Diseño de la Planta de Beneficio Cordillera S.A.C.

DEDICATORIA

Quiero dedicar este trabajo monográfico y toda mi carrera universitaria a Dios

quien de alguna forma siempre me dio las fuerzas necesarias para sobreponerme de

los duros golpes duros que da la vida.

También agradecer a mi familia quienes me brindan todo su apoyo en cada

decisión que he tomado.

Universidad Nacional José Faustino Sánchez Carrión

Diseño de la Planta de Beneficio Cordillera S.A.C.

AGRADECIMIENTOS

A la Facultad de Ingeniería Química y Metalúrgica que es la casa que me vio crecer

profesionalmente, que a través de su plana docente me dieron una buena formación

profesional.

A mi asesor el Ing. Berardo Beder, Ruiz Sánchez, por brindarme su apoyo para la

culminación del trabajo monográfico, y al Ing. Julio Tremolada Payano, quien me dio

la mano ante cualquier duda encontrada en el transcurso del desarrollo del siguiente

informe y al convocarme para la realización de este proyecto.

ii



PRESENTACIÓN

En la actualidad el Perú está creciendo de forma rápida y prospera en el ámbito

de la minería. Esto se debe a que en distintos puntos de nuestro país se van

encontrando yacimientos auríferos y polimetálicos no solo en la parte sierra sino

también en la costa e incluso selva de nuestro territorio.

El presente informe desarrollado en base a prácticas pre-profesionales en el

Instituto Iberoamericano de Metalurgia Extractiva S. A. C. en la sección de Diseño

y Planeamiento, específicamente en la realización de un diseño del Proyecto de

una Planta de Beneficio de Minerales mediante proceso de Merrill-Crowe para

procesar 100 t/día para la Corporación Cordillera S. A. C.

El propósito que se persigue con este trabajo es ampliar el saber y tener un

mayor conocimiento sobre el diseño del Proyecto de una Planta de Beneficio de

Minerales. En el desarrollo de este informe encontraremos diagramas, tablas y

gráficos que ayudaran a una mejor comprensión del tema.

Espero que el presente sirva como material didáctico que ayude a ampliar

conocimientos teóricos a personas que están inmersos en esta área de la metalurgia.

20 de Octubre del 2013

Oscar Fernando Campos Vidal.

iii



RESUMEN

En el presente informe de prácticas pre profesionales realizadas en el Instituto

Iberoamericano de Metalurgia Extractiva S. A. C., se ha resumido todas las

actividades y procesos realizados, en Planta como en el laboratorio metalúrgico, par

el diseño del Proyecto de una Planta de Beneficio de Minerales mediante proceso de

Merrill-Crowe para procesar 100 t/día para la Corporación Cordillera S. A. C.

En el presente informe se describen todas las etapas involucradas en el proceso

metalúrgico, además de considerar factores como la ubicación de la planta, los

ensayos metalúrgicos del mineral; los diagramas de flujo; los sistemas de

alimentación de mineral, agua y energía; la descripción de operaciones;

requerimiento de reactivos químicos, insumos y mano de obra; la disposición de la

cancha de relave; el manual de operaciones y manejo de contingencias y el plan de

cierre de la mina; además de considerar los costos involucrados en el proyecto.

iv



INDICE

DEDICATORIA ..........................................................................................................................ii

AGRADECIMIENTOS.............................................................................................................. iii

PRESENTACIÓN..................................................................................................................... iv

RESUMEN................................................................................................................................ v

I. INTRODUCCION ..........................................................................................................1

II. ASPECTOS GENERALES DE LA ZONA DEL PROYECTO ........................................4

2.1. Ubicación:........................................................................................................................ 4

2.2. Acceso:............................................................................................................................ 5

2.3. Topografía y Clima: .........................................................................................................6

2.4. Recursos:........................................................................................................................ 7

2.4.1. Abastecimiento de agua: ............................................................................................7

2.4.2. Mano de Obra:............................................................................................................ 8

2.4.3. Suministros:................................................................................................................ 8

2.4.4. Energía eléctrica: ........................................................................................................8

III. PRUEBA MICROSCÓPICA: .........................................................................................9

3.1. Granulometría y composición química de la muestra:................................................ 9

3.2. Estudio microscópico: ...............................................................................................10

3.2.1. Generalidades: .........................................................................................................10

3.2.2. Aspectos cualitativos: ...............................................................................................11

3.2.3. Aspectos cuantitativos:............................................................................................. 18

IV. PRUEBA METALÚRGICA ..........................................................................................21

4.1. Preparación mecánica y caracterización de la muestra: ............................................21

4.2. Cianuración mediante agitación en botella:................................................................ 21

4.3. Presentación de resultados: ........................................................................................22

V. DESCRIPCIÓN DEL PROCESO METALÚRGICO .....................................................24

5.1. Sección de chancado: .................................................................................................24

5.2. Sección de Molienda:.................................................................................................. 25

5.3. Sección Concentración Gravimétrica y Clasificación: .................................................25

5.4. Sección del Amalgamador: .........................................................................................25

5.5. Sección de Lixiviación: ................................................................................................26

5.6. Sección Separación Sólido/Líquido: ...........................................................................26

5.7. Sección Clarificación: ..................................................................................................26

v



5.8. Sección Merrill-Crowe: ................................................................................................26

5.9. Sección de fundición: ..................................................................................................26

VI. DIAGRAMA DE FLUJO Y RELACIÓN DE EQUIPOS ................................................27

6.1. Diagrama de Flujo: ........................................................................................................27

6.2. Relación de equipos:..................................................................................................... 28

VII. SISTEMA DE ALIMENTACIÓN ..................................................................................31

7.1. Stock de Minerales: .....................................................................................................31

7.2. Tolva de Gruesos: .......................................................................................................31

7.3. Tolva de Finos: ............................................................................................................31

VIII. DESCRIPCIÓN DE OPERACIONES ..........................................................................32

8.1. Transporte y Recepción de Mineral: ...........................................................................32

8.2. Chancado Primario: ....................................................................................................32

8.3. Chancado Secundario: ................................................................................................32

8.4. Tolva de Finos: ............................................................................................................32

8.5. Cianuración en tanque de Agitación: ..........................................................................33

8.6. Recuperación de los valores a partir de las soluciones ricas con polvo de zinc: .......33

8.7. Fundición de los precipitados de zinc- oro: .................................................................34

8.8. Refinación barra dore: .................................................................................................34

IX. REQUERIMIENTO DE REACTIVOS QUIMICOS, INSUMOS Y MANO DE OBRA . . .36

9.1. Reactivos a utilizar: .....................................................................................................36

9.1.1. Cianuro de sodio: ........................................................................................................36

9.1.2. Cal: ..............................................................................................................................36

9.1.3. Zinc: ............................................................................................................................37

9.1.4. Nitrato de Plomo: ........................................................................................................37

9.1.5. Bisulfato de Amonio: ...................................................................................................37

9.1.6. Sulfato de Cobre: ........................................................................................................37

9.1.7. Floculante: ...................................................................................................................38

9.1.8. Anti-incrustante: ..........................................................................................................38

9.1.9. Pre-Coat:..................................................................................................................... 38

9.2. Insumos: ......................................................................................................................39

9.2.1. Agua: ...........................................................................................................................39

9.2.2. Diesel (Petróleo): ........................................................................................................40

9.2.3. Electricidad: .................................................................................................................40

9.3. Mano de obra: .............................................................................................................41

X. CANCHA DE RELAVE ................................................................................................43

10.1. Ubicación: ...................................................................................................................43

10.2. Análisis de cancha de relaves: ....................................................................................44

vi



10.3. Diseño de la cancha de relaves: .................................................................................46

10.4. Preparación del terreno: ..............................................................................................47

10.5. Elección del diseño, construcción y equipamiento. ....................................................48

XI. MANUAL DE OPERACIONES Y MANEJO DE CONTINGENCIAS ...........................51

11.1. Manual de Operaciones: .............................................................................................51

11.1.1. La Supervisión en la Planta de Beneficio:.................................................................. 51

a) La responsabilidad del Supervisor: .............................................................................51

b) Funciones del Supervisor: ...........................................................................................51

11.1.2. Planeamiento de las Operaciones en Planta: .............................................................51

a) Objetivos de producción: .............................................................................................51

b) Procedimiento Estándar: .............................................................................................52

c) Procedimientos Transitorios: .......................................................................................52

d) Asignación del Responsabilidades:............................................................................ 54

11.1.3. La Seguridad en la Planta: ..........................................................................................62

11.1.4. Acciones Correctivas en las Operaciones de la Planta: .............................................63

11.1.5. Conclusiones: ..............................................................................................................64

11.2. Manual de Contingencias: ...........................................................................................65

11.2.1. Objetivo: ......................................................................................................................65

11.2.2. Alcance: ......................................................................................................................65

11.2.3. Responsabilidad: .........................................................................................................66

11.2.4. Emergencia:................................................................................................................ 66

11.2.5. Planes de Emergencia: ...............................................................................................68

XII. PLAN DE CIERRE ......................................................................................................69

12.1. Objetivos: ....................................................................................................................69

12.2. Criterios para el cierre: ................................................................................................70

12.2.1. Criterios ambientales: .................................................................................................70

a) Calidad del Aire: ..........................................................................................................70

b) Calidad de las Aguas: .................................................................................................71

c) Calidad del Suelo: .......................................................................................................71

d) Calidad de los Hábitats, Flora y Fauna: ......................................................................71

e) Paisaje y Morfología: ...................................................................................................72

f) Recursos Arqueológicos y Culturales Antiguos: .........................................................72

g) Medio Ambiente Humano: ...........................................................................................72

12.3. Asuntos referidos al cierre: .........................................................................................72

12.3.1. Control de Residuos Remanentes Físicos: .................................................................73

12.3.2. Control de Residuos Químicos: ..................................................................................73

12.3.3. Restauración y Recuperación de las Áreas Disturbadas: ...........................................73

vii



12.4. Plan de cierre para los componentes del proyecto: ....................................................74

12.4.1. Relavera:..................................................................................................................... 74

12.4.2. Relleno Sanitario Manual: ...........................................................................................76

12.4.3. Caminos o Vías de Acceso: ........................................................................................77

12.4.4. Planta de Tratamiento, Edificios e Instalaciones Auxiliares:....................................... 78

12.5. Monitoreo y Performance del Cierre: ..........................................................................81

XIII. CONCLUSIONES .......................................................................................................82

BIBLIOGRAFÍA .......................................................................................................................84

ANEXOS .................................................................................................................................85

viii



I. INTRODUCCION

El Instituto Iberoamericano de Metalurgia Extractiva S.A.C. es una sociedad

de profesionales consultores constituida en el año 2011, en la ciudad de Lima –

Perú, y entre los servicios que ejecuta abarcan desde la concepción de un

proyecto hasta el cierre de sus operaciones. Con una oficina en el Perú, y un

calificado equipo de profesionales, la compañía emprende proyectos minero

metalúrgicos, desde el planeamiento a la ejecución. Sus trabajos los realiza con

un profundo respeto por el medio ambiente, las normas que rigen la explotación

minera y por sus trabajadores, que son el pilar más valorado de la empresa.

Posee una infraestructura adecuada para realizar una investigación integral de

los minerales metálicos y no metálicos y de ingeniería de proyectos. Los

laboratorios que utilizan son de última tecnología dirigido por profesionales

certificados y cualificados.

Las investigaciones son realizadas en forma razonada y lógica con resultados

claros y precisos totalmente confiables.

La exploración es la primera parte de un largo proceso. En esta se perfora el

terreno en lugares previamente establecidos donde posiblemente se puedan

encontrar yacimientos de mineral. Al ser encontrados estos cuerpos

mineralizados, previa autorización de la autoridad competente, se procede a la

construcción de las instalaciones de minado (plantas de procesos, accesos de

acarreo del mineral, pilas de lixiviación, etc.). Una vez construidas, se inician las

fases conocidas como pre minado y minado; y posteriormente al carguío del

mineral para su proceso (IBEROMETEX, 2012)

El presente informe titulado: “Diseño de la Planta de Beneficio Corporación

Cordillera S.A.C.”, tiene por objetivo realizar un diseño del Proyecto de una

Planta de Beneficio de Minerales mediante proceso de Merrill-Crowe de 100 t/día

para la Corporación Cordillera S.A.C. en el año 2013, el cual surgió como una

1



necesidad de encontrar un método de beneficio más apropiado teniendo en

cuenta que la planta a diseñarse debe ser rentable y que a mediano plazo se

convierta en la base para una expansión de las actividades minero-metalúrgicas.

Para esto se contó con los estudios realizados en los laboratorios de CIMM

PERU al mineral de la mina Secocha.

Es así que a mediados del mes de Abril, se realiza una reunión extraordinaria

de socios de Corporación Cordillera S.A.C con la participación de Ing. David

Amankki y del Consultor Metalúrgico en Procesamiento de Minerales e

Hidrometalurgia, Ing. Julio Tremolada, para la presentación de la alternativa de

beneficio mineral, la cual consiste en el proceso de Merrill-Crowe, avalados con

los resultados corroborados en las pruebas metalúrgicas ensayadas al mineral

de cabeza.

Como resultado fue apoyar la implementación de un proceso de beneficio

mineral mediante el proceso de Precipitación con Polvo de Zinc, por ser un

proceso más limpio, y que se incluya en el diseño final de la planta lo siguiente:

Flexibilidad de las instalaciones para en un futuro, ampliar la capacidad de

tratamiento en por lo menos al 100 % de la capacidad diseñada y si fuera

posible poder ser adaptado para condiciones de proporcionar una

alimentación constante y de mayor tonelaje.

En lo posible se incluya en el diseño una alternativa para cianurar los relaves

a malla más fina.

Un sistema capaz de manejar pequeños volúmenes de mineral para

productores que desean vender el mineral de cabeza en tonelajes, es decir

que en la planta se pueda analizar y valorizar este mineral para cubrir si en

caso no se llegue a las 100 t/día y que también sirva como centro de acopio

para procesar mineral de otros lados.

Con estas resoluciones tomadas por los socios de Cordillera S.A.C, el

consultor metalúrgico dio inicio al desarrollo del Proyecto de Planta de Beneficio

de Mineral de la mina Secocha con capacidad de 100 t/día.

2



Objetivos:

Objetivo General

Diseñar una planta de beneficio para la Corporación Cordillera

S.A.C.

Objetivos Específicos

Determinar la ruta de beneficio según la caracterización química –

mineralógica de muestras minerales con la finalidad se inferir los

procesos de tratamiento del mineral para la obtención de una

máxima recuperación del mineral de interés.

Optimizar la eficiencia técnico – económica de las diversas

operaciones unitarias en la planta de procesos, e implementar

métodos confiables de diseño de nuevas instalaciones, basándose

en información experimental previa obtenida a menor escala (a partir

de laboratorio metalúrgico y / o planta piloto).

Evaluar la influencia individual y conjunta de las principales variables

de operación y diseño asociadas al proceso metalúrgico sobre una o

más respuestas.

El presente trabajo solo tomará en cuenta el estudio y el análisis de la

información encontrada relacionada al Diseño de una Planta de Beneficio de

minerales utilizando el Método de Merril-Crowe, tomando en cuenta aquellos

elementos que deban ser descritos para una mejor comprensión. La principal

limitante de la investigación se debe a la poca información relacionada al

Diseño de una Planta Metalúrgica que opere bajo estas características.

3



II. ASPECTOS GENERALES DE LA ZONA DEL PROYECTO

2.1. Ubicación:

La Planta proyectada se localiza a 3 horas y media de distancia desde la

mina Secocha, ubicada en la provincia de Caraveli, en el distrito de Chala-

Atiquipa, en el departamento de Arequipa. Razón importante para que se

construya en este sector es la presencia de una fuente de agua, caso que no

ocurre en las inmediaciones de la mina. Las operaciones del Proyecto se

desarrollarán a 9 m.s.n.m. Se cuenta con una terreno de 13,1697 has.

Figura 01: Ubicación Geográfica de la Corporación Cordillera S.A.C.

4



Figura 02: Ubicación de Cerro Venado y Pampa Secocha lugar donde esta localizada la mina

2.2.Acceso:

El acceso a la zona de la planta desde Lima es por vía terrestre,

aproximadamente 10 horas de viaje, a través de la carretera Panamericana

Sur, hasta la zona del poblado de Chala (612 km), en el sector Pampa

Buenavista, mediante carretera afirmada de 5 km, se llega a la zona del

proyecto, ubicado muy cerca de la Empresa Minera Orión S.A. sitio

proyectado para la planta de Beneficio de Minerales.

5



Figura 03: Plano del área de ubicación de la planta de procesamiento de minerales en la provincia de Chala

2.3.Topografía y Clima:

La zona de las operaciones mineras se localiza en montañas de

topografía no tan escarpadas pero con vegetación presente y fauna silvestre;

y quebradas de valles en forma de “V”, con laderas muy empinadas poco

estables, bisecadas por quebradas de fuerte pendiente, característicos de

cauces jóvenes y en su mayoría sin caudales de agua.

El área de instalación de la Planta se localiza en la Pampa Buenavista,

donde tenemos la presencia de conos de deyección con una morfología

levemente inclinada.

Debido a que la topografía de la zona es muy agreste, presenta muy

pocas laderas aprovechables, que están siendo afectadas principalmente

por la erosión natural.

La clasificación climática de la región es pre árido a semicálido pero con

6



presencia de vegetación, con temperaturas medias anuales que tienen un

máximo de 24 a 27 ºC y un mínimo de 12 a 15 ºC.

La precipitación pluvial es casi nula de abril a diciembre y esporádica

durante los meses de Enero a Marzo. Las escasas precipitaciones que

eventualmente ocurren se deben al trasvase de las nubes desde la

Cordillera y a la condensación de la humedad del Pacifico (ver Anexo 01).

Cabe señalar que se deberá aprovechar por gravedad el agua

subterránea que fluye por la zona y que será necesario la construcción de un

tanque de reservas en caso de algún imprevisto.

Figura 04: Zona donde se levantara la planta de procesamiento, muestra una

clara imagen de vegetación muy pobre debido a la falta de Agua.

2.4.Recursos:

2.4.1. Abastecimiento de agua:

La fuente de abastecimiento provendrá del canal perteneciente a la

misma zona, la cual será aprovechada por gravedad

7



2.4.2. Mano de Obra:

En el poblado de Chala, se encuentra suficiente mano de obra para la

planta proyectada, esto se refiere a la edificación, más adelante se

convocara concurso para el personal calificado en el proceso de planta.

2.4.3. Suministros:

El abastecimiento de insumos para la planta será desde la ciudad de

Lima, y los alimentos serán de la región.

2.4.4. Energía eléctrica:

Toda la energía eléctrica usada en la planta provendrá dos alternativas:

a) La primera alternativa será anexar la conexión eléctrica de la

Empresa Minera Orion S.A. cerca a nuestra futura planta de

procesamiento (3 km)

b) La segunda alternativa es anexar la línea principal de abastecimiento

de energía eléctrica ubicada a la altura del kilometro 612 de la

Panamericana Sur

8



III. PRUEBA MICROSCÓPICA:

Con el fin optimizar el diseño y la eficiencia del tratamiento por flotación, se

procedió a caracterizar mineralógicamente la muestra y cuantificar el grado de

liberación de las diversas especies mineralógicas presentes. Para esto se realizó

un estudio microscópico de 4 fracciones granulométricas de una muestra

compósito de mineral de cabeza, remitida por el Ing. David Amankki. Las

muestras fueron analizadas química y granulométricamente por el cliente, con

quien, de común acuerdo, se seleccionó para el estudio las fracciones +100,

+200, +400 y -400M. De cada fracción granulométrica se ha tomado una

porción representativa para confeccionar la respectiva probeta pulida para su

estudio microscópico. Las fracciones +100M, +200M y +400M han sido

estudiadas cualitativa y cuantitativamente; la fracción -400M sólo ha sido

estudiada cualitativamente ya que, como es conocido, la extremada fineza y

heterogeneidad del tamaño de grano no permite un conteo estadísticamente

representativo.

3.1.Granulometría y composición química de la muestra:

Los resultados del análisis químico por mallas, según información

proporcionada por el cliente se muestran en la Tabla 01.

Tabla 01: Los abonos y las plantas

Fracc.Granul.

% peso“Ag”oz/tc

Auoz/tc

Cu%

Fe%

+65 71,1 6,06 5,110 1,12 11,77+100 6,9 6,91 4,746 1,35 10,56+200 9,5 8,68 5,724 1,59 10,27+400 5,2 9,71 6,428 1,73 9,26-400 7,3 8,98 3,383 1,38 8,05

Fuente: Datos proporcionados por el cliente.

En cuanto a la granulometría, la Tabla 01 indica un material

“marcadamente grueso” (con algo más del 87 % de los granos con tamaños

> 200M), lo que resulta un tanto inusual, a pesar del proceso de

9



communición utilizado (chancado en circuito abierto). Por otra parte, los

resultados químicos indican un incremento constante de Ag y Cu entre las

fracciones +65 y +400M y un claro decremento en la -400M; en cambio, la

variación de los valores de Au en función de la granulometría es

completamente irregular. Por el contrario, los valores de Fe descienden

continuamente entre las fracciones +65 y -400M.

Como consecuencia, se tiene una buena correlación lineal entre Ag y Cu

y una pésima entre Au y todos los otros elementos. Esta observación, unida

a las observaciones microscópicas que se describirá más adelante, indican

una probable distorsión de los resultados analíticos debida a la presencia de

“oro grueso”.

3.2.Estudio microscópico:

3.2.1. Generalidades:

Los resultados cuantitativos (volumen %) son presentados en una

tabla compendio (Anexo 02) que incluye las 4 fracciones estudiadas.

En dicha tabla se consigna, separadamente, los porcentajes de

abundancia (volumen %) de las especies minerales presentes, tanto

bajo la forma de "partículas libres" (en las que una especie mineral

constituye más del 90 % del área de la partícula), como bajo la forma

de "partículas mixtas" (constituidas por la asociación de dos o más

especies minerales y donde cada una de éstas ocupa no menos del

10 % del área total). Como es conocido, los porcentajes de volumen

pueden ser fácilmente convertidos en porcentajes de peso, utilizando

las densidades de cada una de las especies minerales

correspondientes.

Adicionalmente, el estudio microscópico cuantitativo permite la

caracterización morfológica de cada partícula mixta, mediante la

determinación simultánea de los porcentajes de área y de periferia

ocupados por cada especie mineral participante; con tales datos se ha

calculado el grado de liberación parcial promedio, correspondiente a

10



cada especie mineral en cada tipo de partícula mixta (de esta manera,

el grado de liberación parcial resulta un indicador de la “aptitud de

reacción” de cada una de las especies minerales que aparecen

asociadas). Los grados de liberación parcial de las partículas mixtas y

de las libres (cuyo grado de liberación parcial se considera lógicamente

como 100) ponderados por los porcentajes de abundancia respectivos,

permiten calcular el grado de liberación total (G. L.) para cada especie

mineral, cálculo que se efectúa malla por malla (el G. L. resulta así una

expresión cuantificada de cómo varía la liberación de una especie

mineral de una malla a otra, en función del tamaño del grano). La

metodología utilizada y la nomenclatura de los tipos de partículas

pueden ser consultadas en la publicación de C. CÁNEPA y J.

MANZANEDA (2005).

Durante el conteo estadístico de partículas minerales bajo el

microscopio, todas aquellas ópticamente transparentes han sido

agrupadas bajo la denominación “gangas”. Una parte de las gangas

consiste de carbonatos. Por razones prácticas, la ocurrencia de rutilo y

de magnetita-hematita ha sido registrada dentro de las gangas.

Las ocurrencias de calcosita, covelita y digenita, libres o asociadas

entre sí han sido registradas bajo la denominación genérica “sulfuros

secundarios de cobre”.

3.2.2. Aspectos cualitativos:

Los minerales opacos observados son: arsenopirita, calcopirita,

cobre nativo, “electrum”, enargita, esfalerita, galena, lautita, “limonitas”,

magnetita-hematita, sulfuros secundarios de cobre, pirrotita y pirita.

La arsenopirita es muy escasa y mayormente de tamaño diminuto;

algunas veces se presenta libre pero mayormente ocurre asociada con

enargita.

11



La calcopirita es moderadamente abundante y de variado tamaño;

ocurre libre o bien en amarres complicados, especialmente con pirita,

esfalerita y galena. Gran parte de los granos están parcial a totalmente

reemplazados por sulfuros secundarios de cobre (preferentemente

bornita); estas asociaciones son registradas como partículas libres y

asignadas al mineral que ocupa la mayor parte del área. Una parte

aparece como finas diseminaciones dentro de esfalerita 2.

El cobre nativo es extremadamente escaso; se presenta asociado

con “limonitas”.

El “electrum” (oro nativo argentífero, de color amarillo pálido) se

presenta como pequeñas inclusiones (tamaños < 40 micrones) dentro

de pirita o de “limonitas”.

La enargita es algo escasa; una parte se presenta como partículas

libres, otras veces se presenta estrechamente asociada con

arsenopirita, ambas separadas por un borde constituido por un mineral

de color verde-amarillento pálido y muy anisótropo que hemos

identificado preliminarmente como lautita.

La esfalerita se presenta en variedad de tamaños; la del tipo 2 (con

abundantes y finas diseminaciones de calcopirita) es mucho más

abundante que la del tipo 1 (libre de diseminaciones). Ocurre en parte

como partículas libres y en parte asociada con galena o con sulfuros

secundarios de cobre (que la reemplazan).

La galena es algo escasa. Se presenta en parte como partículas

libres con su superficie generalmente teñida por sulfuros secundarios

de cobre; también forma amarres con los otros sulfuros, de tamaños

finos y difíciles de liberar.

Las “limonitas” son moderadamente abundantes; se forman

esencialmente como resultado de la oxidación de la pirita, a la cual

reemplazan parcial hasta totalmente.

12



La magnetita forma generalmente partículas aisladas, la mayor parte

de las cuales se presentan parcial o totalmente reemplazadas por

hematita.

Los sulfuros secundarios de cobre (bornita, digenita y calcosita)

ocurren en parte como partículas libres. Reemplazan a todos los

sulfuros primarios, especialmente a pirita y esfalerita, y forman amarres

difíciles de liberar.

La pirita es el sulfuro más abundante; se presenta en granos de

variados tamaños y formas. Forma amarres de variada complejidad con

las “limonitas” y con los sulfuros secundarios de cobre (especialmente

con digenita o con covelita) y algo más simples con los otros sulfuros o

con las gangas.

Figura 05: Fracción +100M: Galena, calcopirita, esfalerita 2, pirita y gangas

libres; una parte de las gangas consiste de carbonatos (C).

13



Figura 06: Fracción +100M: Pirita, limonitas y gangas como partículas

libres. Una de las piritas contiene finas inclusiones de “electrum” (marco

amarillo).

Figura 07: Fracción +100M: Pirita y gangas (G) como partículas libres.

Partículas mixtas: galena/pirita y calcopirita/sulfuros secundarios de

cobre/pirita

14



Figura 08: Fracción +200M: Pirita (p), calcopirita (c), limonitas (L) y

abundantes gangas (G) como partículas libres. Una de las gangas consiste

de carbonatos (C).

Figura 09: Fracción +200M: Pirita y gangas como partículas libres. Una

pirita (marco amarillo) contiene finas inclusiones de “electrum”.

15



Figura 10: Fracción + 200M: Pirita (p), galena (g), enargita (e) y gangas (G)

como partículas libres. La superficie de la enargita está ligeramente

manchada por sulfuros secundarios de cobre.

Figura 11: Fracción + 400M: Galena (g) con superficie inusualmente teñida,

calcopirita con inclusión de bornita, pirita (p) y gangas (G) como partículas

libres. Partículas mixtas: enargita/lautita (x) / arsenopirita y calcopirita/pirita /

gangas (marco negro)

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Figura 12: Fracción + 400M: Calcopirita, pirita (p) y gangas (G) como

partículas libres. Partícula mixta: pirita/”electrum”/gangas (marco amarillo).

En la fracción -400M la liberación es excelente; sólo se observa

escasas partículas mixtas de los tipos; calcopirita/pirita y galena/pirita.

Dentro de las partículas libres destacan la pirita y las “limonitas”; siguen

en orden decreciente de abundancia: calcopirita, galena, esfalerita y

sulfuros secundarios de cobre. Se registró aislada ocurrencia de cobre

nativo.

Figura 13: Fracción -400M: Pirita (p), calcopirita (c), galena (g), bornita,

limonitas (L) y gangas (G) como partículas libres.

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Figura 14: Fracción -400M: Pirita (p) y gangas (G) como partículas libres.

Partícula mixta compuesta de cobre nativo/limonitas (marco rojo).

3.2.3. Aspectos cuantitativos:

Los resultados correspondientes a las 3 fracciones granulométricas

que, en conjunto, representan algo más del 23 % peso total de la

muestra, son los indicados en la Tabla del Anexo 02. Bajo la forma de

partículas libres, los minerales opacos registrables son: calcopirita,

esfalerita, enargita, galena, limonitas, sulfuros secundarios de cobre y

pirita. Los porcentajes de enargita son insignificantes y los de los otros

sulfuros varían irregularmente de una fracción a otra, con excepción de

la pirita que disminuye lenta pero constantemente hacia las fracciones

finas; consecuentemente, los porcentajes de gangas varían también

irregularmente en función del tamaño de grano.

Las partículas mixtas son considerablemente variadas pero el total

de ellas alcanza apenas un 1,85 % en la fracción +100M; luego

disminuye levemente hacia las fracciones finas hasta alcanzar un

1,15 % en la fracción +400M. En concreto, los amarres son difíciles de

liberar pero la masa total de ellos es de escasa significación.

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Los resultados de los análisis granulométrico y químico indican que

hay una variación muy irregular de la ley de Au en función del tamaño

de grano; dicha irregularidad contrasta con la regularidad de las leyes

de Ag y Cu (ambas aumentan entre las fracciones +65 y +400M y

disminuyen en la -400M) y la de la ley de Fe (que disminuye

constantemente hacia las fracciones más finas). Si se compara las

variaciones de la ley de Au con las variaciones de los porcentajes de

los probable principales minerales portadores indirectos de Au (pirita y

limonitas) resulta evidente que los análisis químicos de Au (y

probablemente también los de Ag) están distorsionados, seguramente

debido a la presencia de “oro grueso” (granos de “electrum”). Por tal

razón sería muy recomendable analizar químicamente este tipo de

material usando el método de “retalla”.

Los resultados del estudio microscópico cuantitativo indican

claramente que no hay un incremento significativo de la liberación de

las menas por debajo de 100M, lo que significa que es suficiente

aplicar una molienda moderada.

De acuerdo con los resultados del estudio microscópico, se puede

concluir lo siguiente:

i. Los portadores de Cu en esta muestra son los sulfuros

secundarios de cobre, la calcopirita, el cobre nativo y la enargita

(los dos primeros claramente más abundantes que los

restantes).

ii. El Fe está alojado en la pirita, en las limonitas, en la esfalerita,

en la calcopirita y en la magnetita-hematita.

iii. La presencia de “electrum” indica que es el principal portador

directo de Au (y lógicamente también de Ag); mientras que

pirita y limonitas serían portadores indirectos.

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iv. La presencia de esfalerita y la de galena indican la necesidad

de analizar este material por Zn y Pb.

v. La mineralogía de la muestra indica la posibilidad de aplicar

flotación y obtener 3 concentrados: a)Cu, b)Pb y c) Zn. Es muy

probable que el Concentrado de Cu arrastre la mayor cantidad

de pirita (de no ser así, se debe incrementar la flotabilidad de

dicho mineral) con lo cual se tendría un bulk Cu-Ag-Au. El

problema son las limonitas cuyo escape al Relave significará

pérdidas importantes de valores. Por otro lado, es conveniente

investigar la posibilidad de intercalar un equipo gravimétrico a la

salida del molino, con el objeto de captar el oro grueso.

Finalmente, hay que contar con una eventual contaminación del

Concentrado de Cu, por As y Sb, debido a la presencia de

enargita y lautita.

Por sus características mineralógicas, se puede inferir que este

material procede del borde de contacto entre la Zona de Oxidación y la

Zona de enriquecimiento secundario.

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IV. PRUEBA METALÚRGICA

Se solicitó los servicios de CIMM PERU, para realizar pruebas de cianuración

por agitación en botella a una muestra, con la finalidad de determinar el

comportamiento metalúrgico del mineral con contenidos de Au y Ag.

Las pruebas desarrolladas tuvieron como objetivo principal conocer los

consumos de cal, cianuro y el grado de recuperación del oro y plata. La

preparación mecánica de las muestras consistió en chancado, homogenizado, y

el pulverizado al 100 % -200M para la prueba de cianuración.

Los resultados obtenidos de las pruebas de lixiviación en botella nos indica

que la recuperación de oro es de 79,72% y de la plata es 8,64%.

4.1.Preparación mecánica y caracterización de la muestra:

La muestra inicial entregada fue de 6,5 kg, con una granulometría variada

de partículas mayores a 1/4”.

Se tomó una muestra aleatoria, la cual se homogenizo, cuarteo y

pulverizo para el análisis químico del mineral de cabeza, así mismo la

prueba de cianuración se utilizó 400 g, previamente pulverizado al 100 % en

-200M.

4.2.Cianuración mediante agitación en botella:

Para esta prueba se realizo lo siguiente:

Se pesó 400 g de muestra y con ella se preparó un volumen de 100 cm3

de solución de cianuro de sodio (NaCN) con una concentración de 0,05 %

para una relación sólido/líquido de 1 a 2,5 y obtener una pulpa con el

28,6 % de sólidos.

La cianuración se realiza por agitación por roleo en botella.

Se realizaron muestreos en los siguientes tiempos: 1, 6, 12, 24, 48, y 72

horas; el volumen de cada muestra obtenida fue de 40 cm3, de los cuales

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se utilizo 10 cm3 para titulación (por duplicado) con solución de nitrato de

plata (AgNO3).

Luego los 20 cm3 restantes de muestra se guardo en tubos de ensayos de

vidrio para el análisis químico correspondiente.

Durante la prueba se mantuvo constante la concentración de NaCN al

0,05 % y con un pH de 10,50 a 11,00.

La muestra de 10 cm3 se utilizó para titular con solución de AgNO3 al

0,02464N y rodamina al 0,1 % como indicador, empleándose el gasto de

AgNO3 en la determinación del consumo de cianuro.

El procedimiento se repite para cada una de las muestras de 40 cm3.

4.3.Presentación de resultados:

Las leyes de Au, Ag, Cu y Fe de la cabeza ensayada se muestran en la tabla

siguiente:

Tabla 02: Leyes de Au, Ag, Cu y Fe de la cabeza ensayada

Au(g/t)

Ag(g/t)

Cu(g/t)

Fe(g/t)

84,98 23,7 0,272 5,471

Fuente: Informe de ensayo OCT5044.R11

Se logró recuperación del 79,72 % de Au y 8,64 % de Ag.

Se verifica que el mineral presenta una lixiviación adecuada para la

recuperación de Oro, mas no para la Plata.

En la siguiente tabla se muestra la ley de ripio de la cianuración.

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Tabla 03: Ley de ripio de la cianuración

Au(g/t)

Ag(g/t)

18,53 22,2

Fuente: Informe de ensayo OCT5044.R11

El alto contenido de Au en el ripio y constatando la curva de la cinética

de cianuración casi constante a partir de las 24 horas, nos hace suponer

que el Au se encontraría encapsulado ya sea en el cuarzo o en la pirita.

El consumo promedio de Cianuro de sodio es de 4,421 kg/t y de cal

0,675 kg/t.

Se muestra un consumo alto de cianuro de sodio el cual puede ser

causado por la presencia de Cu y Fe en el mineral.

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