Cambio de Reactivos en Flotacion

1

REDUCCIÓN DE IMPACTOS AMBIENTALES CON EL CAMBIO DE

REACTIVOS EN EL PROCESO DE FLOTACIÓN DE LA

CONCENTRADORA UCHUCCHACUA, ELIMINANDO EL PROCESO

DE LIXIVIACIÓN ÁCIDA DE LOS CONCENTRADOS DE PB-AG-MN

Bernardo Rubio - Subgerente Metalurgia

Luis De La Cruz - Jefe de Proyectos Metalúrgicos-Medio Ambiente

Eduardo Castro - Jefe de Planta Uchucchacua

C. Hinostroza - Asistente Jefe de Planta Uchucchacua

Cía. de Minas Buenaventura S.A.A.

1.0 ANTECEDENTES

La Unidad de Uchucchacua de Cía. de Minas Buenaventura S.A.A., desde el

año 1975 viene produciendo concentrados de plomo, plata y manganeso. Este

último causó problemas en la comercialización y transporte porque:

- Se auto combustionaba en depósitos del Callao y era un peligro para el

embarque.

- La ley alta de Mn (alabandita, MnS) en los concentrados (de 14–25%),

además que originaba un problema de transporte por la autocombustión, era

perjudicial en la fundición y separación de los metales.

En 1978 se inicia la lixiviación ácida de los concentrados con la finalidad de

reducir el MnS de niveles de 14-25% a 2 –4 % en los concentrados de Pb-Ag-

Mn para mejorar su calidad de 100 – 160 onz./tcs a 200 – 300 onz./tcs, lo que

permite comercializarlos y, como consecuencia de esto, la unidad de

producción consigue ser rentable. El hecho de implementar la lixiviación en el

proceso como una etapa más de limpieza trajo como consecuencia impactos

ambientales al agua, al suelo y al aire, los que fueron mitigados con la

implementación de plantas: planta de tratamiento de relave de la lixiviación con

cal, planta de sulfuro de sodio para el tratamiento de los gases de la lixiviación

ácida (H2S,C02) con soda cáustica.

2

La compañía, en 1999, con la finalidad de reducir estos impactos ambientales

que originaban un alto costo de operación, decidió atacar el problema de raíz

para eliminar la lixiviación, para lo cual inició una serie de investigaciones con

diferentes reactivos de flotación para deprimir la alabandita y obtener un

concentrado de 200-300 onz./tcs y 2–4 % de Mn (alabandita). Estas

investigaciones fueron realizadas por personal de Buenaventura en conjunto

con consultoras peruanas y extranjeras. Los resultados obtenidos en

laboratorio y su implementación en la planta industrial, previa descripción del

proceso anterior, se describen a continuación.

1.1. Proceso Anterior

La planta tiene un proceso convencional de flotación diferencial, obteniendo

concentrados de Pb-Ag-Mn y concentrado de Zn-Ag.

El concentrado Pb-Ag-Mn es lixiviado con ácido sulfúrico para eliminar el MnS,

como se observa en el flowsheet #1.

1.1.1 Planta de lixiviación

El alto contenido de sulfuro de manganeso (alabandita) en el concentrado bulk

Pb-Ag constituyó un problema metalúrgico, que fue resuelto por la lixiviación

del MnS con ácido sulfúrico. Esto es en realidad una etapa de limpieza química.

Las reacciones químicas del proceso son:

MnS(S) + H2SO4(L) = MnSO4(L) + H2S(G)

CaCO3(S) + H2SO4(L) = CaSO4(S) + CO2(G) + H2O(L)

Los subproductos, tales como H2S, MnSO4, CO2, CaSO4.2H2O, ocasionaron

diversos impactos al medio ambiente. Ello obligó a que la empresa invierta en

medidas de control ambiental, tales como:

Construcción de una planta de Na2S.

Recuperación del Mn como MnO2, cuyo costo de producción resultó muy

caro.

3

Construcción de una planta de tratamiento de aguas ácidas en la cual se

precipita el Mn como Mn(OH)2, originando un gasto de US $ 30,000/mes en

consumo de cal, y con resultados no del todo aceptables, continuándose en

menor escala la contaminación del aire, agua, salud de los trabajadores y el

perjuicio de los equipos electrónicos de la operación, ocasionando costos

operativos altos.

Los resultados de estas medidas de mitigación resultaron insuficientes, y la

contaminación del agua y aire continuó, en perjuicio de la salud de los

trabajadores, de las instalaciones y equipos de la planta.

1.1.2. Planta de sulfhidrato de sodio – sulfuro de sodio

La planta puede producir independientemente tanto sulfhidrato como sulfuro de

sodio, las reacciones son las siguientes:

1) H2S + NaOH = NaHS + H2O

2) CO2 + 2NaOH = Na2CO3 + H2O

3) NaHS + NaOH = Na2S + H2O

El diagrama de flujo de la lixiviación y la planta de sulfuro de sodio es el

siguiente:

1

2. CIRCUITO ACTUAL

La empresa, con la finalidad de eliminar la lixiviación, decidió investigar y

encontrar solución en su raíz (proceso de flotación), buscando una tecnología

limpia, que permita eliminar los contaminantes generados por la planta de

lixiviación.

Se inició una serie de investigaciones con la finalidad de buscar opciones

técnicas para deprimir el manganeso en la flotación. Dichos trabajos se

realizaron simultáneamente en laboratorios del Canadá, Lima y la mina.

Se definieron los objetivos de las investigaciones:

• Evaluación del diagrama de flujo de la planta.

• Mejorar la recuperación de la plata.

PLANTA DE LIXIVIACION

Conc. Común de Pb-Ag-Mn

Relave reflotadoMnSO4,CaSO4,

Conc. Lixiviado Pb-Ag

Evaporador

Reactore

Mezclador

Tanque de NaOH al 20%

Faja transportadora de Na2S

H2SO4

H2S

NaHS

Na2S

Escamador

CO2

Tanques de 98% deH2SO4

2

• Buscar un esquema de reactivos que permitan deprimir el manganeso.

2.1. Descripción de la muestra usada en las pruebas

Elemento Leyes

Plomo

Zinc

Plata

Manganeso

Fierro

Azufre

Cobre

Arsénico

Antimonio

1.07 %

1.34 %

12.6 Oz Ag/t

10.46 %

6.58 %

6.54 %

0.02 %

0.30 %

0.07 %

2.2. Caracterización del Proceso para el Mineral de Uchucchacua

El mineral de Uchucchacua es extremadamente complejo, con una apreciable

cantidad de arcillas que interfieren en la flotación, además de la presencia de la

alabandita que tiene una flotabilidad similar a la de la pirita y esfalerita.

Por la naturaleza del mineral, los concentrados que produce la planta contienen

alta ley de Mn como alabandita, que requiere un proceso adicional de lixiviación

para eliminar el manganeso.

Debido a esta característica del mineral, se evaluaron diferentes

combinaciones de reactivos y se trató de encontrar las condiciones óptimas en

la flotación para una mejor recuperación de la plata, con baja ley de Mn.(< 5%

Mn) y así eliminar la lixiviación.

Se logró demostrar que se puede mejorar la recuperación utilizando xantatos y

dispersantes. Los xantatos son colectores débiles de manganeso, sin embargo

los reactivos usados en la planta A-4037, A-404 y A-31 son colectores buenos

para la alabandita.

3

Depresores como el NaCN mejoran la flotabilidad del Mn y se encontró además

que un incremento de cal en circuito incrementa también la flotabilidad del Mn.

Entones, se requiere una flotación específica para lograr un buena selectividad

entre el Pb-Ag y el Mn. El depresor A3-3 es el que mejor resultado ofrece para

la depresión del Mn. (El A3-3 es una mezcla de silicato de sodio, metabisulfito

de sodio y sulfato de aluminio).

2.3. Resumen de las Pruebas de Laboratorio

2.4. Evaluación de Colectores

Se realizaron pruebas con aerophines, mercaptanos, ditiofosfatos,

tiocarbamatos y xantatos.

- Los mercaptanos y los ditiofosfatos son buenos colectores del Mn y su

depresión se hace muy dificultosa.

- Los xantatos son colectores débiles del Mn y en presencia del depresor A3-3

se obtiene una buena depresión del Mn.

- Combinaciones de tiocarbamatos y aerophines logran concentrados altos

con bajas recuperaciones 62 % Ag.

- Combinaciones de xantatos con aerophines lograron los mejores resultados

en ley y recuperación.

2.5. Evaluación de Depresores

Se consideran como depresores: ZnSO4, Na2S, NaCN, Na2SiO3, A3-3

(depresor del manganeso). El A3-3 es una mezcla de Na2SiO3, Al2(SO4)3 y

Na2S2O5 en una proporción de 43:28:29 respectivamente.

Durante las pruebas se demostró que el NaCN incrementa la flotabilidad del Mn

y no es un efectivo depresor de la esfalerita, se reemplazó con el Na2S con

buenos resultados.

El A3-3 es un buen depresor del Mn y un buen dispersante para lamas.

4

2.6. Evaluación del Ph

La flotabilidad del Mn se incrementa en una flotación con pulpas ligeramente

ácidas, igual efecto se obtiene cuando el pH está sobre 8.5.

La presencia de cal reduce la selectividad entre el Pb-Ag y el Mn.

El modificador usado con mejores resultados es el carbonato de sodio o NaOH.

2.7. Evaluación de Colectores

En general, se puede lograr mejorar la recuperación de la plata con adiciones

de colectores específicos para la plata.

Los resultados obtenidos con aerophines-tiocarbamatos muestran

recuperaciones rougher sobre 80% y recuperaciones en las limpiezas de 70 a

76%, con leyes altas de Mn en los concentrados de limpieza (Tabla Nº1). Este

comportamiento del Mn es semejante al obtenido en la planta industrial.

Tabla Nº1

Leyes %, Oz Ag/Ton % DistribuciónReactivos Producto Peso% Pb Zn Ag Mn Pb Zn Ag Mn

Na2S=600 gr/tA3-3=250 gr/tZnSO4=300gr/t3418-A=30 gr/tR200M=75 gr/t

Pb 3º Cl ConcPb 1° Cl ConcPb 1° Cl+Cl Sc ConcPb 1° Cl TailPb rougher ConcPb rougher tail

8.2510.7712.769.51

22.2877.72

10.07.896.780.914.270.14

6.586.245.924.585.350.99

123.596.684.84.9

51.33.5

16.914.713.67.3

10.910.8

77.780.181.68.2

89.710.3

27.734.338.522.260.839.2

70.474.277.23.4

80.619.4

12.914.616.06.4

22.477.6

Cabeza (Calc) 100 1.06 1.96 14.1 10.8 100 100 100 100Leyes %, Oz Ag/Ton % DistribuciónReactivos Producto Peso

% Pb Zn Ag Mn Pb Zn Ag MnA3-3=300 gr/tZnSO4=300gr/t3418-A=30 gr/tR200M=75 gr/t


8.5310.5411.618.93

20.5479.46

9.778.087.370.364.320.16

7.557.667.623.605.870.58

131.1109.9101.8

5.159.73.0

16.514.814.08.4711.610.5

82.183.684.33.2

87.512.5

38.648.453.119.372.427.6

76.178.880.53.1

83.616.4

13.114.215.17.1

22.277.8


% Pb Zn Ag Mn Pb Zn Ag MnSO2=500 gr/tA3-3=600 gr/tZnSO4=300gr/t3418-A=30 gr/tR200M=75 gr/t


7.359.35

10.228.18

18.3981.61

11.08.558.170.404.710.18

5.675.745.632.774.361.09

148.6122.0113.6

6.065.83.3

18.516.315.68.3612.410.7

79.881.682.33.2

85.514.5

24.731.734.013.447.452.6

73.576.878.13.3

81.518.5

12.413.814.56.2

20.779.3

Cabeza (Calc) 100 1.01 1.69 14.8 11.0 100 100 100 100

5

Reduciendo el nivel de adición y/o cambiando el tipo de colector, la ley del

concentrado puede ser mejorada, como se muestra en la Tabla Nº2, en la cual

se evalúan diferentes combinaciones de colectores, apreciándose una

disminución de la recuperación de la Ag.

Una buena depresión del Mn se logra con el uso del xantato Z-6.

Tabla Nº2

Leyes %, Oz Ag/Ton % DistribuciónColector Producto Peso% Pb Zn Ag Mn Pb Zn Ag Mn

3418-A=30 gr/tZ-6=30 gr/t


3.468.029.753.70

13.4586.55

18.69.267.770.685.820.18

4.215.055.004.804.941.20

212.4127.2109.711.582.73.6

5.8014.013.38.0511.810.8

68.579.180.72.7083.416.6

8.523.828.610.439.061.0

51.471.575.03.0

78.022.0

1.810.311.82.7

14.685.4

Cabeza (Calc) 100 0.94 1.70 14.2 10.9 100 100 100 100Leyes %, Oz Ag/Ton % DistribuciónColector Producto Peso

% Pb Zn Ag Mn Pb Zn Ag MnA4037=30 gr/tR200M=40 gr/t


0.793.444.205.80

10.0090.00

39.818.515.61.207.250.1

3.934.974.882.583.551.58

616.2248.7210.811.735.26.3

9.0615.615.39.3311.911.0

31.163.265.36.9

72.227.8

1.79.6

11.58.4

20.080.0

31.756.057.94.5

62.337.7

0.64.85.84.9

10.789.3


% Pb Zn Ag Mn Pb Zn Ag Mn3418A=30 gr/tSF323=30 gr/t


1.755.469.505.02

14.5385.47

34.813.28.020.715.500.16

5.344.974.334.354.331.17

375.4165.2108.813.776.04.1

6.6613.913.87.9711.810.1

65.277.581.63.8

85.414.6

5.716.725.213.438.661.4

45.262.071.14.8

75.824.2

1.17.3

12.73.9

16.683.4


% Pb Zn Ag Mn Pb Zn Ag Mn3418A=30 gr/tSF323/3477(1:1)=40 gr/t


1.774.146.406.51

12.9187.09

38.718.512.40.566.420.18

6.116.886.323.144.721.34

442.1228.7159.610.084.04.9

10.516.616.58.5412.510.7

69.577.780.43.7

84.115.9

6.116.022.811.534.365.7

51.662.467.24.3

71.628.4

1.76.39.75.1

14.785.3

Cabeza (Calc) 100 0.99 1.78 15.1 10.9 100 100 100 100

2.7. Evaluación del Depresor A3-3

Se evaluó el comportamiento del A3-3, y se demostró que con el uso de este

reactivo las leyes del Mn en los concentrados Pb-Ag fueron reducidas de

20.8% a 5%, según se muestra en la Tabla Nº4, Fig. N°1.

6

Tabla Nº 4

Leyes %, Oz Ag/Ton % DistribuciónReactivos Producto Peso% Pb Zn Ag Mn Pb Zn Ag Mn

A3-3= 0NaCN=30 gr/tZnSO4=400 gr/tR4037=60 gr/tR404=60 gr/t


6.269.02

10.2511.9922.2377.77

12.89.228.190.373.980.18

4.566.166.217.947.190.27

164.1124.9112.9

9.257.03.28

20.817.616.37.7911.79.43

78.281.282.04.3

86.313.7

15.930.935.452.988.311.7

67.574.076.07.2

83.216.8

13.116.016.89.4

26.273.8


% Pb Zn Ag Mn Pb Zn Ag MnA3-3=600 gr/tNa2S=400 gr/tR200=25 gr/t3418=25 gr/tZ-6=70 gr/tFO Est=100 gr/t


5.238.47

12.858.22

21.0678.94

11.09.406.420.464.090.15

2.834.373.934.154.031.05

133.0127.592.79.9

60.42.8

11.010.511.79.0710.710.9

75.481.484.13.9

87.912.1

14.522.230.320.350.649.4

61.772.379.55.4

84.915.1

7.08.2

13.86.9

20.779.3


% Pb Zn Ag Mn Pb Zn Ag MnA3-3=800 gr/tZnSO4=600 gr/tNa2S=400 gr/t3418 =25 gr/tFO Est=100 gr/t


5.7910.3313.136.57

19.7080.30

10.87.546.200.694.360.14

2.523.934.204.184.201.13

129.2103.288.311.962.93.1

5.0011.211.68.3210.511.2

64.380.183.84.7

88.411.6

8.423.431.815.847.752.3

50.371.678.05.3

83.216.8

2.610.413.84.9

18.781.3

Cabeza (Calc) 100 0.97 1.73 14.9 11.1 100 100 100 100

Fig. 1

Efecto del A3-3

0

5

10

15

20

25

0 600 800

gr/t de A3_3

% Mn

7

2.8. Evaluación de la Cal

Existe una pérdida de selectividad entre el Pb-Ag y el Mn cuando se utiliza cal

en el circuito, tal como se muestra en la Fig. Nº 2, en la que se observan las

adiciones de cal al circuito Vs. la ley de Mn en el concentrado Pb-Ag.

Fig. Nº 2

2.9. Evaluación de Flowsheet

La evaluación de los flowsheet fue realizada basada sobre las pruebas

cerradas, en las que se establecieron la relación entre las leyes del

concentrado y la recuperación de la plata. Se evaluaron 4 flowsheet básicos.

1. Un flowsheet en la cual el relave del concentrado cleaner Pb-Ag y el

concentrado cleaner scavenger se remuelen antes de la limpieza.

2. Un flowsheet sin remolienda.

3. Un flowsheet en el cual se remuele la totalidad de los concentrados Ro, Sc

y Cl Sc antes de la limpieza.

4. Un flowsheet en el cual se remuele el concentrado Sc antes de la limpieza.

Las condiciones y resultados se muestran en la Tabla Nº 3.

Efecto de la cal

0

5

10

15

20

25

0 500 1000gr/t de CaO

% Mn

8

De los resultados obtenidos de estas pruebas se ha demostrado que la ley del

concentrado y la recuperación de la plata están en función de 2 factores

principales:

1. La cantidad y punto de adición de xantato.

2. Configuración del flowsheet, en la cual la remolienda es fundamental para la

depresion del Mn.

“Una mejora en la ley del concentrado sobre 360 Oz Ag/t no significa

necesariamente que el Mn se está deprimiendo”

Tabla Nº 3

Leyes %, Oz Ag/Ton % DistribuciónCondiciones deFlowsheet

Producto Peso% Pb Zn Ag Mn Pb Zn Ag Mn

Fig. Nº2ColectoresAerophineXantato Z-6

Pb Cleaner ConcZn Cleaner ConcAg Cleaner ConcAg Rougher tailing

3.972.84

10.0383.16

22.00.60.4

0.16

4.8546.00.450.09

272.229.917.22.2

8.573.408.6911.1

82.11.63.8

12.5

11.980.72.84.6

71.35.5

11.411.8

3.20.98.3

87.6

Cabeza (Calc) 100 1.06 1.62 15.2 10.5 100 100 100 100Leyes %, Oz Ag/Ton % DistribuciónCondiciones de

FlowsheetProducto Peso

% Pb Zn Ag Mn Pb Zn Ag MnFig. Nº3ColectoresAerophineXantato Z-6


3.652.799.99

83.57

23.60.830.500.16

4.2447.10.460.11

260.537.724.02.3

11.12.9

8.2610.7

80.62.24.7

12.5

9.681.82.95.7

63.87.1

16.113.0

4.00.88.0

87.2



% Pb Zn Ag Mn Pb Zn Ag MnFig. Nº3ColectoresAlta Cant. DeXantato Z-6


6.892.888.40

81.83

14.91.420.700.18

1.7647.60.620.09

138.751.126.02.2

3.263.0112.511.2

81.13.24.6

11.2

7.584.73.24.6

63.89.8

14.611.8

2.10.8

10.087.2



% Pb Zn Ag Mn Pb Zn Ag MnFig. Nº4ColectoresBaja Cant. DeXantato Z-6


3.632.96

10.6882.73

24.90.870.500.17

2.8147.90.880.12

279.738.222.32.3

4.233.9

11.211.1

80.32.34.9

12.5

6.082.85.55.8

65.27.3

15.312.2

1.41.1

11.286.2



% Pb Zn Ag Mn Pb Zn Ag MnFig. Nº5ColectoresBaja Cant. DeXantato Z-6


2.912.836.42

87.84

32.50.690.550.16

4.8648.40.700.10

354.628.927.82.4

8.582.484.9611.2

82.91.73.1

12.3

8.683.42.75.2

68.65.4

11.914.1

2.40.73.0

93.9

Cabeza (Calc) 100 1.14 1.64 15.0 10.5 100 100 100 100Condiciones deFlowsheet

Producto Peso%

Leyes %, Oz Ag/Ton % Distribución

9

Pb Zn Ag Mn Pb Zn Ag MnFig. Nº5ColectoresAlta Cant. DeXantato Z-6


3.892.723.98

89.41

23.70.580.490.17

4.2249.30.870.10

284.728.126.72.3

7.22.245.7510.9

83.11.41.8

13.7

10.182.42.15.4

74.25.17.1

13.5

2.70.62.2

94.5

Cabeza (Calc) 100 1.11 1.63 14.9 10.3 100 100 100 100

El flowsheet final recomendado incluye la remolienda de las espumas Ro, Sc y

Cl Sc, en la cual se puede incluir la remolienda del relave de la segunda

limpieza del concentrado Pb-Ag. Con esta opción se puede lograr una

recuperación adicional de la plata.

2.10. Esquema de Reactivos Recomendado

Las dosificaciones y puntos de adición de los reactivos que se muestran a

continuación son los que dieron mejores resultados tanto en ley de concentrado

como en recuperación, con una buena selectividad entre el Pb-Ag y el Mn, por

la buena depresión de la alabandita.

El depresor A3-3 está compuesto por Na2SiO3, Na2S2O5 y Al2(SO4)3 en una

proporción de 43:29:28. Es una suspensión coloidal que necesita continua

agitación.

Puntos de adición gr/tonReactivos

Molienda Ro Pb-Ag Cl Pb-Ag Acond. Zn Cl Zn

Depresores ymodificadoresNa2CO3Na2SZnSO4A3-3CaOCuSO4Colectores yespumantes3418-A4037Z-63894MIBC

1000400300600--

30----

1520-18

300300500

20

6

1300300

68

30050

4

10

3. CONCLUSIONES

• La presencia de arcillas tiene un efecto negativo en la velocidad de flotación

y su selectividad.

• La presencia de más de 10 especies mineralógicas, incluyendo plata nativa,

requiere de diferentes tipos de colectores que también pueden flotar

fácilmente la alabandita.

• La alabandita es el principal contaminante de los concentrados de Pb-Ag y

Zn. Algunos minerales de plata también contienen Mn, por lo cual la

depresión completa del Mn no puede ser posible.

• Durante el desarrollo de las pruebas se ha establecido que la selectividad

entre el Pb-Ag y el Mn depende de:

a) pH de flotación,

b) tipo de colector por utilizar y

c) fineza de la remolienda de espumas, antes de las etapas de limpieza.

• El nuevo flowsheet y el esquema de reactivos desarrollados en este trabajo

demuestran que se debe implementar en la planta concentradora.

4. RECOMENDACIONES

• Implementar el nuevo flowsheet y esquema de reactivos en la planta

concentradora.

• Optimizar el nuevo flowsheet y esquema con nuevos reactivos bajo las

condiciones de la planta concentradora, de acuerdo con la siguiente

secuencia:

- Instalar el molino de remolienda de espumas.

- Hacer los cambios en el flowsheet del circuito Pb-Ag.

- Hacer los cambios en el flowsheet del circuito Zn.

La implementación de todas las recomendaciones se inició en setiembre de

1999 y se terminaron en abril del año 2000, parando la planta de lixiviación el

1º de mayo del mismo año.

11

5. LOGROS ALCANZADOS

1. Reducción del costo de operación en 0.70$/Tcs, lo que representa 42,000

$/mes.

2. Dejar de consumir y transportar ácido sulfúrico en un promedio de 1,200 TM

al mes con un ahorro de US $ 120,000.

3. Dejar de usar cal en la planta de tratamiento de las aguas ácidas, con

precipitación del MnSO4, y cuyo consumo era del orden de 600 TM/mes,

representando un ahorro de US $ 30,000.

4. Dejar de producir Na2S con el uso de NaOH, cuyo costo representa US $

15,000/mes.

5. Dejar de emitir SO2 originado por la combustión de H2S remanente de la

planta de Na2S.

6. Las nuevas condiciones de trabajo inciden directamente en una mejora de

la salud de toda la población.

7. Eliminación de la generación de MnSO4, que impactó el agua de la laguna

por más de 25 años.

8. Eliminación total del H2S de los ambientes laborales y zonas urbanas del

campamento que también fueron impactadas por más de 25 años.

9. Eliminación de la corrosión de motores, tableros eléctricos, sistemas

electrónicos, infraestructura de la planta, lo que originaba un costo adicional

de $ 5,000 al mes.

10. Aumento en la recuperación de Ag en 3.9%, de acuerdo con los cuadros

metalúrgicos.

12

PARTE METALURGICO CON LIXIVIACION – UCHUCCHACUA ENERO DICIIEMBRE 1,999

PESO LEYES CONTENIDO METALICO DISTRIBUCION

PRODUCTO T.C.S. % Oz Ag/tcs % Pb % Mn % Zn Oz. Ag Ton Pb Ton Zn Ag Pb Zn

Cabeza 709 270,000 100,0 13,9 0,91 10,09 1,13 9 881 237 6 477,866 8 033,310 100,0 100,0 100,0

Conc. Pb-Ag 38 271,317 5,4 174,0 14,85 12,18 5,96 6 658 614 5 681,722 2 279,267 67,4 87,7 28,4

Relav Pb-Ag 670 998,683 94,6 4,8 0,12 9,91 0,86 3 222 623 796,144 5 754,044 32,6 12,3 71,6

Conc. Zn 10 799,442 1,5 43,1 6,81 42,07 465 466 4 543,288 4,7 56,6

Relave final 660 196,716 93,1 4,2 0,18 2 757 137 1 210,756 27,9 15,1

Conc. Lixiv. 27 217,255 3,8 244,6 20,88 2,68 0 0,000 0,000

R.C. Pb-Ag 18,533

R.C. Zn 65,677 Recuperación total de: 72,1 84,9

R.C. Lixiv. 1,406

R.C. Total 26,060

PARTE METALURGICO SIN LIXIVIACION – UCHUCCHACUA JUNIO 2,000

PESO LEYES CONTENIDO METALICO DISTRIBUCION

PRODUCTO T.C.S. % Oz Ag/tcs % Pb % Mn % Zn Oz. Ag Ton Pb Ton Zn Ag Pb Zn

Cabeza 54 000,000 100,0 16,6 1,16 11,70 1,71 894 530 625,402 923,476 100,0 100,0 100,0

Conc. Pb-Ag 2 731,848 5,1 227,4 20,47 3,27 6,76 621 350 559,267 184,807 69,5 89,4 20,0

Relav Pb-Ag 51 268,152 94,9 5,3 0,13 12,15 1,44 273 180 66,135 738,669 30,5 10,6 80,0

Conc. Zn 1 302,228 2,4 37,5 0,98 2,93 45,55 48 888 12,800 593,169 5,5 2,0 64,2

Relave final 49 965,924 92,5 4,5 0,11 0,00 0,29 224 292 53,335 145,500 25,1 8,5 15,8

R.C. Pb-Ag 19,767

R.C. Zn 41,467 Recuperación total de: 75 91,5 84,2

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CIRCUITO ANTERIOR CON LIXIVIACIÓN

Di

C

CIRCUITO ACTUAL SIN LIXIVIACIÓN

Cambio de Reactivos en Flotacion

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