
>= 53 µm
< 75 µm
>= 45 µm
< 53 µm
>= 38 µm
< 45 µm
>= 20 µm
< 38 µm
< 20 µm
Locked Enargite-Tennantite 32.37 4.27 1.07 0.40 0.79 0.56 0.27
Enargite-Tennantite Sub-Mid > 20% 16.41 5.62 2.05 0.66 0.09 0.87 0.44
Enargite-Tennantite Mid > 50% 13.98 4.75 5.99 0.00 0.57 0.96 1.06
Liberated Enargite-Tennantite > 80% 3.48 0.25 0.78 0.01 0.03 0.91 0.33
Free Enargite-Tennantite 0.31 0.00 0.46 0.00 0.00 0.14 0.10
0%
10%
20%
30%
40%
50%
60%
70%
80%
90%
100%
%
Enargite-Tennantite
Mass
In
Sample
Enargite-Tennantite Liberation by Size
>= 100µm
>= 75 µm
<100 µm
>= 53 µm
< 75 µm
>= 45 µm
< 53 µm
>= 38 µm
< 45 µm
>= 20 µm
< 38 µm
< 20 µm
Locked Tetrahedrite 51.94 9.02 2.23 0.08 0.81 0.74 0.61
Tetrahedrite Sub-Mid > 20% 4.02 5.86 1.96 1.33 0.00 0.53 0.59
Liberated Tetrahedrite > 80% 0.00 14.75 0.14 1.65 1.95 0.23 0.36
Free Tetrahedrite 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 1.06 0.13
Tetrahedrite Mid > 50% 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00
0%
10%
20%
30%
40%
50%
60%
70%
80%
90%
100%
%
Tetrahedrite
Mass
In
Sample
Tetrahedrite Liberation by Size

55
Figura 15: Liberación de calcopirita por Tamaño de partícula
Fuente: (SGS, 2016)
Figura 16: Liberación de covelita por Tamaño de partícula
Fuente: (SGS, 2016)
>= 100µm
>= 75 µm
<100 µm
>= 53 µm
< 75 µm
>= 45 µm
< 53 µm
>= 38 µm
< 45 µm
>= 20 µm
< 38 µm
< 20 µm
Locked Chalcopyrite 68.34 7.34 4.14 1.19 0.69 1.28 0.58
Chalcopyrite Sub-Mid > 20% 15.41 0.01 0.00 0.01 0.05 0.12 0.59
Chalcopyrite Mid > 50% 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.17
Free Chalcopyrite 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.04
Liberated Chalcopyrite > 80% 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.03
0%
10%
20%
30%
40%
50%
60%
70%
80%
90%
100%
%
Chalcopyrite
Mass
In
Sample
Chalcopyrite Liberation by Size
>= 100µm
>= 75 µm
<100 µm
>= 53 µm
< 75 µm
>= 45 µm
< 53 µm
>= 38 µm
< 45 µm
>= 20 µm
< 38 µm
< 20 µm
Locked Covellite 62.42 14.75 6.27 1.25 2.57 2.62 1.52
Covellite Sub-Mid > 20% 0.00 0.00 0.00 0.96 1.02 2.57 2.01
Covellite Mid > 50% 0.00 0.20 0.00 0.00 0.00 0.05 1.12
Free Covellite 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.52
Liberated Covellite > 80% 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.15
0%
10%
20%
30%
40%
50%
60%
70%
80%
90%
100%
%
Covellite
Mass
In
Sample
Covellite Liberation by Size

56
5.3.5 Minerales de Plomo
Los contenidos de plomo están relacionados principalmente a la presencia
de Galena (92.59%) y en menor cantidad Geocronita (7.33%).
La Figura 17 y la Figura 18 indican también las cantidades de partículas de
galena liberadas así como las principales asociaciones mineralógicas para
las partículas de galena.
Figura 17: Liberación de partículas de Galena
Fuente: (SGS, 2016)
Free Pb Sulphides
23%
Liberated Pb Sulphides > 80%
6%
Pb Sulphides Mid > 50%
15%
Pb Sulphides Sub-Mid > 20%
17%
Locked Pb Sulphides
39%
Pb Sulphides Liberation
Free >= 95%; Lib <95% & >= 80%; Midds <80% & >= 50%;
Sub-Midds <50% & >=20%; Locked <20%.

57
Figura 18: Asociaciones Mineralógicas para la Galena
Fuente: (SGS, 2016)
La Figura 19 muestra la liberación de las partículas de galena en 5 rangos
de tamaño de partícula.
Figura 19: Liberación de Galena por Tamaño de partícula
Fuente: (SGS, 2016)
Free Pb Sulphides
23%
Pb Sulphides: Sphalerite
18%
Pb Sulphides: Pyrite
3%
Pb Sulphides: Cu sulphides
1%
Pb Sulphides: Sphalerite:
Pyrite
3%
Pb Sulphides: Carbonates
0%
Pb Sulphides: Hard
Silicates
1%
Pb Sulphides:
Phyllosilicates
1%
Complex/Other
50%
Pb Sulphides Association
>= 100µm
>= 75 µm
<100 µm
>= 53 µm
< 75 µm
>= 45 µm
< 53 µm
>= 38 µm
< 45 µm
>= 20 µm
< 38 µm
< 20 µm
Locked Galena 38.11 1.47 0.85 0.30 0.15 0.30 0.08
Galena Sub-Mid > 20% 12.66 0.80 1.49 0.24 0.01 0.51 0.22
Galena Mid > 50% 7.89 1.68 2.23 0.10 0.04 0.48 0.51
Liberated Galena > 80% 1.20 1.75 1.62 0.01 0.61 1.24 0.76
Free Galena 3.56 2.66 7.32 1.56 1.25 4.21 2.14
0%
10%
20%
30%
40%
50%
60%
70%
80%
90%
100%
%
Galena
Mass
In
Sample
Galena Liberation by Size

58
5.3.6 Minerales de zinc
Los contenidos de zinc se deben principalmente a la presencia de
Esfalerita (98.64%) y en menor cantidad por Smithsonita (1.35%).
La Figura 20 muestra la cuantificación de la liberación de las partículas de
esfalerita y la Figura 21, indica las cantidades porcentuales relacionadas a
las asociaciones mineralógicas de la esfalerita con otros minerales.
Figura 20: Liberación de partículas de Esfalerita
Fuente: (SGS, 2016)
Free Sphalerite
40%
Liberated Sphalerite > 80%
18%
Sphalerite Mid > 50%
22%
Sphalerite Sub-Mid > 20%
13%
Sphalerite Locked
7%
Sphalerite Liberation
Free >= 95%; Lib <95% & >= 80%; Midds <80% & >= 50%;
Sub-Midds <50% & >=20%; Locked <20%.

59
Figura 21: Asociaciones Mineralógicas para la esfalerita
Fuente: (SGS, 2016)
La Figura 22 muestra la liberación de la esfalerita en 5 rangos de tamaño
de partícula desde 100 µm hasta las 20 µm.
Figura 22: Liberación de esfalerita por Tamaño de partícula
Fuente: (SGS, 2016)
Free Sphalerite
40%
Sphalerite: Willemite
0%
Sphalerite: Cu Sulphides
2%
Sphalerite: Pyrite
7%
Sphalerite: Pb Sulphides
6%
Sphalerite: Carbonates
6%
Sphalerite: Phyllosilicates
3%
Sphalerite: Hard Silicates
3%
Sphalerite: Pb
Sulphides: Carbonates
2%
Sphalerite: Hard Silicates:
Phyllosilicates
3%
Complex/Others
28%
Sphalerite Association
>= 100µm
>= 75 µm
<100 µm
>= 53 µm
< 75 µm
>= 45 µm
< 53 µm
>= 38 µm
< 45 µm
>= 20 µm
< 38 µm
< 20 µm
Sphalerite Locked 5.85 0.27 0.12 0.04 0.03 0.04 0.02
Sphalerite Sub-Mid > 20% 12.53 0.46 0.16 0.03 0.01 0.10 0.04
Sphalerite Mid > 50% 19.88 1.23 0.47 0.13 0.02 0.16 0.11
Liberated Sphalerite > 80% 15.40 0.89 1.10 0.20 0.09 0.22 0.20
Free Sphalerite 27.88 3.42 3.31 1.53 0.82 2.13 1.07
0%
10%
20%
30%
40%
50%
60%
70%
80%
90%
100%
%
Sphalerite
Mass
In
Sample
Sphalerite Liberation by Size

60
5.3.7 Minerales de hierro
La Figura 23 presentan las principales minerales de hierro identificados en
la muestra. La Figura 24 y la Figura 25 indican también grados de liberación
y asociaciones mineralógicas para las partículas de pirita.
Figura 23: Identificación de minerales de hierro
Fuente: (SGS, 2016)
Figura 24: Liberación de partículas de Pirita
Fuente: (SGS, 2016)
Chalcopyrite
1%
Tetrahedrite
0%
Pyrite
95%
Sphalerite
1%
Andradite
0%
Magnetite-Hematite
1%
Other
2%
Elemental Fe Deportment
Free Pyrite
48%
Liberated Pyrite > 80%
20%
Pyrite Mid > 50%
17%
Pyrite Sub-Mid > 20%
9%
Pyrite Locked
6%
Pyrite Liberation
Free >= 95%; Lib <95% & >= 80%; Midds <80% & >= 50%;
Sub-Midds <50% & >=20%; Locked <20%.

61
Figura 25: Asociaciones Mineralógicas para la Pirita
Fuente: (SGS, 2016)
5.3.8 Imágenes de las principales asociaciones minerales
Las imágenes obtenidas por el método PMA (Particle Mineral Analysis) de
la tecnología QEMSCAN para las principales asociaciones minerales son
mostradas en esta sección ordenados de la siguiente forma:
 Figura 26: Imágenes asociaciones minerales de la esfalerita.
 Figura 27: Imágenes asociaciones minerales de las sulfuros de
cobre.
 Figura 28: Imágenes asociaciones minerales de la galena.
 Figura 29: Imágenes asociaciones minerales de la pirita.
Free Pyrite
48%
Pyrite: Sphalerite
3%
Pyrite: Cu Sulphides
2%
Pyrite: Pb Sulphides
0%
Pyrite: Carbonates
5%
Pyrite: Hard Silicates
6%
Pyrite: Phyllosilicates
11%
Pyrite: Fe-Ti Oxides
0%
Pyrite: Hard Silicates:
Phyllosilicates
6%
Complex/Others
19%
Pyrite Association

62
Figura 26: Imágenes Asociaciones Mineralógicas para la esfalerita
Free Sphalerite
Sphalerite: Cu Sulphides
Sphalerite: Pyrite
Background
Chalcopyrite
Bornite
Chalcocite-Digenite
Covellite
Enargite-Tennantite
Tetrahedrite
Arsenopyrite
Pyrite
Galena
Geocronite
Sphalerite
Quartz
K-Feldspar
Plagioclase/Albite
Epidote
Zircon
Sphene
Andradite
Wollastonite
Willemite
Spessartine
Sericite/Muscovite
Biotite
Chlorites
Clays
Magnetite-Hematite
Rutile
Corundum
Hetaerolite
Calcite
Siderite
Dolomite
Kutnohorite
Gypsum
Jarosite
Apatite/Monazite
Crandallite
Gorceixite
Woodhouseite
Fluorite
Other

63
Sphalerite: Willemite
Sphalerite: Pb Sulphides
Sphalerite: Carbonates
Sphaletite: Phyllosilicates
Background
Chalcopyrite
Bornite
Chalcocite-Digenite
Covellite
Enargite-Tennantite
Tetrahedrite
Arsenopyrite
Pyrite
Galena
Geocronite
Sphalerite
Quartz
K-Feldspar
Plagioclase/Albite
Epidote
Zircon
Sphene
Andradite
Wollastonite
Willemite
Spessartine
Sericite/Muscovite
Biotite
Chlorites
Clays
Magnetite-Hematite
Rutile
Corundum
Hetaerolite
Calcite
Siderite
Dolomite
Kutnohorite
Gypsum
Jarosite
Apatite/Monazite
Crandallite
Gorceixite
Woodhouseite
Fluorite
Other

64
Sphalerite: Hard Silicates
Sphalerite: Pb Sulphides: Carbonates
Sphalerite: Hard Silicates: Phyllosilicates
Complex/Others
Fuente: (SGS, 2016)
Background
Chalcopyrite
Bornite
Chalcocite-Digenite
Covellite
Enargite-Tennantite
Tetrahedrite
Arsenopyrite
Pyrite
Galena
Geocronite
Sphalerite
Quartz
K-Feldspar
Plagioclase/Albite
Epidote
Zircon
Sphene
Andradite
Wollastonite
Willemite
Spessartine
Sericite/Muscovite
Biotite
Chlorites
Clays
Magnetite-Hematite
Rutile
Corundum
Hetaerolite
Calcite
Siderite
Dolomite
Kutnohorite
Gypsum
Jarosite
Apatite/Monazite
Crandallite
Gorceixite
Woodhouseite
Fluorite
Other

65
Figura 27: Imágenes Asociaciones Mineralógicas para los sulfuros
de cobre
Free Cu Sulphides
Cu Sulphides: Pyrite
Cu Sulphides: Sphalerite
Cu Sulphides: Pb Sulphides
Background
Chalcopyrite
Bornite
Chalcocite-Digenite
Covellite
Enargite-Tennantite
Tetrahedrite
Arsenopyrite
Pyrite
Galena
Geocronite
Sphalerite
Quartz
K-Feldspar
Plagioclase/Albite
Epidote
Zircon
Sphene
Andradite
Wollastonite
Willemite
Spessartine
Sericite/Muscovite
Biotite
Chlorites
Clays
Magnetite-Hematite
Rutile
Corundum
Hetaerolite
Calcite
Siderite
Dolomite
Kutnohorite
Gypsum
Jarosite
Apatite/Monazite
Crandallite
Gorceixite
Woodhouseite
Fluorite
Other

66
Cu Sulphides: Hard Silicates
Cu Sulphides: Phyllosilicates
Cu Sulphides: Carbonates
Cu Sulphides: Pyrite: Phyllosilicates
Background
Chalcopyrite
Bornite
Chalcocite-Digenite
Covellite
Enargite-Tennantite
Tetrahedrite
Arsenopyrite
Pyrite
Galena
Geocronite
Sphalerite
Quartz
K-Feldspar
Plagioclase/Albite
Epidote
Zircon
Sphene
Andradite
Wollastonite
Willemite
Spessartine
Sericite/Muscovite
Biotite
Chlorites
Clays
Magnetite-Hematite
Rutile
Corundum
Hetaerolite
Calcite
Siderite
Dolomite
Kutnohorite
Gypsum
Jarosite
Apatite/Monazite
Crandallite
Gorceixite
Woodhouseite
Fluorite
Other

67
Cu Sulphides: Pyrite: Carbonates
Complex/Others
Fuente: (SGS, 2016)
Background
Chalcopyrite
Bornite
Chalcocite-Digenite
Covellite
Enargite-Tennantite
Tetrahedrite
Arsenopyrite
Pyrite
Galena
Geocronite
Sphalerite
Quartz
K-Feldspar
Plagioclase/Albite
Epidote
Zircon
Sphene
Andradite
Wollastonite
Willemite
Spessartine
Sericite/Muscovite
Biotite
Chlorites
Clays
Magnetite-Hematite
Rutile
Corundum
Hetaerolite
Calcite
Siderite
Dolomite
Kutnohorite
Gypsum
Jarosite
Apatite/Monazite
Crandallite
Gorceixite
Woodhouseite
Fluorite
Other

68
Figura 28: Imágenes Asociaciones Mineralógicas para la galena
Free Pb Sulphides
Pb Sulphides: Sphalerite
Pb Sulphides: Pyrite
Pb Sulphides: Cu Sulphides
Pb Sulphides: Sphalerite:Pyrite
Background
Chalcopyrite
Bornite
Chalcocite-Digenite
Covellite
Enargite-Tennantite
Tetrahedrite
Arsenopyrite
Pyrite
Galena
Geocronite
Sphalerite
Quartz
K-Feldspar
Plagioclase/Albite
Epidote
Zircon
Sphene
Andradite
Wollastonite
Willemite
Spessartine
Sericite/Muscovite
Biotite
Chlorites
Clays
Magnetite-Hematite
Rutile
Corundum
Hetaerolite
Calcite
Siderite
Dolomite
Kutnohorite
Gypsum
Jarosite
Apatite/Monazite
Crandallite
Gorceixite
Woodhouseite
Fluorite
Other

69
Pb Sulphides: Carbonates
Pb Sulphides: Hard Silicates
Pb Sulphides: Phyllosilicates
Complex/Others
Fuente: (SGS, 2016)
Background
Chalcopyrite
Bornite
Chalcocite-Digenite
Covellite
Enargite-Tennantite
Tetrahedrite
Arsenopyrite
Pyrite
Galena
Geocronite
Sphalerite
Quartz
K-Feldspar
Plagioclase/Albite
Epidote
Zircon
Sphene
Andradite
Wollastonite
Willemite
Spessartine
Sericite/Muscovite
Biotite
Chlorites
Clays
Magnetite-Hematite
Rutile
Corundum
Hetaerolite
Calcite
Siderite
Dolomite
Kutnohorite
Gypsum
Jarosite
Apatite/Monazite
Crandallite
Gorceixite
Woodhouseite
Fluorite
Other

70
Figura 29: Imágenes Asociaciones Mineralógicas para la pirita
Free Pyrite
Pyrite: Sphalerite
Pyrite: Cu Sulphides
Pyrite: Pb Sulphides
Background
Chalcopyrite
Bornite
Chalcocite-Digenite
Covellite
Enargite-Tennantite
Tetrahedrite
Arsenopyrite
Pyrite
Galena
Geocronite
Sphalerite
Quartz
K-Feldspar
Plagioclase/Albite
Epidote
Zircon
Sphene
Andradite
Wollastonite
Willemite
Spessartine
Sericite/Muscovite
Biotite
Chlorites
Clays
Magnetite-Hematite
Rutile
Corundum
Hetaerolite
Calcite
Siderite
Dolomite
Kutnohorite
Gypsum
Jarosite
Apatite/Monazite
Crandallite
Gorceixite
Woodhouseite
Fluorite
Other

71
Pyrite: Carbonates
Pyrite: Hard Silicates
Pyrite: Phyllosilicates
Pyrite: Fe-Ti Oxides
Background
Chalcopyrite
Bornite
Chalcocite-Digenite
Covellite
Enargite-Tennantite
Tetrahedrite
Arsenopyrite
Pyrite
Galena
Geocronite
Sphalerite
Quartz
K-Feldspar
Plagioclase/Albite
Epidote
Zircon
Sphene
Andradite
Wollastonite
Willemite
Spessartine
Sericite/Muscovite
Biotite
Chlorites
Clays
Magnetite-Hematite
Rutile
Corundum
Hetaerolite
Calcite
Siderite
Dolomite
Kutnohorite
Gypsum
Jarosite
Apatite/Monazite
Crandallite
Gorceixite
Woodhouseite
Fluorite
Other

72
Pyrite: Hard Silicates: Phyllosilicates
Complex/Others
Fuente: (SGS, 2016)
Background
Chalcopyrite
Bornite
Chalcocite-Digenite
Covellite
Enargite-Tennantite
Tetrahedrite
Arsenopyrite
Pyrite
Galena
Geocronite
Sphalerite
Quartz
K-Feldspar
Plagioclase/Albite
Epidote
Zircon
Sphene
Andradite
Wollastonite
Willemite
Spessartine
Sericite/Muscovite
Biotite
Chlorites
Clays
Magnetite-Hematite
Rutile
Corundum
Hetaerolite
Calcite
Siderite
Dolomite
Kutnohorite
Gypsum
Jarosite
Apatite/Monazite
Crandallite
Gorceixite
Woodhouseite
Fluorite
Other

73
5.3.9 Análisis Metalúrgico de la Caracterización Mineralógica
De la cuantificación de la liberación de partículas y de las principales
asociaciones mineralógicas de los minerales de plomo, cobre, zinc se
resalta lo siguiente:
 Alta cantidad de pirita (28.30%) como principal componente de
ganga para el proceso de flotación la cual requerirá una correcta
dosificación de reactivos depresores en el circuito bulk.
 Alta cantidad de partículas de sulfuros de plomo y cobre
encapsulados o diseminados (Locked Pb Sulphides 39%, Locked
Cu Sulphides 34%), y asociaciones mineralógicas Pb-Zn, Cu-Zn,
Cu-Fe que demandaría aplicar remolienda a tamaños de partícula
P80 menor a 53 µm al concentrado rougher bulk Cu-Pb y al
concentrado rougher zinc para liberación de partículas y lograr
calidades de concentrados comerciables.
 También se aprecia considerables cantidad de asociaciones
complejas de la galena (50%) y de sulfuros de cobre (44%) que
limitarían la recuperación del plomo y cobre en el proceso.
 Para el zinc no se presentaría dificultad para su recuperación
metalúrgica dada la apreciable cantidad de partículas libres y
cantidades pequeñas de partículas encapsuladas o en asociaciones
complejas.

74
CAPITULO VI: PRUEBAS EXPERIMENTALES
Se realizó pruebas de concentración por flotación con la muestra
representativa debido a que las especies mineralógicas en la que se
presentan el cobre (principalmente calcopirita, tennantita y tetraedrita),
plomo (galena y geocronita), zinc (esfalerita) son factibles de separarlos
selectivamente por medio de la concentración por flotación. El objetivo
principal para estas pruebas fue definir las condiciones de operación para
lograr la mayor recuperación y concentrados de calidades comerciables de
cobre, plomo y zinc, evaluando las variables más influyentes en la flotación
de estos minerales complejos.
6.1Pruebas de Flotación Rougher.
Estas pruebas se desarrollaron siguiendo los procesos que se describen
en el diagrama de flujos de la Figura 30, el cual consiste básicamente en
dos circuitos de flotación que se describen brevemente a continuación:
Circuito bulk Cu-Pb: En donde los minerales de plomo y cobre son flotados
para la obtención de un concentrado bulk Cu-Pb y deprimiéndose los
minerales de zinc.
Circuito zinc: Donde luego de activar con CuSO4 los minerales deprimidos
de zinc estos son flotados para producir un concentrado de zinc.

75
Figura 30: Diagrama de flujo para Pruebas de Flotación Rougher
Fuente: Elaboración propia
Se realizaron 9 pruebas de flotación para el circuito bulk Cu-Pb, según se
detalla en la matriz de pruebas del Cuadro N° 9, con el fin de determinar la
influencia de las siguientes variables en la depresión de los minerales de
zinc y en la recuperación del cobre y plomo en el concentrado bulk Cu-Pb:
 Test 1 al Test 3: Influencia de la dosificación de reactivos depresores
de esfalerita (NaCN y ZnSO4), realizando la flotación a pH 8.5.
 Test 4 al Test 6: Influencia de la dosificación de reactivos depresores
de esfalerita (NaCN y ZnSO4), realizando la flotación a pH 9.5.
 Test 7 al Test 9: Influencia del tamaño de molienda P80 en la
recuperación de cobre y plomo en el concentrado bulk Cu-Pb.

76
Cuadro N° 9: Pruebas Flotación Rougher Circuito bulk Cu-Pb
Prueba
Condiciones Operativas Dosificación Reactivos, g/t
P80, um pH Pulpa
Tiempo de
Flot, min
ZnSO4 NaCN Z-11 AP-3418 MIBC
Test 1 100 8.5 5 400 75 12 15 25
Test 2 100 8.5 5 400 100 12 0 25
Test 3 100 8.5 5 500 125 12 0 25
Test 4 100 9.5 5 500 125 12 0 25
Test 5 100 9.5 6 400 100 0 12 15
Test 6 100 9.5 6 400 150 12 0 15
Test 7 125 9.5 6 400 100 12 0 15
Test 8 75 9.5 6 400 100 12 0 15
Test 9 100 9.5 6 400 100 12 0 20
Por otra parte, las condiciones propuestas para las pruebas de flotación en
el circuito zinc, se detallan en la Cuadro N° 10. Se establecieron un total de
4 pruebas de flotación para la obtención de un concentrado rougher de zinc
a partir de la flotación de los relaves del circuito bulk Cu-Pb, evaluando la
influencia de las variables como dosificación de CuSO4 y Z-11 en la
recuperación del zinc.
Cuadro N° 10: Pruebas Rougher Circuito zinc
Prueba
pH zinc
Tiempo de
Flot, min
CuSO4 Z-11 MIBC
Test 1 11 8 100 17 25
Test 2 11 8 160 7 25
Test 3 11 8 110 7 25
Test 9 11 8 160 5 15

77
6.2 Resultados de las pruebas de Flotación Rougher
6.2.1 Circuito bulk Cu-Pb
El Cuadro N° 11 presenta las respuestas de calidad de concentrado y
recuperación para el cobre, plomo, zinc y hierro en el concentrado bulk Cu-
Pb, donde la mejor respuesta metalúrgica se obtienen en la prueba Test 9,
con recuperaciones de 77.10% y 90.29% para el cobre y plomo
respectivamente. Las leyes obtenidas en este bulk Cu-Pb fueron 3.54 %
en cobre, 14.77 % en plomo, 12.69% en zinc y 13% en hierro.
Cuadro N° 11: Resultados Pruebas de Flotación Rougher Circuito
bulk Cu-Pb
Prueba
Circuito bulk Cu-Pb
Ratio
Conc.
Ley
Cu, %
Rec.
Cu, %
Ley
Pb, %
Rec.
Pb, %
Ley
Zn, %
Rec.
Zn, %
Ley
Fe, %
Rec.
Fe, %
Test 1 15.16 3.59 82.76 15.08 92.09 17.44 37.71 10.31 5.57
Test 2 25.95 4.11 70.45 19.19 87.15 13.21 17.26 11.51 3.68
Test 3 23.70 4.26 71.09 19.31 88.55 11.41 16.15 11.11 3.88
Test 4 26.76 3.85 55.67 21.90 87.63 11.33 14.05 9.52 2.82
Test 5 21.02 3.68 72.42 17.21 90.52 12.57 20.67 10.89 4.92
Test 6 24.91 4.16 67.18 20.61 88.68 11.07 15.16 10.34 3.58
Test 7 25.73 3.94 64.16 19.72 85.98 13.41 18.49 9.81 3.64
Test 8 25.46 4.53 67.30 21.39 88.83 10.68 13.92 10.25 3.33
Test 9 17.63 3.54 77.10 14.77 90.29 11.97 22.05 12.69 5.81
6.2.2 Circuito zinc
El Cuadro N° 12 sintetiza los resultados de leyes y recuperaciones en el
circuito zinc; se observa recuperaciones mayores al 75% con leyes de zinc
alrededor del 30% obtenido en este concentrado rougher. Si bien los
resultados entre las pruebas Test 2 y Test 3 son similares, se considera la
prueba Test 3 la de mejor respuesta metalúrgica por presentar menor
contenido de hierro, plomo y cobre.

78
Cuadro N° 12: Resultados Flotación Rougher/Scavenger Circuito zinc
Prueba
Circuito zinc
Ratio
Conc.
Ley
Cu,
%
Rec.
Cu,
%
Ley
Pb,
%
Rec.
Pb,
%
Ley
Zn,
%
Rec.
Zn,
%
Ley
Fe,
%
Rec.
Fe,
%
Test 1 14.56 0.31 7.56 0.36 2.30 26.41 59.45 8.48 4.77
Test 2 13.48 0.47 15.34 0.63 5.53 31.70 79.73 8.79 5.41
Test 3 12.94 0.48 14.62 0.45 3.79 29.97 77.65 7.81 4.99
Test 9 12.55 0.38 11.63 0.48 4.12 29.26 75.71 8.24 5.30
6.3Evaluación de la Cinética de Flotación.
Establecido las mejores valores de las variables para la flotación rougher
de los circuitos bulk Cu-Pb y zinc, se procedió a la realización de pruebas
cinéticas de flotación que permitieron determinar el tiempo óptimo de
flotación para ambos circuitos de flotación.
La Figura 31 y la Figura 32 presentan el diagrama de flujo para la ejecución
de estas pruebas en cada circuito de flotación mencionado.

79
Figura 31: Prueba Cinética de Flotación Circuito bulk Cu-Pb

80
Cuadro N° 13: Balance Metalúrgico Cinética Rougher Bulk
Producto
Peso (g) Ley Cu, % Ley Pb, % Ley Zn (%) Ley Fe (%) Recuperación Acumulada (%)
Parcial Acum. Parcial Acum. Parcial Acum. Parcial Acum. Parcial Acum. Peso Cu Pb Zn Fe
Alimentación 1000.00 993.87 0.25 0.25 0.93 0.93 3.11 3.11 12.76 12.76 100.0 100.0 100.0 100.0 100.0
Concentrado
Bulk 1 min
26.56 26.56 5.24 5.24 25.87 25.87 15.20 15.20 9.35 9.35 2.67 55.39 74.19 13.08 1.96
Concentrado
Bulk 2 min
12.43 38.99 2.69 4.43 8.68 20.39 12.51 14.34 14.14 10.88 3.92 68.70 85.84 18.12 3.34
Concentrado
Bulk 4 min
9.91 48.90 1.18 3.77 2.91 16.85 13.69 14.21 14.28 11.57 4.92 73.35 88.95 22.51 4.46
Concentrado
Bulk 6 min
7.26 56.16 0.61 3.36 1.35 14.84 10.53 13.73 12.24 11.65 5.65 75.12 90.01 24.99 5.16
Concentrado
Bulk 8 min
4.88 61.04 0.42 3.13 0.92 13.73 8.46 13.31 11.32 11.63 6.14 75.93 90.49 26.32 5.60
Concentrado
Bulk 12 min
7.17 68.21 0.30 2.83 0.66 12.36 6.07 12.55 9.83 11.44 6.86 76.79 91.00 27.73 6.15
Relave 925.66 925.66 0.06 0.06 0.09 0.09 2.41 2.41 12.86 12.86 93.14 23.21 9.00 72.27 93.85

81
Figura 32 Prueba Cinética de Flotación Circuito zinc

82
Cuadro N° 14: Balance Metalúrgico Cinética Rougher Zinc
Producto
Peso (g) Cu (%) Pb (%) Zn (%) Fe (%) Recuperación Acumulada (%)
Parcial Acum. Parcial Acum. Parcial Acum. Parcial Acum. Parcial Acum. Peso Cu Pb Zn Fe
Alimentación
990.28 990.28 0.27 0.27 0.93 0.93 3.03 3.03 13.04 13.04 100.0 100.0 100.0 100.0 100.0
Concentrado
Zn 1 min 37.09 37.09 0.47 0.47 0.39 0.39 42.76 42.76 5.55 5.55 3.75 6.63 1.58 52.77 1.59
Concentrado
Zn 2 min 13.97 51.06 0.37 0.44 0.42 0.40 28.08 38.74 7.59 6.11 5.16 8.59 2.22 65.83 2.42
Concentrado
Zn 4 min 16.51 67.57 0.27 0.40 0.38 0.39 10.19 31.77 9.23 6.87 6.82 10.29 2.90 71.43 3.60
Concentrado
Zn 6 min 8.64 76.21 0.29 0.39 0.36 0.39 6.33 28.88 9.99 7.22 7.70 11.24 3.24 73.25 4.26
Concentrado
Zn 8 min 7.09 83.30 0.31 0.38 0.37 0.39 5.35 26.88 10.38 7.49 8.41 12.08 3.53 74.51 4.83
Concentrado
Zn 12 min 11.56 94.86 0.25 0.37 0.33 0.38 3.40 24.02 10.60 7.87 9.58 13.18 3.95 75.82 5.78
Relave
845.39 845.39 0.03 0.03 0.06 0.06 0.13 0.13 13.71 13.71 85.37 10.93 5.54 3.66 89.78

83
6.4Evaluación de Flotación Circuito Abierto (TCA).
Establecido el tiempo y las mejores condiciones para la flotación rougher,
se experimentó con las condiciones de limpieza en esquema de flotación en
Circuito Abierto de la Figura 33 aplicado a los concentrados rougher bulk Cu-
Pb y de zinc, donde se evaluó las variables de remolienda y también la adición
de reactivos en esta etapa.

84
Figura 33: Esquema de Prueba de Flotación, TCA

85
Las condiciones para las pruebas de flotación TCA se presentan en el Cuadro
N° 15 y en el Cuadro N° 16, tanto para el circuito bulk Cu-Pb y el circuito de
zinc respectivamente.
Cuadro N° 15: Pruebas de Flotación TCA – Circuito bulk Cu-Pb
Prueba
P80,
µm
pH
Flot.
N° Etapas
Limpieza
ZnSO4 NaCN MIBC
1 63 9 2 0 0 10
2 45 9 2 0 0 10
3 35 9 3 200 20 20
Cuadro N° 16: Pruebas de Flotación TCA – Circuito zinc
Prueba
Condiciones Operativas
Dosificación Reactivos Circuito
zinc, g/t
P80,
um
pH
Flot.
N° Etapas
Limpieza
CuSO4 Z-11 MIBC
1 77 11.5 3 0 0 20
2 45 11.5 3 0 0 20
6.5 Resultados de las Pruebas de Flotación TCA
El Cuadro N° 17 presenta las respuestas de grado y recuperación de plomo y
zinc en el concentrado final bulk Cu-Pb, se observa que la mejor respuesta
metalúrgica se obtienen en la prueba 3, cuyo concentrado presenta leyes de
45.73 % de plomo y 8.02 % de zinc.
En el Cuadro N° 11 se aprecia que la recuperación de plomo fue de 90 %,
lograda en la etapa rougher la cual disminuye a 67.13% luego de realizar las
3 etapas de limpieza. También la cantidad de zinc desplazado al concentrado
bulk Cu-Pb en la etapa rougher, disminuye de 23% a 3.33% con las 3 etapas
de limpieza realizadas.

86
Cuadro N° 17: Resultados Pruebas de Flotación TCA – Circuito bulk Cu-
Pb
Prueba
Conc. Cleaner 3 - Circuito bulk Cu-Pb
Ratio
Concentración
Ley Pb,
%
Rec. Pb,
%
Ley Zn,
%
Rec. Zn,
%
TCA-1 36.79 26.90 79.50 15.58 14.04
TCA-2 37.22 26.88 81.20 16.60 14.76
TCA-3 80.85 45.73 67.13 8.02 3.33
6.5.2 Circuito de zinc
El Cuadro N° 18 presenta las respuestas de grado y recuperación de plomo y
zinc en el concentrado zinc sometido a 3 etapas de limpieza, la mejor
respuesta metalúrgica se obtiene en la prueba 2, logrando una recuperación
de zinc de 70.87 % y un grado de zinc de 54.58 %.
Cuadro N° 18: Resultados Pruebas de Flotación TCA – Circuito zinc
Prueba
Conc. Cleaner 3 - Circuito zinc
Ratio
Concentración
Ley Pb,
%
Rec. Pb,
%
Ley Zn,
%
Rec. Zn,
%
TCA-1 28.43 0.47 1.80 55.19 64.36
TCA-2 25.49 0.99 4.35 54.58 70.87
6.6Prueba de Flotación en Ciclo Cerrado TCC
Esta prueba se proyectó para definir los grados y recuperaciones tanto en el
concentrado final bulk Cu-Pb y en el concentrado de zinc, como también
obtener los ratios de concentración final incorporando la influencia de la
recirculación de las cargas circulantes o Middlings del proceso, simulando una
operación continua del proceso de acuerdo al diagrama de flujo planteado en
la Figura 34.

87
El desarrollo de la prueba comprendió la ejecución de seis ciclos de operación
(Cuadro N° 19) donde se considera que el proceso alcanza condiciones de
estabilidad en los últimos 3 ciclos, a partir del cual se determina el balance
metalúrgico proyectado del proceso a nivel industrial.
Figura 34: Diagrama de flujo de Prueba de Flotación en Circuito Cerrado
Rougher Bulk
V
V
V
V
V
V
V
MOLIENDA
1 kg MINERAL
MALLA 10 ASTM
Cleaner-1Bulk
ACOND. BULK
pH: 8.5
Z-11: 12 g/t
Tiempo:2min
MIBC: 20g/t
V
V
V
V
V
V
V
Cleaner-2Bulk
Cleaner-3Bulk
Cl-SCV Bulk
Rougher Zn
Cleaner-1Zn
V
V
V
V
V
V
V
Cleaner-2Zinc
Cleaner-3Zinc
Cl-SCV Zn
MOLIENDA
ZnSO4: 400 g/t
NaCN: 100 g/t
Tiempo:650 seg
P80: 100 um
FLOT. BULK
pH: 8.5
Tiempo:6 min
REMOLIENDA. BULK
Tiempo: 38 seg
P80: 35 um
FLOT. CL-1 BULK
pH: 8.5
ZnSO4: 100 g/t
NaCN: 10 g/t
MIBC: 5 g/t
Tiempo: 4 min
FLOT. CL-2 BULK
pH: 8.5
ZnSO4: 50 g/t
NaCN: 5 g/t
MIBC: 5 g/t
Tiempo:3 min
FLOT. CL-3 BULK
pH: 8.5
ZnSO4: 50 g/t
NaCN: 5 g/t
MIBC: 5 g/t
Tiempo: 2 min
CONC.
BULK
ACOND. Zn
CuSO4: 110 g/t
Z-11: 5 g/t
MIBC: 20g/t
Tiempo: 2min
FLOT. BULK
pH: 11
Tiempo: 8 min
REMOLIENDA. Zn
Tiempo: 38 seg
Tiempo: 6 min
P80: 35 um
FLOT. CL-1 Zn
pH: 11.5
MIBC: 10 g/t
FLOT. CL-2 Zn
pH: 11.5
MIBC: 10 g/t
Tiempo: 6 min
FLOT. CL-3 Zn
pH: 11.5
MIBC: 10 g/t
Tiempo:6 min
FLOT. CL-SCV Zn
pH: 11.5
CuSO4: 5 g/t
MIBC: 5 g/t
Tiempo: 6 min
FLOT. CL-SCV BULK
pH: 8.5
ZnSO4: 50 g/t
NaCN: 5 g/t
MIBC: 5 g/t
Tiempo: 2 min
RELAVE
GENERAL
CONC.
ZINC

88
Cuadro N° 19: Resultados Pesos y Leyes – Prueba de Ciclo Cerrado
Product
Peso Ley
g % Pb, % Cu,% Zn,% Fe,% Ag, g/t As, %
1 Conc. Cu-Pb Ciclo 1 13.66 0.23 46.71 9.12 7.14 5.14 3092.42 3.090
2 Conc. Cu-Pb Ciclo 2 20.33 0.34 37.34 9.18 9.96 7.63 2818.27 3.060
3 Conc. Cu-Pb Ciclo 3 17.79 0.30 37.92 8.96 9.99 7.56 2860.30 2.960
4 Conc. Cu-Pb Ciclo 4 21.56 0.36 38.11 8.26 10.50 7.82 2605.06 2.660
5 Conc. Cu-Pb Ciclo 5 23.61 0.39 37.17 7.19 11.33 8.12 2418.50 2.190
6 Conc. Cu-Pb Ciclo 6 21.83 0.36 36.95 7.53 11.11 8.18 2467.44 2.460
7 Cola Cleaner 3 Cu-Pb 7.10 0.12 8.44 6.33 19.69 14.18 1271.87 1.750
8 Cola Cleaner 2 Cu-Pb 12.40 0.21 5.62 4.98 19.14 15.41 951.46 1.360
9 Conc Cleaner Scavenger Cu-Pb 12.70 0.21 9.13 5.27 16.62 16.50 1097.96 1.350
10 Conc. Zn Ciclo 1 23.00 0.38 0.78 0.72 58.29 3.48 118.35 0.057
11 Conc. Zn Ciclo 2 48.70 0.81 0.90 0.74 58.88 3.04 144.71 0.081
12 Conc. Zn Ciclo 3 44.10 0.74 0.87 0.70 57.90 3.27 134.15 0.064
13 Conc. Zn Ciclo 4 43.90 0.73 0.80 0.84 57.57 3.96 141.96 0.075
14 Conc. Zn Ciclo 5 43.20 0.72 1.16 0.85 57.77 3.67 165.09 0.110
15 Conc. Zn Ciclo 6 44.50 0.74 2.08 1.44 58.06 4.14 302.92 0.290
16 Cola Cleaner 3 Zn 3.50 0.06 1.89 0.87 35.11 10.63 212.43 0.210
17 Cola Cleaner 2 Zn 15.40 0.26 2.15 0.67 32.74 11.16 187.13 0.180
18 Conc Cleaner Scavenger Zn 9.40 0.16 2.44 0.58 31.70 13.39 186.67 0.170
19 Cola Cleaner Scavenger Zn 30.90 0.52 0.29 0.11 1.02 13.06 29.17 0.056
20 Relave Rougher Zn 903.12 15.08 0.075 0.038 0.120 13.230 10.180 0.031
21 Relave General Ciclo 1 906.72 15.14 0.067 0.037 0.170 13.760 9.990 0.031
Cabeza Calculada 5988.67 100.00 0.93 0.27 3.00 12.92 76.34 0.096
Cabeza Ensayada 6000.00 0.96 0.27 3.14 12.05 72.80 0.085

89
6.7Separación de Concentrados de cobre y plomo.
Dado que en el concentrado final bulk Cu-Pb el contenido de plomo es mayor
en relación al cobre, se evaluó la obtención de concentrados independientes
de plomo y de cobre mediante la flotación selectiva de los minerales de cobre.
El diagrama de flujo de la Figura 35, ha consistido básicamente en evaluar las
variables de dosificación de las mezclas RCS (Composición: Dicromato de
potasio, CMC, Fosfato Mono sódico en proporción: 60:20:20) y BCS
(Composición: Bisulfito de Sodio, CMC, Fosfato Mono sódico en proporción:
60:20:20) para la depresión de los minerales de plomo también se evaluó la
acción de los colectores: Z 11, AP 5100 (marca Cytec), MX 3894 (marca Cytec)
para la flotación selectiva de los minerales de cobre.
Figura 35: Esquema Pruebas de Flotación Separación Cu-Pb

90
Se detalla las pruebas en la Cuadro N° 20 para la realización de las pruebas
de separación.
Cuadro N° 20: Pruebas de Flotación Etapa Separación Cu-Pb
Prueba
Condición Operativas Dosificación Reactivos, g/t* - Separación Cu-Pb
Tiempo,
min
pH Flot.
Carbón
Activado,
Mezcla
RCS
Mezcla
BCS
Colector
Z-11
Colector
3894
Colector
5100
MIBC
P-6 7 Natural 133.33 93.3 0 0 6 0 6.67
P-9 7 Natural 216.67 66.7 0 10 0 0 8.33
P-11 7 Natural 216.67 83.3 0 0 8.56 0 6.67
P-12 7 Natural 233.33 0 60 0 0 10 13.33
* Dosificación en base a la cabeza general
El Cuadro N° 21 resume las características del concentrado bulk Cu-Pb a partir
del cual se realizó las pruebas de separación. La ley promedio de cobre es de
7.77% mientras la ley de plomo en el concentrado bulk Cu-Pb varia de 32 % a
40 %. Asimismo, el contenido de zinc en el bulk Cu-Pb es 9.72 % en promedio
adecuado para la separación.
Cuadro N° 21: Bulk Cu-Pb Alimentación Circuito Separación
Prueba
Leyes Conc. bulk Cu-Pb Cleaner 3 Recuperación Rougher bulk Cu-Pb
Ley Cu,
%
Ley Pb,
%
Ley Zn,
%
Ley Fe,
%
Rec. Cu,
%
Rec. Pb,
%
Rec. Zn,
%
Rec. Fe,
%
P-6 7.52 32.18 12.28 8.7 78.33 89.90 25.07 5.12
P-9 7.64 35.57 8.96 6.81 72.41 86.51 19.05 4.94
P-11 7.99 43.12 8.44 6.17 76.79 90.19 22.95 5.20
P-12 7.92 40.90 9.21 5.90 77.92 88.76 19.63 4.35
Promedio 7.77 37.94 9.72 6.90 76.36 88.84 21.68 4.90
En el Cuadro N° 22 y en el Cuadro N° 23 se resume los resultados de leyes y
recuperaciones en la obtención de los concentrados individuales de cobre y

91
plomo como productos de la separación. Para la evaluación de los resultados
solo se consideró la etapa de flotación rougher de los minerales de cobre, por
los buenos resultados alcanzados en esta etapa.
Cuadro N° 22: Concentrado cobre –Separación Cu-Pb
Prueba
Circuito Separación Cu-Pb - Conc. Rougher Cu
Ley
Cu,
%
Rec.
Parcial
Cu, %
Rec.
Global
Cu, %
Ley
Pb,
%
Rec.
Parcial
Pb, %
Rec.
Global
Pb, %
Ley
Zn,
%
Rec.
Parcial
Zn, %
Rec.
Global
Zn, %
Ley
Fe,
%
Rec.
Parcial
Fe, %
Rec.
Global
Fe, %
P-6 22.67 83.24 53.22 7.64 6.55 5.20 6.47 14.54 1.20 12.19 38.67 0.51
P-9 21.43 90.79 47.65 10.7 9.74 7.41 5.93 21.41 1.02 10.25 48.68 0.42
P-11 24.75 75.88 38.61 10.45 5.93 4.59 6.02 17.48 0.70 7.79 30.89 0.23
P-12 25.55 95.47 44.95 9.09 6.58 4.48 6.02 19.35 0.85 8.18 40.97 0.26
Cuadro N° 23: Concentrado Plomo –Separación Cu-Pb
Prueba
Circuito Separación Cu-Pb - Conc. Pb
Ley
Cu,
%
Rec.
Parcial
Cu, %
Rec.
Global
Cu, %
Ley
Pb,
%
Rec.
Parcial
Pb, %
Rec.
Global
Pb, %
Ley
Zn,
%
Rec.
Parcial
Zn, %
Rec.
Global
Zn, %
Ley
Fe,
%
Rec.
Parcial
Fe, %
Rec.
Global
Fe, %
P-6 1.74 16.76 10.71 41.54 93.45 74.17 14.5 85.46 7.02 7.37 61.33 0.82
P-9 1.04 9.21 4.83 47.47 90.26 68.64 10.41 78.59 3.73 5.17 51.32 0.44
P-11 2.55 24.12 12.27 53.71 94.07 72.84 9.22 82.52 3.31 5.65 69.11 0.51
P-12 0.51 4.53 2.13 54.27 93.42 63.59 10.55 80.65 3.55 4.95 59.03 0.38

92
6.8Modelamiento Matemático de la Flotación.
La Figura 36 muestra los resultados de la prueba P-12 donde se obtuvieron
los mejores resultados para la separación Cu-Pb.
Figura 36: Resultados prueba de ciclo en ciclo abierto
Masa Pb Cu Zn Fe Masa Pb Cu Zn Fe
100.00 0.85 0.24 2.94 13.09 95.04 0.10 0.06 2.49 13.17
- 100.00 100.00 100.00 100.00 11.24 22.08 80.37 95.65
4.96 15.14 3.72 11.66 11.49 2.18 0.17 0.40 10.67 13.63
88.76 77.92 19.63 4.35 0.45 3.66 7.91 2.27
Masa Pb Cu Zn Fe
2.57 28.39 6.71 12.10 9.24 Masa Pb Cu Zn Fe
86.10 72.67 10.54 1.81 0.21 8.89 1.80 16.57 16.73
2.21 1.60 1.18 0.27
Masa Pb Cu Zn Fe
Masa Pb Cu Zn Fe 1.93 35.71 7.92 10.21 7.52
0.64 6.15 3.03 17.84 14.45 81.48 64.53 6.69 1.11
4.62 8.14 3.85 0.70
Masa Pb Cu Zn Fe
Masa Pb Cu Zn Fe 0.52 21.72 7.91 12.90 11.87
1.41 40.90 7.92 9.21 5.90 13.41 17.45 2.29 0.47
68.07 47.08 4.40 0.64
Masa Pb Cu Zn Fe
Masa Pb Cu Zn Fe 0.99 54.27 0.51 10.55 4.95
0.42 9.09 25.55 6.02 8.18 63.59 2.13 3.55 0.37
4.48 44.94 0.85 0.26
Masa Pb Cu Zn Fe
0.02 34.94 5.18 6.33 10.37
Masa Pb Cu Zn Fe 0.72 0.38 0.04 0.01
0.40 7.97 26.44 6.01 8.08
3.76 44.56 0.81 0.25
Masa Pb Cu Zn Fe
Distr
-
Leyenda
Ley
Distribución
Alimento
Conc.
Cu-Pb
Conc.
Cu
Conc.
Pb
AlimentoZn

93
La información obtenido de esta prueba en ciclo abierto tanto para el circuito
bulk y circuito separación Cu-Pb sirvió como base para realizar la modelación
matemática por el método de las Split Factors y predecir los resultados que se
obtendrían a nivel industrial evaluando 2 diagramas de flujo para el tratamiento
del mineral.
Los Split Factor o factores de distribución fueron calculados en base a la
fracción no flotable en cada etapa de flotación de la prueba de ciclo abierto los
cuales se muestra en el Cuadro N° 24:
Cuadro N° 24: Split Factor para prueba de Ciclo Abierto
Etapa de Flotacion Cu Pb Zn Fe Peso
Rougher Bulk 0.2208 0.1124 0.8037 0.9565 0.9504
Bulk Cleaner 1 0.0674 0.0300 0.4630 0.5839 0.4825
Bulk Cl-Scv 0.6962 0.1682 0.8697 0.8942 0.9121
Bulk Cleaner 2 0.1120 0.0537 0.3654 0.3877 0.2478
Bulk Cleaner 3 0.2704 0.1646 0.3420 0.4273 0.2706
Rougher Cu 0.0453 0.9342 0.8065 0.5903 0.7042
Cu Cleaner 1 0.0085 0.1602 0.0438 0.0529 0.0417
Los diagramas de flujo evaluados fueron los siguientes:
 Diagrama de flujo probado en la prueba de ciclo cerrado.
 Diagrama de flujo alternativo cambiando los puntos de recirculación del
relave Cleaner 3 bulk y del concentrado Cleaner Scavenger bulk.
Estos diagramas de flujos se muestran en la Figura 37, mientras en el Cuadro
N° 25 y en el Cuadro N° 26 se muestran el balance metalúrgico obtenido para
cada diagrama de flujo luego de efectuar el proceso de simulación.

94
Figura 37: Diagramas de Flujo para Simulación por Split Factor
Diagrama de Flujo Prueba de Ciclo Cerrado Diagrama de Flujo Alternativo

95
Cuadro N° 25: Balance Metalúrgico Simulado- Diagrama de Flujo de Prueba de Ciclo Cerrado
Producto Leyes, % Distribución, %
Item Flujo Pb Cu Zn Fe Peso Pb Cu Zn Fe
1 Cabeza General 0.84 0.24 2.94 13.06 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00
2 Relave Rougher Bulk 0.10 0.05 2.49 13.15 95.04 11.24 22.08 80.37 95.65
3 Cabeza Zn 0.10 0.06 2.76 13.20 97.78 11.73 26.42 91.84 98.81
4 Conc, Rougher Bulk 15.11 3.71 11.63 11.46 4.96 88.76 77.92 19.63 4.35
5 Relave Cl- Scv Bulk 0.15 0.37 12.31 15.04 2.74 0.49 4.34 11.47 3.16
6 Concentrado Cl-Scv Bulk 7.75 1.70 19.13 18.47 0.26 2.43 1.89 1.72 0.37
7 Alimento Cleaner-1 Bulk 13.18 3.51 13.45 12.68 6.23 97.18 92.53 28.49 6.04
8 Relave Cleaner-1 Bulk 0.82 0.49 12.91 15.34 3.00 2.92 6.24 13.19 3.53
10 Concentrado Cleaner-1 Bulk 24.70 6.33 13.96 10.20 3.22 94.27 86.30 15.30 2.51
13 Concentrado Cleaner 2 Bulk 29.31 7.83 11.98 8.95 3.04 105.66 100.85 12.40 2.09
14 Concentrado Cleaner 3 Bulk 33.57 7.83 10.80 7.03 2.22 88.27 73.58 8.16 1.19
15 Relave Rougher Cu 44.54 0.50 12.37 5.89 1.56 82.46 3.33 6.58 0.71
16 Concentrado Pb 44.27 0.58 12.29 6.00 1.59 83.39 3.93 6.65 0.73
17 Concentrado Rougher Cu 7.47 25.28 7.07 9.74 0.66 5.81 70.24 1.58 0.49
18 Relave Cleaner-1 Cu 28.69 5.15 7.42 12.35 0.03 0.93 0.60 0.07 0.03
19 Concentrado Cu 6.54 26.16 7.05 9.62 0.63 4.88 69.65 1.51 0.46

96
Cuadro N° 26: Balance Metalúrgico Simulado- Diagrama de Flujo Alternativo
Productos Leyes, % Distribución, %
Item Flujos Pb Cu Zn Fe Peso Pb Cu Zn Fe
1 Cabeza General 0.84 0.24 2.94 13.06 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00
2 Alimento Rougher Bulk 0.91 0.27 3.10 13.09 101.02 108.33 114.03 106.50 101.23
3 Relave Rougher Bulk 0.11 0.06 2.62 13.18 96.01 12.18 25.18 85.59 96.83
4 Cabeza Zn 0.11 0.07 2.81 13.19 98.21 12.66 29.35 94.01 99.13
5 Relave Cl-Scv Bulk 0.19 0.45 11.22 13.62 2.21 0.49 4.17 8.42 2.30
6 Concentrado Cl-Scv Bulk 9.53 2.02 17.45 16.72 0.21 2.40 1.82 1.26 0.27
7 Concentrado Rougher Bulk 16.20 4.19 12.26 11.48 5.01 96.16 88.85 20.91 4.40
10 Concentrado Cleaner-1 Buk 30.37 7.55 12.73 9.23 2.59 93.27 82.87 11.23 1.83
15 Relave Rougher Cu 54.77 0.60 11.28 5.33 1.26 81.59 3.20 4.83 0.51
16 Concentrado Pb 54.43 0.70 11.21 5.44 1.28 82.51 3.77 4.88 0.53
17 Concentrado Rougher Cu 9.18 30.17 6.45 8.81 0.53 5.75 67.45 1.16 0.36
18 Relave Cleaner-1 Cu 35.28 6.15 6.77 11.18 0.02 0.92 0.57 0.05 0.02
19 Concentrado Cu 8.05 31.22 6.43 8.71 0.51 4.83 66.88 1.11 0.34

97
CAPITULO VII: DISCUSIÓN DE RESULTADOS
4.1 Pruebas de Flotación Rougher
Los mejores resultados se lograron con las siguientes condiciones y
dosificación de reactivos de la prueba Test 9 que se muestran en el Cuadro N°
27:
Cuadro N° 27: Condiciones Test 9 – Flotación Rougher bulk Cu-Pb
Prueba Test 9
Condiciones
Operativas
P80, um 100
pH Pulpa 9.5
Tiempo de Flot, min 6
Dosificación
Reactivos,
g/t
ZnSO4 400
NaCN 100
Z-11 12
MIBC 20
4.1.1.1 Efecto del pH, NaCN y ZnSO4 en la depresión del zinc
El efecto de la dosificación del NaCN y ZnSO4 en la depresión de los minerales
de zinc y su influencia en la recuperación del plomo y cobre en el concentrado
bulk Cu-Pb son discutidos en esta sección.
La Figura 38 muestra los resultados de las recuperaciones de cobre, plomo y
zinc obtenidos para las 6 primeras pruebas (Test 1 al Test 6).

98
Figura 38: Recuperaciones en Flotación Rougher Circuito bulk Cu-Pb
La gráfica de contorno de la Figura 39 establece que la depresión de los
minerales de zinc es efectiva cuando la dosificación de NaCN está entre 100-
125 g/t (área azul de la gráfica) no teniendo mayor relevancia en la activación
del zinc la variación de la dosificación de ZnSO4 de 400g/t a 500g/t.
Entre 75-100g/t de NaCN y la depresión de la esfalerita es deficiente, llegando
a desplazarse más del 35% del zinc al concentrado bulk Cu-Pb (área verde de
grafica). Por lo tanto se recomienda dosificar 100g/t de NaCN y 400g/t de
ZnSO4.
Los resultados mencionados se basan a las 3 primeras pruebas (Test 1, Test
2 y Test 3), enfocados a evaluar la depresión del zinc manteniendo el pH de la
flotación bulk Cu-Pb a 8.5 y P80 de 100 µm.
Prueba
Rec Zn, %
Rec
Pb, %
Rec
Cu, %
Test 6
Test 5
Test 4
Test 3
Test 2
Test 1
Test 6
Test 5
Test 4
Test 3
Test 2
Test 1
Test 6
Test 5
Test 4
Test 3
Test2
Test 1
100
80
60
40
20
0
Recuperación,
%
67.18
72.42
55.67
71.09
70.45
82.76
88.68
90.52
87.63
88.55
87.15
92.09
15.16
20.67
14.05
16.15
17.26
37.71
Recuperación de Cu, Pb y Zn en Conc. Bulk

99
Figura 39: Influencia del NaCN y ZnSO4 en la activación del zinc
Establecido el rango de dosificación de NaCN y ZnSO4, las siguientes 3
pruebas de flotación (Test 4, Test 5, Test 6), estuvieron orientados a
incrementar la recuperación de cobre, elevando el pH de la flotación bulk Cu-
Pb de 8.5 a 9.5.
Al incrementar el valor del pH de flotación y variando la dosificación de NaCN
(entre 100-125 g/t) y de ZnSO4 (400-500g/t), el desplazamiento de zinc puede
descender a menos de 16% (Test 6 y Test 4), no obstante el reemplazo del Z-
11 por AP-3418 realizado en el Test 5, incrementa el desplazamiento de zinc
a 20% en el concentrado bulk Cu-Pb pero también incrementa la recuperación
de cobre evidenciando las asociaciones mineralógicas Cu-Zn.
4.1.1.2 Efecto del pH, NaCN y ZnSO4 en la Recuperación del plomo y
cobre en el bulk Cu-Pb.
La recuperación de plomo en el concentrado bulk Cu-Pb prácticamente no es
afectada por las variables estudiadas, según se observa en la Figura 40,
manteniéndose en promedio de 88%.
Figura 40: Efecto del NaCN, ZnSO4 y pH en la Recuperación de Cu
ZnSO4, g/t
NaCN,
g/t
500
480
460
440
420
400
120
110
100
90
80
>
–
–
–
< 20
20 25
25 30
30 35
35
%
Rec Zn,
Efecto del NaCN y ZnSO4 en la activación del Zn en Conc. Bulk

100
En relación a la recuperación de cobre en el concentrado bulk Cu-Pb, esta es
afectada por las variables señaladas. Según se observa en la Figura 42 que
relaciona la recuperación de cobre con la recuperación de zinc, y se observa
que existe una correspondencia directa entre la cantidad de cobre recuperado
y zinc deprimido. Podemos destacar asociaciones mineralógicas cobre-zinc de
difícil liberación, donde el cobre se presenta diseminado en partículas de
esfalerita según se muestra en la Figura 41. Estas partículas de esfalerita al
ser deprimidas arrastran por tanto estos sulfuros de cobre al circuito zinc como
también cantidades de plata que se encuentren asociados a los cobres grises.
NaCN, g/t
ZnSO4, g/t
pH Bulk
150
125
100
75
500
400
500
400
500
400
500
400
9.5
8.5
9.5
8.5
9.5
8.5
9.5
8.5
9.5
8.5
9.5
8.5
9.5
8.5
9.5
8.5
100
90
80
70
60
50
40
30
20
10
0
Recuperación,
%
Test 6: 88.68
Test 4: 87.63
Test 3: 88.55
Test 5
Test 2: 87.15
Test 1: 92.09
Efecto del NaCN, ZnSO4 y pH en la Recuperación de Pb en Conc. Bulk
90.52

101
Figura 41: Asociaciones Minerales Sulfuros de Cobre-Esfalerita
Fuente: (SGS, 2016)
Por tanto si se quiere aumentar la recuperación de cobre a niveles mayores a
70% en el concentrado bulk Cu-Pb, se tendrá más desplazamiento o activación
de zinc mayor a 20%.
Figura 42: Relación entre la recuperación de Cu y Zn en el circuito bulk
Cu-Pb
Granos
Esfalerita
Granos Sulfuros
de Cobre
Granos Sulfuros
de Cobre

102
4.1.1.3 Efecto del Tamaño de Molienda P80.
Los resultados de las 3 pruebas de flotación (Test 7, Test 8 y Test 9) realizados
a diferentes tamaños de molienda (P80), manteniendo constantes las demás
variables del proceso, indican que las mejores recuperaciones de cobre y
plomo se obtienen a 100 µm, (Figura 43). Tal como se indicó en la sección
anterior, el incremento de la recuperación de cobre a 77 % conlleva a un mayor
desplazamiento de zinc en el concentrado bulk Cu-Pb hasta 22.05%.
Se debe resaltar que a pesar de conseguir una menor activación de zinc a un
P80 de 75 µm, la recuperación de cobre, se mantiene en menos de 70% a
causa de las asociaciones de los sulfuros de cobre que se desplazan con la
esfalerita deprimida al circuito zinc.
Figura 43: Efecto del tamaño de partícula en flotación bulk Cu-Pb
4.1.2 Circuito zinc
Se considera que la prueba Test 3 es la de mejor respuesta metalúrgica por
presentar menor contenido de hierro, plomo y cobre.

103
Figura 44: Ley y Recuperación de zinc
Las condiciones operativas para la prueba Test 3 se muestran en Cuadro N°
28:
Cuadro N° 28: Condiciones Test 3 – Flotación Rougher Circuito zinc
Prueba Test 3
Condiciones
Operativas
pH Pulpa 11
Tiempo de Flot, min 8
Dosificación
Reactivos, g/t
CuSO4 110
Z-11 7
MIBC 25
4.1.2.1 Efecto del CuSO4 y Z-11 en la Recuperación de zinc
La Figura 45, muestra el efecto del CuSO4 y Xantato Z-11 en la recuperación
de zinc, donde la zona de baja recuperación, (<60%, área azul), corresponde
a dosificaciones de Xantato Z-11 entre 10-17g/t y dosificación de CuSO4 entre
100-120g/t. La reducción de colector Z-11 a menos de 10g/t incrementa la
recuperación de zinc mayor a 75% así varíe la dosificación de CuSO4 entre
100-160g/t por tanto se recomienda dosificar 7g/t de Xantato Z-11 y 110 g/t de
CuSO4 para la flotación de la esfalerita en el circuito zinc.
Test 1 Test 2 Test 3 Test 9
Rec Zn, % 59.45 79.73 77.65 75.71
Ley Zn, % 26.41 31.70 29.97 29.26
0.00
5.00
10.00
15.00
20.00
25.00
30.00
35.00
0.00
10.00
20.00
30.00
40.00
50.00
60.00
70.00
80.00
90.00
100.00
Ley,
%
Recuperación,
%
Pruebas
Ley y Recuperación de Zn en Conc. Zn

104
Figura 45: Efecto del CuSO4 y Z-11 en la recuperación del Zn
4.2 Análisis de la Cinética de Flotación
4.2.1 Cinética de Flotación Circuito bulk Cu-Pb
En la Figura 46 se observa que el tiempo adecuado de flotación es de 6
minutos, alcanzando recuperaciones en el concentrado bulk Cu-Pb alrededor
de 90% para el plomo y 75 % para el cobre, con leyes de 14.8 % para el plomo
y 3.36% para el Cu y con ley de zinc que llega a 13%.
Z-11, g/t
CuSO4,
g/t
1
5.0
1
2.5
1
0.0
7.5
5.0
1
60
1
50
1
40
1
30
1
20
1
1
0
1
00
>
–
–
–
< 60
60 65
65 70
70 75
75
Zn, %
Rec
Efecto del CuSO4 y Z-11en la recuperación de Zn en Conc. Zn

105
Figura 46: Cinética de flotación bulk-Recuperaciones
Figura 47: Cinética de flotación bulk- Leyes Acumuladas

106
Figura 48: Cinética de flotación bulk- Leyes Parciales
4.2.2 Cinética de flotación Circuito zinc
Según la Figura 49 se observa que el tiempo adecuado de flotación es de 8
minutos, alcanzando una recuperación de 74.5% de zinc, con ley de 26.8 %
de zinc y con ley de cobre de 0.31 %.

107
Figura 49: Cinética de flotación Zn - Recuperaciones
Figura 50: Cinética de flotación Zinc-Leyes Acumuladas
12.08
3.53
74.51
4.83
0
10
20
30
40
50
60
70
80
90
100
0.0 2.0 4.0 6.0 8.0 10.0 12.0 14.0
RECUPERACIÓN
(%)
TIEMPO FLOTACIÓN (MIN)
Recup. Cu (%) Recup. Pb (%) Recup. Zn (%) Recup. Fe (%)
8 min
0.38
0.39
26.88
7.49
0
5
10
15
20
25
30
35
40
45
0.0 2.0 4.0 6.0 8.0 10.0 12.0 14.0
LEY
INSTANTANIA
(%)
Ley Cu (%) Ley Pb (%) Ley Zn (%) Ley Fe (%)
8 min

108
Figura 51: Cinética de flotación Zinc-Leyes Parciales
4.3 Pruebas de Flotación en Circuito Abierto TCA
La mejor respuesta metalúrgica se obtienen en la prueba 3, cuyo concentrado
contiene 45.73 % de plomo y 8.02 % de zinc.
Para lograr los resultados de la prueba 3, se requirió realizar una remolienda
al concentrado rougher bulk Cu-Pb a un P80 de 35 µm; también fue necesario
dosificar NaCN y ZnSO4 en las 3 etapas de limpieza para deprimir la esfalerita
activada. En las pruebas 1 y 2 los resultados obtenidos son similares luego de
aplicar 2 etapas de limpieza, el efecto de la remolienda aplicado al concentrado
rougher de la prueba TCA-2 no es significativo. Comparando estos resultados
con las leyes y recuperaciones calculadas del concentrado de segunda
limpieza de la prueba TCA-3 donde se obtienen leyes de 34.80% en plomo y
0.31
0.37
5.35
10.38
0
5
10
15
20
25
30
35
40
45
0.0 2.0 4.0 6.0 8.0 10.0 12.0 14.0
LEY
INSTANTANIA
(%)
Ley Cu (%) Ley Pb (%) Ley Zn (%) Ley Fe (%)
8 min

109
10.67% en zinc, se aprecia una significativa diferencia y mejoramiento en la
respuesta metalúrgica.
4.3.2 Circuito de zinc
La mejor respuesta metalúrgica se obtiene en la prueba 2, logrando una
recuperación de zinc de 70.87 % y ley de zinc de 54.58 % en el concentrado
de tercera limpieza de este circuito.
Para lograr este resultado fue necesario realizar remolienda al concentrado
rougher a P80 de 45 µm. Asimismo no fue necesario la adición de reactivos a
excepción de espumante y cal para realizar las limpiezas a pH de 11.5.
4.4 Pruebas de Flotación en Circuito Cerrado, (TCC)
De los resultados obtenidos se calculó el balance metalúrgico proyectado que
se describe a continuación y en el Cuadro N° 29:
4.4.1 Balance Proyectado
Este balance es calculado a partir de los 3 últimos ciclos de operación, donde
el proceso alcanza condiciones de estabilidad en masas y leyes, simulando
una operación continua de los circuitos de flotación bulk Cu-Pb y zinc en
circuito cerrado. Este balance es calculado considerando como productos del
proceso los siguientes:
 Concentrado Bulk Cu-Pb:
 Concentrado Zinc
 Relaves General
Los cuales son los productos que se obtendrían en el procesamiento a nivel
industrial. Las recuperaciones finales de plomo, cobre y plata en el circuito bulk
Cu-Pb son de 86.12 %, 66.19 % y 74.32 % respectivamente con leyes de 37.40
% en plomo, 7.65 % en cobre y 2494.48 g/t en Ag. En el circuito zinc la
recuperación final alcanza el 87.59% con una calidad de concentrado de 55.80
%.

110
Cuadro N° 29: Balance Metalúrgico Proyectado – Prueba de Flotación en Ciclo Cerrado
Producto
Peso Leyes Distribución, %
% Pb, % Cu,% Zn,% Fe,% Ag, g/t As, % Pb Cu Zn Fe Ag As
Concentrado Bulk Cu/Pb 2.29 37.40 7.65 10.99 8.04 2494.48 2.43 86.12 66.19 7.74 1.43 74.32 60.24
Concentrado Zn 4.92 1.35 1.05 57.80 3.93 203.98 0.16 6.69 19.49 87.59 1.50 13.08 8.49
Relave General 92.79 0.08 0.04 0.16 13.47 10.43 0.03 7.19 14.33 4.66 97.07 12.60 31.26
Cabeza General 100.00 0.93 0.27 3.00 12.92 76.34 0.10 100.00100.00100.00100.00100.00100.00
Ratio of Concentration Bulk 43.71
Ratio of Concentration Zn 20.32

111
6.8.1 Balance Metalúrgico Circuito Bulk y Circuito Zinc
A partir de las masas y leyes del último ciclo de las prueba de ciclo cerrado se
calculó el balance metalúrgico para la etapa de flotación rougher Cleaner 1,
Cleaner 2 y Cleaner 3 y Cleaner Scavenger para cada circuito de flotación.
Los resultados de leyes, distribución de masa y distribución de los contenidos
de finos del plomo, cobre, zinc y hierro para el circuito bulk Cu-Pb se muestran
en el Figura 52 y para el circuito zinc en la Figura 53.

112
Figura 52: Balance Metalúrgico Circuito Bulk Cu-Pb
Masa Pb Cu Zn Fe Masa Pb Cu Zn Fe Masa Pb Cu Zn Fe
100.00 0.96 0.26 2.86 12.71 94.47 0.16 0.09 2.39 12.88 97.70 0.16 0.10 2.68 12.82
- 100.00 100.00 100.00 100.00 - 15.86 30.96 78.93 95.73 - 16.24 37.74 91.52 98.59
Masa Pb Cu Zn Fe
5.53 14.35 3.35 12.15 11.75 Masa Pb Cu Zn Fe
- 84.14 69.04 21.07 4.27 1.27 9.13 5.27 16.62 16.50
- 12.04 25.35 7.38 1.65
Masa Pb Cu Zn Fe
4.51 2.65 1.88 12.68 12.72
- 12.42 32.13 19.98 4.51
Masa Pb Cu Zn Fe
Masa Pb Cu Zn Fe 3.24 0.11 0.55 11.14 11.24
Masa Pb Cu Zn Fe 3.42 25.60 6.61 14.02 10.80 - 0.38 6.78 12.60 2.86
1.24 5.62 4.98 19.14 15.41 - 90.99 85.65 16.77 2.91
- 7.24 23.39 8.29 1.50
2.89 29.95 7.24 13.22 9.65 0.71 8.44 6.33 19.69 14.18
- 89.98 79.28 13.36 2.20 - 6.22 17.02 4.89 0.79
Masa Pb Cu Zn Fe
Masa Pb Cu Zn Fe Distr
2.18 36.95 7.53 11.11 8.18 -
- 83.76 62.26 8.48 1.41
Leyenda
Ley
Distribución
0
Alimento Alimento Zn
0
0
Conc.
Cu-Pb

113
Figura 53: Balance Metalúrgico Circuito Bulk Zn
97.70 0.16 0.10 2.68 12.82 90.31 0.08 0.04 0.12 13.23 93.40 0.08 0.04 0.15 13.22
- 16.24 37.74 91.52 98.59 - 7.05 13.00 3.79 94.02 - 7.98 14.29 4.89 97.19
Masa Pb Cu Zn Fe
7.39 1.20 0.88 33.97 7.87 Masa Pb Cu Zn Fe
- 9.19 24.74 87.74 4.58 0.94 2.44 0.58 31.70 13.39
- 2.38 2.07 10.41 0.99
Masa Pb Cu Zn Fe
4.03 0.79 0.22 8.18 13.14
- 3.31 3.35 11.52 4.17
Masa Pb Cu Zn Fe
Masa Pb Cu Zn Fe 3.09 0.29 0.11 1.02 13.06
Masa Pb Cu Zn Fe 5.84 1.93 1.24 51.08 5.99 - 0.93 1.29 1.10 3.18
1.54 2.15 0.67 32.74 11.16 - 11.70 27.36 104.26 2.75
- 3.44 3.91 17.62 1.35
4.65 1.85 1.40 55.95 4.63 0.35 1.89 0.87 35.11 10.63
- 8.95 24.61 90.93 1.69 - 0.69 1.15 4.29 0.29
4.30 1.85 1.44 57.65 4.14 Distr
- 8.26 23.45 86.63 1.40 -
Leyenda
Ley
Distribución
0
Alimento Relave General
0
0
Conc.
Zn

114
Ante los resultados obtenidos se menciona lo siguiente:
 El efecto de las recirculación de los Middlings, (medios), es más notorio
en el circuito zinc, donde la recirculación de los relaves de limpieza zinc
junto con la alimentación del relave cleaner-scavenger del circuito bulk
Cu-Pb incrementa la recuperación de zinc de 74 % (obtenido en la
pruebas ciclo abierto) a 87.78 %.
 Según el balance global, la recuperación de cobre decae a 65.61% en
el balance proyectado de los 3 últimos ciclos, lo cual puede explicarse
por la presencia de asociaciones mineralógicas entre cobre y zinc
presente en el concentrado bulk Cu-Pb mencionados en la sección
4.1.1.2, los cuales son desplazados al circuito zinc en el relave cleaner-
scavenger bulk, sin tener la oportunidad de regresar al circuito bulk Cu-
Pb. Este comportamiento se refleja en el aumento del contenido de
cobre en el concentrado zinc conforme se van ejecutando los ciclos de
la prueba.
 Similar comportamiento ocurre con la plata y que por la configuración
misma del diagrama de flujo planteado hace que el contenido de plata
también aumente en el concentrado zinc final conforme transcurre los
ciclos de la prueba.
 La ley final de plomo en el concentrado bulk Cu-Pb en los últimos 3
ciclos es de 37.40%, lo cual puede causar dificultad para la obtención
de un concentrado comercial de plomo (> 50%) durante la separación
del concentrado bulk.
 De las leyes de los relaves Cleaner-3 y Cleaner-2 obtenidos en el último
ciclo de operación del circuito bulk Cu-Pb, se observa que sus
contenidos en plomo son muy bajos (8% y 5% respectivamente) lo cual
causaría dilución a los concentrados Cleaner bulk Cu-Pb de mayor ley
que alimentan a las celdas de limpieza; se debería por lo tanto redefinir
los puntos de recirculación de estas cargas circulantes hacia puntos
que presenten similar ley de alimentación.

115
 La activación final de zinc llega a 7.74% en el circuito bulk Cu-Pb, con
una ley de 10.99% siendo apropiado este contenido para realizar la
separación Cu-Pb del concentrado bulk.
4.5 Pruebas de Flotación de Separación Cu-Pb
La prueba de mejor respuesta metalúrgica a la separación corresponde al Test
P-12, logrando una separación del 95.47% de cobre una ley comerciable de
25.55% para el concentrado Cu. El concentrado de plomo alcanza también
una ley comerciable de 54.27%.
Estos resultados son logrados bajo las condiciones mostradas en el Cuadro
N° 30.
Cuadro N° 30: Condiciones Test P-12 Separación Cu-Pb
Prueba P-12
Condición
Operativas
Tiempo Flot, min 7
pH Flot. Natural
Dosificación
Reactivos, g/t
Carbón Activado 233.33
Mezcla BCS 60
Colector 5100 10
MIBC 13.33
4.5.1 Análisis de Contaminantes Arsénico-Antimonio.
El contenido de arsénico y antimonio representan un serio inconveniente
según lo reportado en la prueba de ciclo cerrado con 2.43 % de As en el
concentrado final bulk Cu-Pb. En el Cuadro N° 31, durante la separación Cu-
Pb más del 90% de estos contaminantes se desplaza al concentrado rougher
de cobre reportando leyes de 8.44% As y 5.99% Sb, no teniendo significancia
la aplicación de más etapas de limpieza a este concentrado para no
incrementar los contenidos de estas impurezas. En cuanto al contenido de
plata más del 60% de este elemento se desplaza el concentrado de Cu.

116
Cuadro N° 31: Análisis de Contaminantes Test P-12
Productos
Leyes Distribución, %
Ag, g/t As, % Sb, % Ag As Sb
Conc. Cl-1 Cu 6067.00 8.73 6.20 68.94 90.64 90.49
Relave Cl-1 Cu - 1.89 1.28 - 0.85 0.81
Conc. Ro Cu - 8.44 5.99 - 91.49 91.30
Conc. plomo / Rlv. Cu 1286.00 0.33 0.24 36.29 8.51 8.70
Cabeza Calculada 2495.12 2.73 1.94 100.00 100.00 100.00
Si bien el concentrado de cobre presenta ley de calidad comerciable de 25%
Cu, con alto valor agregado en Ag (alrededor de 6000 g/t) la apreciable
presencia de As y Sb limitarían su comercialización. Una alternativa a esta
condición es formar mezclas con minerales de otros dominios geológicos para
diluir estos contenidos.
El concentrado final de plomo presenta bajos contenido de As (0.33%), sin
embargo alrededor del 80 % del zinc activado en el Circuito bulk Cu-Pb se
desplaza a este concentrado presentando un contenido significativo de 10.55
% zinc.
4.6 Análisis de la simulación.
El Cuadro N° 32 muestra los resultados obtenidos tanto en leyes y
recuperaciones para el concentrado final del circuito bulk obtenido de las
siguientes formas
 Concentrado Bulk Compósito de los 3 últimos ciclos de la prueba de
ciclo cerrado.
 Concentrado Bulk del último ciclo de la prueba de ciclo cerrado.
 Concentrado bulk calculado a partir de la simulación por el método de
los Split Factors.
Se observa que para los 3 casos la ley de plomo no llega a superar el 40% de
plomo, siendo la de menor ley el calculado por el método de los Split Factor

117
debido a que este método no contempla los efectos de la liberación de
partículas en la remolienda bulk sin embargo este resultado es cercano a los
obtenidos en las pruebas experimentales. Las leyes de Cu, Zn y Fe son
similares para los 3 casos.
Cuadro N° 32: Comparación de Concentrados Bulk Cu-Pb
Prueba
Leyes, % Recuperación, %
Pb Cu Zn Fe Peso Pb Cu Zn Fe
Prueba Ciclo Cerrado:
Compósito 3 últimos ciclos
37.40 7.65 10.99 8.04 2.29 86.12 66.19 7.74 1.43
Prueba Ciclo Cerrado:
Último Ciclo
36.95 7.53 11.11 8.18 2.18 83.76 62.26 8.48 1.41
Calculado por Split Factor 33.57 7.83 10.80 7.03 2.22 88.27 73.58 8.16 1.19
Tal como se observó en las pruebas de separación Cu-Pb, una ley menor a
40% de plomo en el bulk final impediría obtener un concentrado de plomo con
ley de calidad comerciable (generalmente mayor al 50%). Esto se ratifica en
la simulación realizada con el diagrama de flujo de la prueba de ciclo cerrado
según los resultados del Cuadro N° 33, el cual incluye la etapa de separación
Cu-Pb. De acuerdo a estos resultados la ley final de concentrado de plomo
alcanza una ley de 44.27%.
Los cambios propuestos en el diagrama de flujo alternativo donde se cambian
los puntos de recirculación para el relave Cleaner 3 y para el concentrado
Cleaner Scavenger en el circuito bulk, influyeron notoriamente en la calidad
del concentrado bulk final donde se logran leyes de 41.28% de plomo, 9.35%
de cobre, 9.85% de zinc y 6.36% de hierro. Este concentrado bulk al pasar al
circuito separación responde favorablemente al proceso obteniéndose un
concentrado de plomo con calidad comerciable de 54.43% de plomo. La ley
del concentrado de cobre supera al obtenido en las pruebas de flotación
alcanzando una ley de 31.22% (Cuadro N° 34).
La Figura 54 y la Figura 55 muestran los diagrama de flujo evaluados
incluyendo las leyes de Pb, Cu, Zn y Fe y la distribución de leyes y contenidos
de finos para cada etapa de flotación.

118
Cuadro N° 33: Resultados de Simulación-Diagrama de Flujo de Prueba de Ciclo Cerrado
Item Flujo Pb Cu Zn Fe Peso Pb Cu Zn Fe
1 Cabeza General 0.84 0.24 2.94 13.06 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00
3 Cabeza Zn 0.10 0.06 2.76 13.20 97.78 11.73 26.42 91.84 98.81
14 Concentrado Bulk 33.57 7.83 10.80 7.03 2.22 88.27 73.58 8.16 1.19
16 Concentrado Pb 44.27 0.58 12.29 6.00 1.59 83.39 3.93 6.65 0.73
19 Concentrado Cu 6.54 26.16 7.05 9.62 0.63 4.88 69.65 1.51 0.46
Cuadro N° 34: Resultados de Simulación-Diagrama de Flujo Alternativo
Item Flujos Pb Cu Zn Fe Peso Pb Cu Zn Fe
1 Cabeza General 0.84 0.24 2.94 13.06 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00
4 Cabeza Zn 0.11 0.07 2.81 13.19 98.21 12.66 29.35 94.01 99.13
14 Concentrado Bulk 41.28 9.35 9.85 6.36 1.79 87.34 70.65 5.99 0.87
16 Concentrado Pb 54.43 0.70 11.21 5.44 1.28 82.51 3.77 4.88 0.53
19 Concentrado Cu 8.05 31.22 6.43 8.71 0.51 4.83 66.88 1.11 0.34

119
Figura 54: Balance Metalúrgico-Diagrama de Flujo de Prueba de Ciclo Cerrado
100.00 0.84 0.24 2.94 13.06 95.04 0.10 0.05 2.49 13.15 97.78 0.10 0.06 2.76 13.20
- 100.00 100.00 100.00 100.00 - 11.24 22.08 80.37 95.65 11.73 26.42 91.84 98.81
Masa Pb Cu Zn Fe
4.96 15.11 3.71 11.63 11.46 Masa Pb Cu Zn Fe
88.76 77.92 19.63 4.35 0.26 7.75 1.70 19.13 18.47
2.43 1.89 1.72 0.37
Masa Pb Cu Zn Fe
3.00 0.82 0.49 12.91 15.34
2.92 6.24 13.19 3.53
Masa Pb Cu Zn Fe
Masa Pb Cu Zn Fe 2.74 0.15 0.37 12.31 15.04
Masa Pb Cu Zn Fe 3.22 24.70 6.33 13.96 10.20 0.49 4.34 11.47 3.16
1.00 5.05 3.00 20.93 17.21 94.27 86.30 15.30 2.51
6.00 12.72 7.14 1.32
3.04 29.31 7.83 11.98 8.95 0.82 17.83 7.83 15.14 14.14 Distr
105.66 100.85 12.40 2.09 17.39 27.27 4.24 0.89 -
Masa Pb Cu Zn Fe
Masa Pb Cu Zn Fe 1.56 44.54 0.50 12.37 5.89 Masa Pb Cu Zn Fe
2.22 33.57 7.83 10.80 7.03 82.46 3.33 6.58 0.71 1.59 44.27 0.58 12.29 6.00
88.27 73.58 8.16 1.19 83.39 3.93 6.65 0.73
0.66 7.47 25.28 7.07 9.74 0.63 6.54 26.16 7.05 9.62
5.81 70.24 1.58 0.49 4.88 69.65 1.51 0.46
Leyenda
Ley
Distribución
0
0
0
Conc.
Cu-Pb
Conc. Cu
Conc.
Pb
0

120
Figura 55: Balance Metalúrgico-Diagrama de Flujo Alternativo
100.00 0.84 0.24 2.94 13.06 96.01 0.11 0.06 2.62 13.18 98.21 0.11 0.07 2.81 13.19
- 100.00 100.00 100.00 100.00 12.18 25.18 85.59 96.83 12.66 29.35 94.01 99.13
Masa Pb Cu Zn Fe
5.01 16.20 4.19 12.26 11.48
96.16 88.85 20.91 4.40
Masa Pb Cu Zn Fe
Masa Pb Cu Zn Fe 0.21 9.53 2.02 17.45 16.72
2.42 1.01 0.59 11.77 13.89 2.40 1.82 1.26 0.27
2.88 5.99 9.68 2.57
Masa Pb Cu Zn Fe 2.59 30.37 7.55 12.73 9.23 2.21 0.19 0.45 11.22 13.62
0.81 6.21 3.58 19.09 15.58 93.27 82.87 11.23 1.83 0.49 4.17 8.42 2.30
5.93 12.21 5.24 0.96
Masa Pb Cu Zn Fe 0.66 21.93 9.34 13.80 12.80 Distr
2.45 36.04 9.35 10.92 8.11 17.21 26.18 3.11 0.65 -
104.55 96.84 9.10 1.52
Masa Pb Cu Zn Fe
Masa Pb Cu Zn Fe 1.26 54.77 0.60 11.28 5.33 Masa Pb Cu Zn Fe
1.79 41.28 9.35 9.85 6.36 81.59 3.20 4.83 0.51 1.28 54.43 0.70 11.21 5.44
87.34 70.65 5.99 0.87 82.51 3.77 4.88 0.53
0.53 9.18 30.17 6.45 8.81 0.51 8.05 31.22 6.43 8.71
5.75 67.45 1.16 0.36 4.83 66.88 1.11 0.34
Distribución
Leyenda
Ley
0
0
Conc.
Cu-Pb
Conc. Cu
Conc.
Pb
0
0

121
CAPÍTULO VIII: CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES
5.1Conclusiones
 La determinación del análisis químico de la muestra del Compósito
General indicó: 0.95 % de plomo, 0.27 % de cobre, 3.13 % de zinc y 72.8
g/t de plata, cuyas leyes están relacionadas a la presencia de galena y
geocronita para el caso del plomo; calcopirita, cobre grises y secundarios
para el caso del cobre; esfalerita para el caso de zinc y para el caso de la
plata se presenta en asociaciones mineralógicas con los minerales de
cobre y plomo.
 Las mejores condiciones para la flotación rougher en el circuito bulk Cu-
Pb se logra a un P80 de 100µm; con una dosificación de 100g/t de NaCN
y 400g/t de ZnSO4 en la etapa de molienda, 12g/t de Z-11 y 20 g/t de
MIBC, a un pH de 8.5 por 6 minutos.
 Para la limpieza del concentrado bulk Cu-Pb se realizó una etapa de
remolienda a un P80 de 35µm y se dosificó 200g/t de ZnSO4 y 20g/t de
NaCN para 3 etapas de limpieza llevadas a un pH de 9.
 Las mejores condiciones para la flotación rougher del circuito zinc
correspondió a una dosificación de 110g/t deCuSO4, 7g/t de Z-11 a pH un
de 11 por 8 minutos.
 Para la limpieza del concentrado rougher de zinc se realizó una etapa de
remolienda a P80 de 45µm a pH de 11.5.
 Los resultados finales de la prueba de ciclo cerrado indican
recuperaciones finales de plomo, cobre y plata de 86%, 66% y 73%
respectivamente en el concentrado bulk Cu-Pb, con leyes de 37.73% en
plomo, 7.65% en cobre y 2495g/t en plata.
 El contenido de arsénico en el concentrado bulk Cu-Pb es alto con 2.43%,
el cual se incrementó a 8.44% de As y 5.99% de antimonio en el

122
concentrado final de cobre luego de la separación Cu-Pb debido a la alta
cantidad de cobres grises presente en la muestra.
 En el concentrado zinc la recuperación final alcanzó el 87.78% con ley de
56% de zinc y ley de plata de 203 g/t y poca presencia de contaminantes
como hierro y arsénico.
 Las mejores condiciones con lo que se realizó la separación Cu-Pb del
concentrado bulk Cu-Pb fue con una dosificación de 233.33g/t de carbón
activado, 60g/t de la mezcla BCS, 10g/t de colector AP 5100 a pH natural
por un tiempo de 7 minutos.
 En la separación Cu-Pb se obtiene una calidad de concentrado de cobre
de 25.55 % y una calidad de concentrado de plomo de 54.27.

123
5.2Recomendaciones
 Se recomienda realizar un estudio de optimización para la depresión de
la esfalerita en el circuito bulk Cu-Pb, con el fin de disminuir su
desplazamiento en el concentrado bulk Cu-Pb.
 Se recomienda evaluar diferentes diagramas de flujo para la flotación en
circuito cerrado evaluando otros puntos de recepción de las cargas
circulantes del proceso que influyen de manera notoria en los
desplazamientos de cobre, plomo y zinc, tanto en el concentrado bulk Pb-
Cu y concentrado de zinc.
 En vista del desplazamiento de cobre y plata en el circuito de zinc,
identificado en la prueba de ciclo cerrado se recomienda un mayor estudio
para disminuir este desplazamiento.
 Considerando los resultados de las pruebas de separación Cu-Pb, se
recomienda realizar un estudio más detallado a fin de optimizar la
dosificación de reactivos a niveles más económicos partiendo del uso del
Z-11 y AP 5100 como colectores de cobre, y de las mezclas BCR y RCS
para la depresión de los minerales de plomo y evaluar la influencia de
estas variables en el proceso.
 Se recomienda realizar la caracterización mineralógica del concentrado
bulk Cu-Pb, del concentrado de zinc, como también de los concentrados
individuales de plomo y cobre.
 Se recomienda ampliar el análisis químico de los concentrados de cobre,
plomo y zinc por otros contaminantes que disminuyen su valor comercial.

124
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127
ANEXOS
Anexo N° 1: Barrido ICP_OES de Muestra “Compósito General”
Elemento Unidad Método
COMPOSITO
GENERAL
*DUP COMPOSITO
GENERAL
Ag PPM ICP40B 72.8 69.9
Al % ICP40B 2.56 2.49
As PPM ICP40B 851 856
Ba PPM ICP40B 114 104
Be PPM ICP40B <0.5 <0.5
Bi PPM ICP40B 107 102
Ca % ICP40B 10.35 9.83
Cd PPM ICP40B 82 76
Co PPM ICP40B 12 11
Cr PPM ICP40B 45 41
Cu PPM ICP40B 2665.2 2699.1
Fe % ICP40B 12.07 12.36
Ga PPM ICP40B 43 41
K % ICP40B 1.04 1.01
La PPM ICP40B 19.1 18.1
Li PPM ICP40B 15 15
Mg % ICP40B 0.81 0.8
Mn PPM ICP40B >10000 >10000
Mo PPM ICP40B 17 16
Na % ICP40B 0.12 0.12
Nb PPM ICP40B 8 7
Ni PPM ICP40B 25 24
P % ICP40B 0.06 0.06
Pb PPM ICP40B 9300 9313
S % ICP40B >10 >10
Sb PPM ICP40B 498 498
Sc PPM ICP40B 6.6 6.5
Sn PPM ICP40B 90 86
Sr PPM ICP40B 67.2 65.8
Ti % ICP40B 0.11 0.11
Tl PPM ICP40B 6 5
V PPM ICP40B 64 65
W PPM ICP40B <10 14
Y PPM ICP40B 13.2 14
Zn PPM ICP40B >10000 >10000

128
Anexo N° 2: Pruebas de Cinética de Molienda
Fecha:
Número OL:
Muestra:
P80 requerido (um):
Responsable:
Tiempo
(min.)
16 1180 128.90 12.89 87.11 0.40 0.04 99.96 0.10 0.01 99.99 0.10 0.01 99.99 0.00 0.00 100.00
20 850 105.20 10.52 76.59 0.30 0.03 99.93 0.10 0.01 99.98 0.10 0.01 99.98 0.00 0.00 100.00
30 600 89.10 8.91 67.68 0.30 0.03 99.90 0.10 0.01 99.97 0.10 0.01 99.97 0.00 0.00 100.00
40 425 78.10 7.81 59.87 0.70 0.07 99.83 0.10 0.01 99.96 0.20 0.02 99.95 0.00 0.00 100.00
50 300 65.50 6.55 53.32 1.90 0.19 99.64 0.40 0.04 99.92 0.30 0.03 99.92 0.00 0.00 100.00
70 212 54.90 5.49 47.83 11.30 1.13 98.51 2.70 0.27 99.65 1.50 0.15 99.77 0.60 0.06 99.94
100 150 60.20 6.02 41.81 61.80 6.18 92.33 27.70 2.77 96.88 18.70 1.87 97.90 7.60 0.76 99.18
120 125 29.20 2.92 38.89 56.10 5.61 86.72 35.30 3.53 93.35 28.00 2.80 95.10 16.70 1.67 97.51
140 106 23.50 2.35 36.54 62.30 6.23 80.49 53.50 5.35 88.00 44.20 4.42 90.68 31.30 3.13 94.38
170 90 26.90 2.69 33.85 73.90 7.39 73.10 76.90 7.69 80.31 64.50 6.45 84.23 55.20 5.52 88.86
200 75 19.90 1.99 31.86 58.50 5.85 67.25 65.40 6.54 73.77 61.40 6.14 78.09 54.90 5.49 83.37
270 53 41.80 4.18 27.68 127.70 12.77 54.48 156.80 15.68 58.09 144.40 14.44 63.65 148.60 14.86 68.51
325 45 16.00 1.60 26.08 48.00 4.80 49.68 56.70 5.67 52.42 48.10 4.81 58.84 48.50 4.85 63.66
400 32 15.60 1.56 24.52 48.30 4.83 44.85 41.60 4.16 48.26 40.50 4.05 54.79 44.90 4.49 59.17
-400 - 245.20 24.52 448.50 44.85 482.60 48.26 547.90 54.79 591.70 59.17
1000.00 1000.00 1000.00 1000.00 1000.00
#¡REF! 10.00 13.00 15.00 18.00
949.81 104.91 89.26 79.50 69.72
Tiempo 3
Acumulado
Pasante, %
Peso, g
Raul Velasco
CINÉTICA DE MOLIENDA OL-0037-16 HORIZONTE
19/04/2016
0037-16
Compósito general
100 um
P80 (µm)
Peso Muestra (g)
Tpo. Mol. (min)
Malla ASTM N°
Abertura
(µm)
Tiempo 5
Peso, g
Tiempo 4
Peso, g
Retenido
%
Retenido
%
Acumulado
Pasante, %
Tiempo 1 Tiempo 2
Peso, g
Retenido
%
Acumulado
Pasante, %
Acumulado
Pasante, %
Retenido
%
Retenido %
Acumulado
Pasante, %
Peso, g
18
15
13
10
0
0
10
20
30
40
50
60
70
80
90
100
10 100 1000 10000
Pasante
(%)
Abertura (µm)
Perfil Granulométrico
0
10
13
15
18
y = -19.36ln(x) + 99.981
R² = 0.9965
5
7
9
11
13
15
17
19
60 65 70 75 80 85 90 95 100 105 110
Tiempo
(min.)
P80 (µm)
Cinética de Molienda

129
Anexo N° 3: Análisis Granulométrico Valorado “Compósito General”
OL Proyecto OL-0037-16
Prueba 1
ID Muestra Compósito general
K80 100 um
Fecha 20/04/2016
g % Parcial Acumulado Parcial Acumulado Parcial Acumulado Parcial Acumulado Parcial Acumulado Parcial Acumulado
70 212 10.10 1.01 0.11 0.11 0.24 0.24 1.35 1.35 0.15 0.15 23.18 23.18 16.69 16.69
100 150 50.10 5.02 0.16 0.15 0.49 0.45 2.42 2.24 0.18 0.17 43.76 40.31 17.71 17.54
140 106 109.50 10.97 0.20 0.18 0.67 0.59 2.95 2.70 0.17 0.17 60.54 53.36 16.42 16.82
200 75 133.00 13.33 0.25 0.21 0.88 0.72 3.45 3.03 0.18 0.17 71.16 61.18 15.53 16.25
270 53 152.20 15.25 0.32 0.25 1.25 0.90 4.02 3.36 0.21 0.19 90.00 70.82 17.88 16.80
400 38 48.30 4.84 0.33 0.26 1.35 0.94 3.61 3.38 0.23 0.19 90.18 72.68 16.15 16.73
-400 -38 494.60 49.57 0.29 0.27 1.08 1.01 2.76 3.07 0.22 0.21 79.87 76.25 9.64 13.22
997.80 100.00 0.27 1.01 3.07 0.21 76.25 13.22
Cabeza Analizada 1000.00 0.27 0.95 3.13 - 72.80 12.35
Contabilidad 1.00 1.06 0.98 1.05 1.07
g % Parcial Acumulado Parcial Acumulado Parcial Acumulado Parcial Acumulado Parcial Acumulado Parcial Acumulado
70 212 10.10 1.01 0.4 0.39 0.24 0.24 0.44 0.44 0.75 0.75 0.31 0.31 1.28 1.28
100 150 50.10 5.02 2.9 3.34 2.44 2.68 3.95 4.40 4.28 5.03 2.88 3.19 6.73 8.01
140 106 109.50 10.97 8.1 11.48 7.29 9.96 10.53 14.92 9.24 14.27 8.71 11.90 13.63 21.64
200 75 133.00 13.33 12.0 23.52 11.62 21.59 14.96 29.88 11.29 25.57 12.44 24.34 15.66 37.30
270 53 152.20 15.25 18.1 41.66 18.89 40.48 19.94 49.82 15.29 40.85 18.01 42.35 20.63 57.93
400 38 48.30 4.84 5.9 47.58 6.48 46.95 5.68 55.51 5.39 46.24 5.73 48.07 5.91 63.85
-400 -38 494.60 49.57 52.4 100.00 53.05 100.00 44.49 100.00 53.76 100.00 51.93 100.00 36.15 100.00
997.80 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00
Cabeza Analizada 1000.00
Contabilidad
Fe
Cabeza Calculada
Análisis Granulométrico Valorado
Malla ASTM N° Abertura, µm
Peso
Distribución, %
Cu Pb Zn Au Ag
Malla ASTM N° Abertura, µm
Peso
Leyes
Cu, % Pb, % Zn, %
Cabeza Calculada
Au, g/t Ag, g/t Fe, %

130
Anexo N° 4: Pruebas de Flotación Rougher/Scavenger
Test N° : 1 Molino: 5
Operador: RKVH % Sol. (Molienda): 67
Fecha : 22/042016 % Sol. (Flot): 33
Muestra: Compósito General Tipo de Agua: Agua de caño
p80 Molienda, um: 100 p80 Remolienda, um: -
Molienda Acond. Flot.
min/sec min/sec min
Molienda 0.20 250 10´50" 7.85
Acond. Rougher Bk 0.14 50 10 10 50 15 5 8.50
Flotación Ro Bk 3 8.50
Acond. Scavenger Bk 0.05 100 5 2 25 10 2 8.50
Flotación Scv Bk 2 8.50
Acond. Rougher Zn 0.81 15 100 15 5 11.00
Flotación Ro Zn 5 11.00
Acond. Scavenger Zn 0.12 2 10 2 11.00
Flotación Scv Zn 3 11.00
1.32 400 15 29 75 100 50
g % Cu, % Pb, % Zn, % Fe, % Cu Pb Zn Fe
Conc. Rougher Bulk 55.20 5.53 4.13 17.68 18.63 9.49 79.88 90.59 33.80 4.30
Conc. Scavenger Bulk 10.60 1.06 0.78 1.53 11.22 14.58 2.88 1.51 3.91 1.27
Conc. Rougher Zn 60.00 6.01 0.34 0.38 29.92 7.85 7.15 2.12 59.00 3.87
Conc. Scavenger Zn 8.50 0.85 0.14 0.23 1.61 12.92 0.41 0.18 0.45 0.90
Relave General 863.30 86.54 0.03 0.07 0.10 12.65 9.68 5.61 2.84 89.66
Cabeza Calculada 997.60 100.00 0.29 1.08 3.05 12.21 100.00 100.00 100.00 100.00
Cabeza Analizada 0.27 0.95 3.13 12.35
Contabilidad 1.05 1.14 0.97 0.99
BULK
Cu, % Pb, % Zn, % Fe, % Cu Pb Zn Fe
Conc. Cu-Pb 3.59 15.08 17.44 10.31 82.76 92.09 37.71 5.57
Cabeza Zn 0.05 0.09 2.03 12.34 17.24 7.91 62.29 94.43
Productos
Productos
Etapas
Reactivos , g/t Tiempo, minutos
pH
Ca(OH)2 kg/t ZnSO4 AP-3418 Z-11 NaCN CuSO4 MIBC

131
Fecha : 22/042016 % Sol. (Flot): 33
min/sec min/sec min
Molienda 0.20 300 10´50" 7.8
Acond. Rougher Bk 0.15 10 75 15 5 8.5
Acond. Scavenger Bk 0.07 100 2 25 10 2 8.5
Acond. Rougher Zn 0.81 5 160 15 5 11.0
1.36 400 0 19 100 160 50
Conc. Rougher Zn 62.30 6.25 0.50 0.67 37.15 7.63 13.90 4.94 78.78 3.96
Relave General 884.20 88.73 0.04 0.07 0.10 12.34 14.21 7.32 3.01 90.90
Contabilidad 0.83 0.89 0.94 0.98
BULK
Conc. Cu-Pb 4.11 19.19 13.21 11.51 70.45 87.15 17.26 3.68
Cabeza Zn 0.07 0.11 2.54 12.07 29.55 12.85 82.74 96.32
Productos
Productos
Etapas
pH

132
Fecha : 22/042016 % Sol. (Flot): 33
min/sec min/sec min
Molienda 400 10´50"
Acond. Rougher Bk 0.31 10 100 15 5 7.2
Acond. Rougher Zn 0.9 5 110 15 5 11.0
1.39 500 0 19 125 110 50
Conc. Rougher Zn 62.90 6.32 0.50 0.45 35.00 6.75 12.51 3.09 74.18 3.53
Relave General 876.40 88.05 0.04 0.08 0.21 12.52 14.29 7.66 6.20 91.14
Contabilidad 0.93 0.97 0.95 0.98
BULK
Conc. Cu-Pb 4.26 19.31 11.41 11.11 71.09 88.55 16.15 3.88
Cabeza Zn 0.08 0.11 2.61 12.14 28.91 11.45 83.85 96.12
Productos
Productos
Etapas
pH

133
Fecha : 26/042016 % Sol. (Flot): 33
min/sec min/sec min
Molienda 400 100 10´50"
Acond. Rougher Bk 0.48 10 15 2 7.2
Flotación Scv Bk 2
0.55 500 0 12 125 0 25
Relave Bulk 960.18 96.26 0.12 0.120 2.69 12.73 44.33 12.37 85.95 97.18
Contabilidad 0.95 0.98 0.96 1.02
Productos
Etapas
pH

134
Fecha : 26/042016 % Sol. (Flot): 33
min/sec min/sec min
Molienda 400 100 10´50"
0.49 400 12 0 100 0 15
Relave Bulk 951.09 95.24 0.07 0.090 2.41 10.51 27.58 9.48 79.33 95.08
Contabilidad 0.89 0.95 0.92 0.85
Productos
Etapas
pH

135
Fecha : 26/042016 % Sol. (Flot): 33
min/sec min/sec min
Molienda 400 150 10´50"
Acond. Rougher Bk 0.46 - 12 15 2 7.2
0.46 400 0 12 150 0 15
Relave Bulk 955.73 95.99 0.09 0.110 2.59 11.66 32.82 11.32 84.84 96.42
Contabilidad 0.91 0.98 0.94 0.94
Productos
Etapas
pH

136
Fecha : 26/042016 % Sol. (Flot): 33
min/sec min/sec min
Molienda 400 100 6´30"
0.45 400 0 12 100 0 15
Relave Bulk 953.30 96.11 0.09 0.130 2.39 10.51 35.84 14.02 81.51 96.36
Contabilidad 0.88 0.94 0.90 0.85
Productos
Etapas
pH

137
Fecha : 26/042016 % Sol. (Flot): 33
min/sec min/sec min
Molienda 400 100 16´24"
0.50 400 0 12 100 0 15
Relave Bulk 958.11 96.07 0.09 0.110 2.70 12.17 32.70 11.17 86.08 96.67
Contabilidad 0.97 1.00 0.96 0.98
Productos
Etapas
pH

138
Anexo N° 5: Prueba de Flotación en Circuito Abierto (TCA)
Condiciones de la Muestra
Proyecto: OL-0037-16 Fecha de prueba: Responsable:
Cliente: Consorcio Minero Horizonte Peso inicial (g): P80 molienda (µm):
Test Nº: 12 % Sol. (Molienda): P80 re-molienda (µm):
Muestra: Compósito General % Sol. (Flotación): Tipo de agua:
Condiciones de flotación
min/sec min/sec min
Molienda 400 100 10´50"
Acond. Cleaner 1 0.04 5 1 9.00
Cleaner 1 4 9.00
Acond. Cleaner Scavenger 0.02 30 5 1 9.00
Cleaner Scavenger 4 9.00
Cleaner 2 3 9.00
Acond. Rougher Zn 0.9 5 110 20 5 11.00
Acond. Cleaner 1 0.05 10 1 11.50
Cleaner 1 7 11.50
Acond. Cleaner 2 0.03 5 1 11.50
Cleaner 2 6 11.50
Acond. Cleaner 3 0.03 5 1 11.50
Cleaner 3 5 11.50
1.37 430 0 22 100 115 75
Balance Productos
g % Pb, % Zn, % Pb, % Zn, % Pb Zn
Concentrado Bulk 27.02 2.72 26.90 15.58 79.50 14.04 7.27 4.21
Rlv Bk Cl2 5.49 0.55 6.96 13.81 4.18 2.53 0.38 0.76
Concentrado Bk Cl- Scv 6.02 0.61 7.15 21.33 4.71 4.28 0.43 1.28
Rlv Bk Cl-Scv 13.28 1.34 0.71 4.75 1.03 2.10 0.09 0.63
Conc Ro Bulk 51.81 5.21 15.78 13.28 89.42 22.95 8.17 6.88
Concentrado Zn 34.96 3.52 0.47 55.19 1.80 64.36 0.16 19.30
Rlv Zn Cl3 1.81 0.18 0.92 25.17 0.18 1.52 0.02 0.46
Rlv Zn Cl2 7.34 0.74 0.71 12.32 0.57 3.02 0.05 0.90
Concentrado Zn Cl- Scv 9.29 0.93 1.02 15.82 1.03 4.90 0.09 1.47
Rlv Zn Cl- Scv 25.49 2.56 0.14 0.43 0.39 0.37 0.04 0.11
Conc. Ro Zn 78.89 7.94 0.46 28.18 3.97 74.17 0.36 22.23
Relave Gral 863.30 86.85 0.07 0.10 6.61 2.88 0.60 0.86
Cabeza Analizada 0.00 0.95 3.13
Contabilidad 0.97 0.96
07/05/2016 Raúl Velasco
100
65 -
Agua de Caño
Etapas
pH
Productos
Peso
34

139
min/sec min/sec min
Molienda 400 100 10´50"
Remolienda 23''
Cleaner 1 4 9.00
Cleaner 2 3 9.00
Acond. Rougher Zn 0.81 5 110 20 5 11.00
Remolienda 122''
Acond. Cleaner 1 0.06 10 1 11.50
Cleaner 1 7 11.50
Acond. Cleaner 2 0.03 5 1 11.50
Cleaner 2 6 11.50
Acond. Cleaner 3 0.04 5 1 11.50
Cleaner 3 5 11.50
1.28 430 0 22 100 115 75
Balance Productos
g % Pb, % Zn, % Pb, % Zn, % Pb Zn
Rlv Bk Cl2 4.46 0.45 3.77 12.06 1.92 1.81 0.17 0.54
Rlv Bk Cl-Scv 17.03 1.73 0.81 6.50 1.57 3.72 0.14 1.11
Conc Ro Bulk 52.98 5.38 14.59 12.65 88.25 22.52 7.73 6.70
Concentrado Zn 38.65 3.92 0.99 54.58 4.35 70.87 0.38 21.10
Rlv Zn Cl3 3.82 0.39 1.05 9.97 0.46 1.28 0.04 0.38
Rlv Zn Cl2 12.55 1.27 0.30 1.58 0.43 0.67 0.04 0.20
Concentrado Zn Cl- Scv 6.91 0.70 0.27 6.85 0.21 1.59 0.02 0.47
Rlv Zn Cl- Scv 27.16 2.76 0.17 0.58 0.53 0.53 0.05 0.16
Conc. Ro Zn 89.09 9.04 0.59 25.04 5.98 74.93 0.52 22.31
Relave Gral 843.26 85.58 0.06 0.09 5.78 2.55 0.51 0.76
Cabeza Analizada 0.95 3.13
100
65 -
Productos
Peso
34 Agua de Caño
Etapas
pH
Ca(OH)2 kg/t ZnSO4 AP-3418
Z-11 NaCN CuSO4 MIBC

140
min/sec min/sec min
Molienda 400 100 10´50"
Remolienda 38''
Acond. Cleaner 1 0.05 100 10 5 1 9.00
Cleaner 1 4 9.00
Acond. Cleaner Scavenger 0.03 50 2 5 5 1 9.00
Acond. Cleaner 2 0.02 50 5 10 1 9.00
Cleaner 2 3 9.00
Acond. Cleaner 3 0.03 50 5 5 5 9.00
Cleaner 3 2 9.00
0.36 650 0 14 125 0 45
Balance Productos
g % Pb, % Zn, % Pb, % Zn, % Pb Zn
Rlv Bk Cl3 6.67 0.67 14.61 15.55 11.62 3.49 0.97 1.04
Rlv Bk Cl2 6.71 0.67 7.58 19.33 6.07 4.37 0.51 1.30
Rlv Bk Cl-Scv 24.82 2.49 0.53 9.24 1.57 7.73 0.13 2.29
Conc Ro Bulk 55.71 5.60 13.37 11.46 88.80 21.50 7.45 6.38
Relave Bk 939.55 94.40 0.10 2.48 11.20 78.50 0.94 23.30
Cabeza Analizada 0.00 0.95 3.13
100
65 35
Productos
Peso
34 Agua de Caño
Etapas
pH
Ca(OH)2 kg/t ZnSO4
AP-3418 Z-11 NaCN CuSO4 MIBC

141
Anexo N° 6: Estabilización Prueba de Flotación en Circuito Cerrado (TCC)
Stability Check
Pb, % Cu,% Zn,% Fe,% Ag, g/t As, % Pb Cu Zn Fe Ag As
5988.67 100.00 0.93 0.27 3.00 12.92 76.34 0.10 5574.09 1618.44 17966.53 77399.66 457203.00 574.46
998.11 16.67 0.16 0.05 0.50 2.15 12.72 0.02 929.02 269.74 2994.42 12899.94 76200.50 95.74
Total Products
Out Per Cycle Pb, % Cu,% Zn,% Fe,% Ag, g/t As, % Pb Cu Zn Fe Ag As
Cycle A 943.38 94.52 77.18 64.76 53.18 97.88 70.90 74.81 717.02 174.69 1592.34 12626.72 54022.66 71.63
Cycle B 1008.29 101.02 93.85 97.52 107.23 98.61 97.46 101.27 871.89 263.06 3210.83 12720.18 74261.45 96.96
Cycle C 985.19 98.71 83.79 83.20 95.22 97.14 86.17 87.55 778.43 224.43 2851.14 12530.89 65664.48 83.83
Cycle D 995.25 99.71 99.75 94.17 97.24 101.54 94.60 93.54 926.69 254.01 2911.77 13099.16 72085.51 89.56
Cycle E 995.71 99.76 107.19 90.32 97.55 99.78 96.56 88.75 995.78 243.63 2921.08 12871.83 73577.30 84.98
Cycle F 1000.35 100.22 105.06 98.68 99.05 98.56 101.63 100.24 976.05 266.18 2966.09 12714.63 77439.25 95.97
Average 988.03 98.99 94.47 88.11 91.58 98.92 91.22 91.03 877.65 237.67 2742.21 12760.57 69508.44 87.15
%
Grade Metal units
Weight, g %
% of Units Out Metal units
Weight, g

142
Anexo N° 7: Prueba de Flotación de Separación Cu/Pb
Cliente: Consorcio Minero Horizonte Peso inicial (g): 3000.0 P80 molienda (µm):
Test Nº: P-6 % Sol. (Molienda): P80 re-molienda (µm):
Análisis Químico
Elementos Cu, % Pb, % Zn, % Fe, % Au, g/t Cu_SS, % Cu_CN, % Cu_R, % Cu_T, % Pb_Ox, % Zn_Ox, % S_Total, % Insolubles, %
Cabeza ensayada 0.27 0.95 3.13 12.35 <0.001 0.088 0.185 0.273 0.220 0.070 14.450
min/sec min/sec min
Molienda
Acond. Rougher Cu 83.3 4.28 5 133.33 15
Flotación Ro Cu 4 7.85
Acond. Scavenger Cu 10 1.71 1.67 5
Flotación Scv Cu 3 8.00
Acond. Cleaner 1 3.3 1.67
Flotación Cleaner 1 3 7.91
Total 98.3 0.0 6.0 9.2 133.3 0.0
Balance Productos
Conc. Cl-2 Cu 10.96 17.72 28.55 3.03 6.42 9.48 67.31 1.67 9.26 19.31
Rlv. Cl-2 Cu 2.90 4.69 16.28 8.10 5.84 18.47 10.16 1.18 2.23 9.95
Conc. Cl-1 Cu 13.86 22.41 25.98 4.09 6.30 11.36 77.46 2.85 11.49 29.26
Rlv. Cl-1 Cu 3.21 5.19 8.37 22.96 7.21 15.77 5.78 3.70 3.05 9.41
Conc. Ro Cu 17.07 27.60 22.67 7.64 6.47 12.19 83.24 6.55 14.54 38.67
Conc. Pb / Rlv. Cu 44.78 72.40 1.74 41.54 14.50 7.37 16.76 93.45 85.46 61.33
Conc. Cl-3 Bulk 61.85 2.07 7.52 32.18 12.28 8.70 63.93 79.37 8.22 1.33
Relave Cl-3 Bulk 12.1 0.40 4.25 9.23 15.00 18.61 7.07 4.45 1.96 0.56
Relave Cl-2 Bulk 20.6 0.69 1.29 2.74 14.88 15.30 3.65 2.25 3.32 0.78
Relave Cl-1 Bulk 86.4 2.89 0.31 1.11 12.37 11.49 3.68 3.82 11.57 2.45
Relave Bulk 2813.8 93.96 0.06 0.09 2.46 13.65 21.67 10.10 74.93 94.88
2994.75 100.00 0.24 0.84 3.08 13.52 100.00 100.00 100.00 100.00
Contabilidad 0.89 0.88 0.99 1.09
22/042016
Distribución, %
MIBC
CARBON
ACT
Productos
Peso Leyes
John Ramos
30
-
34 Proceso
Etapas
Cobre Secuencial
pH
Ca(OH)2 kg/t RCS Z-11 3894

143
Análisis Químico
Cabeza ensayada 0.27 0.95 3.13 12.35 <0.001 0.088 0.185 0.273 0.220 0.070 14.450
min/sec min/sec min
Molienda
Acond. Rougher Cu 66.7 8.33 3.33 216.67 15
Acond. Scavenger Cu 1.67 5 5
Acond. Cleaner 1 10.0 1.67 1
Total 80.0 10.0 0.0 11.7 216.7 0.0
Balance Productos
Conc. Cl-2 Cu 6.74 13.72 30.84 4.42 6.34 6.38 55.41 1.71 9.71 12.85
Rlv. Cl-2 Cu 3.55 7.23 20.56 9.44 6.05 11.82 19.46 1.92 4.88 12.54
Conc. Cl-1 Cu 10.29 20.95 27.29 6.15 6.24 8.26 74.86 3.62 14.59 25.39
Rlv. Cl-1 Cu 5.60 11.40 10.67 19.07 5.36 13.92 15.93 6.11 6.82 23.29
Conc. Ro Cu 15.89 32.36 21.43 10.70 5.93 10.25 90.79 9.74 21.41 48.68
Conc. Pb / Rlv. Cu 33.22 67.64 1.04 47.47 10.41 5.17 9.21 90.26 78.59 51.32
Conc. Cl-3 Bulk 49.11 1.64 7.64 35.57 8.96 6.81 52.48 76.05 4.75 0.86
Relave Cl-3 Bulk 11.22 0.37 6.17 9.63 16.86 14.24 9.68 4.70 2.04 0.41
Relave Cl-2 Bulk 19.67 0.66 1.81 2.89 15.50 12.79 4.98 2.47 3.29 0.65
Relave Cl-1 Bulk 99.1 3.31 0.38 0.76 8.37 11.89 5.27 3.28 8.96 3.03
Relave Bulk 2817.4 94.02 0.07 0.11 2.66 13.13 27.59 13.49 80.95 95.06
Cabeza General 2996.50 100.00 0.24 0.77 3.09 12.99 100.00 100.00 100.00 100.00
Contabilidad 0.88 0.81 0.99 1.05
22/042016 John Ramos
30
-
34 Proceso
Cobre Secuencial
Etapas
pH
Ca(OH)2 kg/t RCS Z-11
Productos
3894 MIBC
CARBON
ACT

144
Análisis Químico
Cabeza ensayada 0.27 0.95 3.13 12.35 <0.001 0.088 0.185 0.273 0.220 0.070 14.450
min/sec min/sec min
Molienda
Acond. Rougher Cu 83.3 5.14 5 216.7 15
Acond. Scavenger Cu 3.42 1.67 5
Flotación Cleaner 1 8.14
Flotación Cleaner 2 8.21
Total 90.0 0.0 10.3 13.3 216.7 0.0
Balance Productos
Conc. Cl-2 Cu 6.09 13.05 31.99 2.72 6.29 6.43 52.30 0.82 9.73 13.60
Rlv. Cl-2 Cu 1.37 2.94 22.25 8.07 5.87 10.93 8.18 0.55 2.04 5.20
Conc. Cl-1 Cu 7.46 15.99 30.20 3.70 6.21 7.26 60.48 1.37 11.77 18.79
Rlv. Cl-1 Cu 3.96 8.49 14.49 23.17 5.67 8.80 15.40 4.56 5.70 12.10
Conc. Ro Cu 11.42 24.48 24.75 10.45 6.02 7.79 75.88 5.93 17.48 30.89
Conc. Pb / Rlv. Cu 35.23 75.52 2.55 53.71 9.22 5.65 24.12 94.07 82.52 69.11
Conc. Cl-3 Bulk 46.65 1.56 7.99 43.12 8.44 6.17 50.88 77.43 4.01 0.74
Relave Cl-3 Bulk 14.17 0.47 6.89 12.16 16.73 14.99 13.34 6.63 2.42 0.55
Relave Cl-2 Bulk 21.09 0.70 2.19 3.69 22.36 15.54 6.31 3.00 4.81 0.85
Relave Cl-1 Bulk 80.47 2.69 0.57 1.01 14.29 14.74 6.26 3.13 11.72 3.06
Relave Bulk 2832.2 94.58 0.06 0.09 2.67 12.96 23.21 9.81 77.05 94.80
Cabeza General 2994.58 100.00 0.24 0.87 3.28 12.93 100.00 100.00 100.00 100.00
Contabilidad 0.90 0.91 1.05 1.05
30
-
34 Proceso
Cobre Secuencial
Etapas
pH
Ca(OH)2 kg/t RCS Z-11
Productos
3894 MIBC
CARBON
ACT

145
Análisis Químico
Cabeza ensayada 0.27 0.95 3.13 12.35 <0.001 0.088 0.185 0.273 0.220 0.070 14.450
min/sec min/sec min
Molienda
Acond. Rougher Cu 60.0 6.67 10 233.33 15
Acond. Scavenger Cu 3.33 3.33 5
Acond. Cleaner 1 3.33
Acond. Cleaner 2
Flotación Cleaner 2
Total 60.0 0.0 10.0 16.7 233.3 0.0
Balance Productos
Conc. Cl-1 Cu 11.95 28.35 26.44 7.97 6.01 8.08 94.66 5.52 18.50 38.80
Rlv. Cl-1 Cu 0.52 1.23 5.18 34.94 6.33 10.37 0.81 1.05 0.85 2.17
Conc. Ro Cu 12.47 29.58 25.55 9.09 6.02 8.18 95.47 6.58 19.35 40.97
Conc. Pb / Rlv. Cu 29.68 70.42 0.51 54.27 10.55 4.95 4.53 93.42 80.65 59.03
Conc. Cl-3 Bulk 42.15 1.41 7.92 40.90 9.21 5.90 47.08 68.07 4.40 0.64
Relave Cl-3 Bulk 15.64 0.52 7.91 21.72 12.90 11.87 17.45 13.41 2.29 0.47
Relave Cl-2 Bulk 19.04 0.64 3.03 6.15 17.84 14.45 8.14 4.62 3.85 0.70
Relave Cl-1 Bulk 71.64 2.39 0.52 0.94 11.19 13.90 5.25 2.66 9.09 2.54
Conc. Ro Bulk 148.47 4.96 3.72 15.14 11.66 11.49 77.92 88.76 19.63 4.35
Relave Bulk 2846.2 95.04 0.06 0.10 2.49 13.17 22.08 11.24 80.37 95.65
Cabeza General 2994.67 100.00 0.24 0.85 2.94 13.09 177.92 188.76 119.63 104.35
Contabilidad 0.87 0.89 0.94 1.06
30
-
34 Proceso
Cobre Secuencial
Etapas
pH
Ca(OH)2 kg/t BCS Z-11
Productos
5100 MIBC
CARBON
ACT

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