OPERACIÓN PLANTA DE PROCESOS PLANTA CONCENTRADORA …

UNIVERSIDAD NACIONAL DE SAN AGUSTIN DE AREQUIPA

FACULTAD DE INGENIERIA DE PROCESOS

ESCUELA PROFESIONAL DE INGENIERIA METALURGICA

OPERACIÓN PLANTA DE PROCESOS

PLANTA CONCENTRADORA Pb/Ag y Zn

Informe por Servicios Profesionales

presentado por el Bachiller:

RUIZ VELASQUEZ, JUNIOR MILTON

Para optar el título profesional de:

INGENIERO METALURGISTA

AREQUIPA – PERU

2020

i

DEDICATORIA

Este trabajo se lo dedico a Dios por permitirme tener vida, salud y poder

realizar uno más de mis propósitos profesionales.

A mi querida Esposa Gisella por sus palabras y confianza, por su amor

y brindarme el tiempo necesario para concluir con el presente trabajo.

A mis hijos Gael y Mía que son el motor y motivo para seguir adelante

y darles lo mejor de mí.

A mi madre Nancy y mis abuelos Leonor y Nolberto por brindarme su

amor, apoyo, comprensión y educación durante toda mi formación

profesional.

A mi hermano Roberto por creer en mí y brindarme sus palabras de

aliento.

Agradezco a todos mis Maestros de la Escuela Profesional de Ingeniería

Metalúrgica, por brindarme sus enseñanzas y dedicación a nuestra

formación profesional.

ii

PRESENTACIÓN

Señor Decano de la Facultad de Ingeniería de Procesos

Señor Director de la Escuela Profesional de Ingeniería Metalúrgica

Señores Miembros del Jurado.

Cumpliendo con el Reglamento de Grados y Título de la Escuela Profesional de

Ingeniería Metalúrgica, de la Facultad de Ingeniería de Procesos de la Universidad

Nacional de San Agustín de Arequipa, pongo a vuestra consideración el presente

Informe de Servicios Profesionales, que, de ser Aprobado, pretendo optar el Título

Profesional de Ingeniero Metalurgista.

El presente Informe de Servicios Profesionales titulado: “OPERACIÓN PLANTA DE

PROCESOS PLANTA CONCENTRADORA Pb/Ag y Zn”; describe la operación de una

planta concentradora a la cual se aplica un proyecto de optimización en sus operaciones

de flotación a fin de incrementar la recuperación de sus valores y calidad de los

concentrados, lo cual se esquematiza en base a los capítulos siguientes:

En el Capítulo I: Describe aspectos generales de la “COMPAÑÍA DE MINAS

BUENAVENTURA S.A.A.” y su “Unidad Minera Mallay”.

En el Capítulo II: Se describe la Planta Concentradora; desde la recepción de mineral

proveniente de mina hasta el despacho de concentrados y disposición de relave.

En el Capítulo III: Se realiza el estudio de optimización de los circuitos de flotación

plomo, plata y zinc basados en análisis de datos, pruebas de flotación, trabajos

aplicados y un pilotaje que sustenten la inversión del proyecto.

Finalmente se presenta las Conclusiones, Bibliografía y Anexos.

Bachiller: JUNIOR MILTON RUIZ VELASQUEZ

iii

OPERACIÓN PLANTA DE PROCESOS

PLANTA CONCENTRADORA Pb/Ag y Zn

INDICE

DEDICATORIA ii

PRESENTACIÓN iii

ÍNDICE iv

RESUMEN vi

ABSTRAC vii

CAPITULO I – GENERALIDADES

1.1. HISTORIA 1

1.1.1. COMPAÑÍA DE MINAS BUENAVENTURA 1

1.1.2. UNIDAD MALLAY 5

1.2. UBICACIÓN GEOGRAFICA 8

1.3. VIAS DE ACCESO 9

1.4. POLITICA, VISION, MISION DE LA EMPRESA 11

1.4.1. POLITICA INTEGRADA 11

1.4.2. VISIÓN 12

1.4.3. MISIÓN 13

1.5. GEOLOGÍA 13

1.5.1. SECTOR DEL MANTO ISGUIZ 14

1.5.2. CARACTERÍSTICAS MINERALÓGICAS 15

CAPITULO II – DESCRIPCION DEL PROCESO

2.1. CHANCADO 18

2.2. MOLIENDA 19

2.3. FLOTACION 20

2.3.1. FLOTACION Pb/Ag 20

2.3.2. FLOTACION Zn 21

2.4. CONCENTRADOS 23

2.4.1. ESPESAMIENTO 23

2.4.2. FILTRADO 24

2.4.3. DESPACHO DE CONCENTRADOS 24

2.5. DISPOSICION DE RELAVES 25

iv

2.6. BALANCE METALURGICO 26

2.7. BALANCE DE MASA E HIDRICO 27

2.8. CONSUMO DE REACTIVOS Y MEDIOS DE MOLIENDA 28

CAPITULO III – OPTIMIZACION DE LOS CIRCUITOS DE FLOTACION

3.1. ANTECEDENTES 30

3.2. OBJETIVOS 31

3.3 TRABAJOS REALIZADOS PREVIOS A LA IMPLEMENTACION DEL PROYECTO

DE OPTIMIZACIÓN 31

3.3.1. USO DE MALLAS METALICAS AUTOLIMPIANTES EN LA ZARANDA 6’ x 16’ 32

3.3.2. ELIMINACION DE LOS CIRCUITOS ABIERTOS EN FLOTACION DE Pg-Ag y Zn 32

3.3.3. ELIMINACION DE LA REMOLIENDA A LOS CONCENTRADOS SCAVENGER

Y CONCENTRADOS SCAVENGER-CLEANER EN CIRCUITOS Pb-Ag y Zn 33

3.3.4. SELECCIÓN DEL ESQUEMA DE REACTIVOS 33

3.3.5. IDENTIFICACIÓN MINERALÓGICA 36

3.3.6. PRUEBAS DE FLOTACIÓN 38

3.3.7. BALANCE DE MATERIA DE LA FLOTACION CON SOFTWARE BILMAT 9.2 43

3.3.8. INSTALACION DE BOMBAS VERTICALES DE 3 ½” 44

3.4. PRUEBAS PILOTO 45

3.4.1. ADICION DE AIRE AL ACONDICIONAR 5’ x 5’ EN CIRCUITO DE FLOTACION

Pb-Ag. 45

3.4.2. MODIFICACIÓN DE LA CELDA ROUGHER N° 1 DEL CIRCUITO Pb-Ag. 46

3.4.3. FABRICACIÓN Y MONTAJE DE UNA CELDA UNITARIA DE 4’ x 6’. 46

3.5. PROYECTO DE OPTIMIZACIÓN 47

3.6. RESULTADOS 48

CONCLUSIONES 52

BIBLIOGRAFIA 53

ANEXOS 54

ANEXO 1: DIAGRAMA DE FLUJO DE LA PLANTA CONCENTRADORA MALLAY 450 TMSD 55

ANEXO 2: DIAGRAMA DE FLUJO DE LA PLANTA CONCENTRADORA MALLAY 600 TMSD 56

ANEXO 3: ANALISIS COSTO BENEFICIO DEL PROYECTO 57

ANEXO 4: LISTA DE EQUIPOS 58

ANEXO 5: ESPECIFICACIONES TÉCNICAS DE COMERCIALIZACIÓN DE CONCENTRADOS 59

ANEXO 6: ANALISIS DE COSTOS POR TONELADA MÉTRICA MINADA – AÑO 2016 60

v

RESUMEN

Compañía de Minas Buenaventura S.A.A., agrega a sus registros de producción a su

Unidad Minera Mallay desde el mes de abril del 2012. Mina polimetálica (plomo, plata y

zinc) con explotación subterránea.

En el transcurso de siete meses de operación se ve la necesidad de integrar nuevos

equipos en los circuitos de flotación, con la finalidad de optimizar las recuperaciones de

valores y calidad de los concentrados. Para lograr estos objetivos se elabora la

optimización de los procesos de flotación de plomo, plata y zinc, que toma como base

de cálculo la producción obtenida entre los meses de julio a octubre del 2012, por ser el

período donde se estabilizan los parámetros generales de operación.

Se realiza una prueba piloto del proyecto durante los meses de noviembre y diciembre

del 2012 en la misma planta, haciendo modificaciones e instalaciones simples, con lo

que se obtienen los resultados que justifican la inversión en este proyecto.

El proyecto fue aprobado por el directorio de Buenaventura el cual tuvo los siguientes

indicadores financieros: TIR de 68.53%, VAN $ 2’024,956 y un tiempo de retorno de la

inversión de 16 meses. La implementación de este proyecto se culminó en junio del

2013 y entró en funcionamiento a partir del mes de julio del 2013.

PALABRAS CLAVE: Optimización, Flotación, Polimetálico, Plomo, Plata, Zinc.

vi

ABSTRACT

Company de Minas Buenaventura S.A.A., has added its Mallay Mining Unit to its

production records since April 2012. Polymetallic mine (lead, silver and zinc) with

underground exploitation.

In the course of seven months of operation, the need to integrate new equipment in the

flotation circuits is seen, in order to optimize the recovery of values and quality of the

concentrates. To achieve these objectives, the optimization of the lead, silver and zinc

flotation processes is developed, which takes as the basis of calculation the production

obtained between the months of July to October 2012, as this is the period where the

general parameters of operation.

A pilot test of the project is carried out during the months of November and December

2012 in the same plant, making modifications and simple installations, with which the

results that justify the investment in this project are obtained.

The project was approved by the Buenaventura board of directors, which had the

following financial indicators: IRR of 68.53%, NPV $ 2,024,956 and a return on

investment of 16 months. The implementation of this project was completed in June 2013

and it became operational as of July 2013.

KEY WORDS: Optimization, Flotation, Polymetallic, Lead, Silver, Zinc.

1

CAPITULO I

GENERALIDADES

1.1. HISTORIA

1.1.1. COMPAÑÍA DE MINAS BUENAVENTURA

Compañía de Minas Buenaventura es una empresa peruana productora

de metales preciosos con más de 67 años de experiencia en actividades

de exploración, desarrollo, construcción y operación de minas.

Iniciamos nuestro camino en 1953 con la adquisición de la mina Julcani,

en Huancavelica. Desde entonces desarrolla una cultura empresarial que

tiene como eje el cuidado del medio ambiente, la salud y la seguridad de

todos sus colaboradores y el respeto a las comunidades.

Somos la primera empresa minera latinoamericana en listar en la Bolsa

de Valores de Nueva York desde 1996.

2

Sus logros más sobresalientes son:

1956: Incorporación de la Mina Recuperada en el distrito de Huachocolpa,

Huancavelica.

1960: Inauguración de la planta de concentración Corralpampa en

Huachocolpa, Huancavelica.

• Inicio de operaciones en Orcopampa, Arequipa

• Inicio de exploraciones en Uchucchacua en la provincia de

Oyón, Lima.

1967: Inauguración de la planta concentradora de Orcopampa.

1969-73: Instalación de la Planta piloto en Uchucchacua.

1972: Constitución de subsidiaria, Compañía de Minas Colquirrumi S.A.,

en Haulgayoc, Cajamarca y Constitución de subsidiaria, Compañía

Minera Condesa en Huachocolpa, Huancavelica.

1975: Instalación de la Planta industrial de Uchucchacua

1977: Constitución de subsidiaria Buenaventura Ingenieros S.A. (BISA)

1978-79: Ampliación de las operaciones de Uchucchacua y agresiva

campaña de exploraciones en Julcani incluyendo el inicio de la

construcción del túnel Gandolini de 4.5 km.

1979: Constitución de Inversiones Mineras del Sur (IMINSUR), Cía.

Minera Shila S.A, Empresa Minera Iscaycruz

• Constitución de subsidiaria Compañía Minera Toachi S.A.,

Ecuador

• Incorporación de Sociedad Minera El Brocal, Colquijirca,

subsidiaria de Cerro de Pasco.

• Intervención de la Internacional Finance Corporación (IFC)

como accionista e inversionista en el plan de expansión de

Uchucchacua.

1980: Ampliación de las operaciones en Julcani.

• Construcción de la Central hidroeléctrica de Patón (1,500 KW)

en Ututo, Unidad de Producción de Uchucchacua.

1981: Instalación de la Planta de sulfuro de sodio, Uchucchacua.

1982: Inicio de exploraciones en la región de Yanacocha.

3

1983: Conclusión del túnel Gandolini, Julcani.

1985: Construcción de la Línea de alta tensión desde Huancavelica hasta

las minas de Castrovirreyna pasando por Julcani y Huachocolpa

que distribuye energía de la hidroeléctrica del Mantaro

• Incorporación de Inversiones Mineras del Sur.

1988: Construcción de la Planta hidroeléctrica de Huancarama (2,600

Kw), Orcopampa.

1992: Se constituye Minera Yanacocha S.A con participación de

Buenaventura Newmont y BRGM.

1993: Primera barra de doré de Yanacocha.

1995: Venta de participación en Empresa Minera Iscaycruz S.A. a

Glencore.

1996: Opción de compra de 9.17% de Minera Cerro Verde a Cyprus-

Amax.

• Inscripción de Buenaventura en la Bolsa de valores de Nueva

York y colocación del programa de ADR.

• Aumento de la participación de Buenaventura en Yanacocha

(bajo medida cautelar).

• Adquisición del 100% de Cedimin (bajo medida cautelar).

1997: Construcción de Línea de alta tensión desde de 48 kms desde

Chacua hasta Cerro de Pasco, conexión al sistema nacional.

• Nuevo molino en Chacua permite duplicar la producción.

1998: Inicio de exploraciones en la veta Nazareno, mina Chipmo,

Orcopampa.

2000: INMINSUR inicia la construcción del proyecto Antapite.

• Acuerdo final y definitivo entre Buenaventura, Newmont y

BRGM que ratifica el incremento de participación en minera

Yanacocha y Cedimin.

2001: CONENHUA construye una línea de transmisión de 220 Kv de 147

kms, entre Trujillo y Cajamarca, para atender a Yanacocha y que

además permite la electrificación de Cajamarca y sus alrededores.

• INMINSUR inicia la operación de la mina Antapite, en Ica.

2002: Inicio de construcción del Túnel Patón en Uchucchacua.

4

2003: Inicio de construcción de planta de cianuración en Orcopampa.

• Culminación de la construcción del Túnel Patón en

Uchucchacua.

2004: Inicio de operaciones de la planta de cianuración de Orcopampa.

• Inicio de proyecto de profundización de la mina Chipmo,

Orcopampa.

• CONENHUA inicia la construcción de la Línea de Transmisión

en 138Kv de 104Km entre Callalli y Ares.

2005: Buenaventura incrementa participación en Cerro Verde a 18.3% y

es considerada “Empresa Familia” por los auditores externos.

2006: El directorio de Buenaventura toca la campana del New York Stock

Exchange para celebrar 10 años del listado.

• Se completa la construcción de la planta de cianuración de

Uchucchacua.

• Buenaventura adquiere el 100% de INMINSUR.

• Buenaventura adquiere el 100% de Poracota.

2007: Se completó la construcción de la planta concentradora de Cerro

Verde para tratar el mineral sulfuro primario.

2008: Buenaventura completa el 100% de la cancelación del libro de

coberturas.

• Yanacocha inicia operaciones en el Goldmill.

• El Brocal inicia tratamiento del mineral de Marcapunta Norte.

2009: El Brocal inicia la expansión de la planta concentradora de 6,000 a

18,000 TPD.

• Buenaventura adquiere 100% del proyecto Breapampa.

• Buenaventura descubre el depósito Chucapaca.

• La Zanja inicia construcción.

2010: La Zanja inicia operaciones para producir 100,000 onzas de oro al

año.

• Se inicia la construcción de la Central Hidroeléctrica Huanza.

• Tantahuatay inicia construcción.

2011: Alberto Benavides se retira del Directorio de Buenaventura.

5

• Tantahuatay inicia operaciones para producir 100,000 Oz. de

oro al año.

• Se inicia la construcción de la planta de manganeso en Rio

Seco.

• Se inicia la construcción del proyecto Breapampa.

2012: Se inician las operaciones en Mallay.

1.1.2. UNIDAD MALLAY

Las actividades mineras en la zona de Mallay, se iniciaron en la época

colonial, habiéndose hallado evidencias de labores a media barreta. En

1980, el Sindicato Minero Río Pallanga inició la exploración del área de

Mallay. Durante este tiempo, Río Pallanga construyó la carretera hasta

Mallay y la mina Fortuna. En noviembre de 1988, se encontraron 107,750

tn de mineral en esta mina, con 5.2 oz/t Ag, 4.3% Pb y 2.0% Zn. Río

Pallanga se vio obligado a abandonar el área al declararse en quiebra.

En marzo de 1997, Minera Mallay encontró la mina Fortuna 84,000 tn de

mineral con 5.1 oz/t Ag, 5.1% Pb y 5.2% Zn. En la planta concentradora de

Mina Fortuna, propiedad de la Universidad Nacional de Ingeniería (UNI), se

reportaron leyes de 3.2 oz/t de Ag, 3.7% Pb y 5.3% Zn. Esta planta tiene

una capacidad de procesamiento de 120 tn/día. En agosto de 1998, Minera

Mallay paralizó los trabajos de producción y exploración en la mina Fortuna.

Luego, en noviembre de 1999, Pan American Silver evaluó la mina Fortuna

y determinó que no tenía atractivo para sus requerimientos. Durante esta

evaluación se identificaron cuatro mantos de mineral potencial de

1,000,000 tn con 4.9 oz/t Ag, 4.4% Pb, 4.6% Zn y 0.28% Cu.

Pan American Silver continuó la construcción del camino hasta el área de

Isguiz para facilitar la exploración de esta zona mediante perforaciones

diamantinas.

6

Después de muestrear el manto principal de Isguiz, se realizaron tres

perforaciones de las cuales sólo una llegó a hacer contacto con el manto.

Luego de esto, Pan American Silver abandonó el área. A fines de 2003

Buenaventura realizó trabajos de mapeo y muestreo en superficie en el

área de Isguiz. A raíz de los buenos resultados obtenidos, se ejecutó una

campaña de exploración mediante perforaciones diamantinas,

fundamentada y aceptada con la Declaración Jurada N° 422-2004-

MEN/AAM del 13 de setiembre de 2004.

En julio del 2010 Buenaventura inició la etapa de construcción y

preparación de la Unidad Mallay, ejecutando obras diversas tanto en

superficie como en el subsuelo, estas obras incluyeron:

• Construcción y Mejoramiento de carreteras.

• Construcción de la planta concentradora.

• Construcción de la represa en la laguna Lacsacocha.

▪ Preparación de los tajos en interior mina y Continuación de las

exploraciones en las vetas Isguiz, Pierina y María.

Fuente: Compañ’ia de Minas Buenaventura S.A.A

Imagen 1

Mejoramiento de la carretera Puente Pico - Mallay

7


Imagen 2

Punto de inicio de la carretera a Chiptaj, nace del tramo Lacsacocha


Imagen 3

Construcción del dique para la represa de la laguna Lacsacocha

8


Imagen 4

Campamentos del proyecto

1.2. UBICACIÓN GEOGRAFICA

La Unidad Mallay se encuentra en el distrito y provincia de Oyón,

departamento de Lima en la Vertiente Occidental de la Cordillera de los

Andes, en la cuenca del río Huaura, a una altitud entre 4 000 m.s.n.m., a

4.931 m.s.n.m., a 4 Km. al Norte del pueblo de Mallay (en línea recta), sobre

los terrenos superficiales de la Comunidad Campesina de Mallay. La

Unidad Mallay comprende las concesiones: Tres Cerros, Tres Cerros 8,

Tres Cerros 9, Tres Cerros II, Chanca 13, Chanca 11, Tres Cerros 3, Tres

Cerros 5 y Tres Cerros 7, pertenecientes a Compañía de Minas

Buenaventura. Ubicación en coordenadas centrales UTM 8 819 313 N, 296

313 E.

9


Imagen 5

Ubicación Mallay

1.3. VIAS DE ACCESO

El acceso a la Unidad Mallay se puede realizar por dos vías, la principal lo

constituye la ruta de Lima hasta la Unidad. La ruta inicia por la

Panamericana Norte hasta el desvío Santa Rosa (altura del río Huaura) y

luego hasta Sayán, y se continúa por Churín, con rumbo a Oyón se

encuentra el desvío Mallay que conduce al poblado del mismo nombre y a

una hora sobre camino carrozable se encuentra la Unidad Mallay.

10

Cuadro 1

Acceso Lima – Huacho – Sayán – Mallay

Tramo Vía Distancia

(Km)

Tiempo

(Hora)

Lima - desvío Santa Rosa por

la Panamericana Norte Carretera asfaltada 103 1h y 45 min

Desvío Santa Rosa – Sayán Carretera afirmada 20 30 min

Sayán – Churín Carretera afirmada y

ancha

60 1h y 45 min

Churín - desvío Mallay Carretera afirmada 12,50 25 min

Desvío Mallay - Mallay Carretera afirmada 8 20 min

Mallay - Isguiz Trocha afirmada 8 20 min

Total 211,5 5 h y 05 min


El acceso secundario es el que une Lima - La Oroya - Cerro de Pasco de

320 Km. asfaltado, luego Cerro de Pasco - Uchucchacua de 70 Km,

Uchucchacua – desvío hacia Mallay 42,50 Km, desvío Mallay – Mallay y

por último Mallay - Isguiz afirmado, totalizando 448,50 Km.

Cuadro 2

Acceso Lima - Cerro de Pasco – Uchucchacua – Mallay

Tramo Vía Distancia

(Km.)

Tiempo

(Hora )

Lima - La Oroya - Cerro de Pasco Carretera central

totalmente asfaltada 320 5 h

Cerro de Pasco – Uchucchacua Carretera afirmada 70 1 h y 45 min.

Uchucchacua - desvío Mallay Carretera afirmada 42,50 1 h y 20 min.

Desvío Mallay - Mallay Carretera afirmada 8 20 min

Mallay - Isguiz Trocha afirmada 8 20 min.

Total 448,5 8 h y 45 min


11

En la Imagen 6. Esquema de las rutas de acceso, se presenta la Ubicación

de la Unidad Mallay y las vías de acceso principales.


Imagen 6

Esquema de las rutas de acceso

1.4. POLITICA, VISION Y MISION DE LA EMPRESA

1.4.1. POLITICA INTEGRADA

Somos una empresa minero metalúrgica productora de minerales y

metales.

La persona humana es el eje central de la empresa.

Nuestras actividades se rigen por la práctica de los siguientes valores:

integridad, laboriosidad, honestidad, lealtad, respeto y transparencia.

PACIFICOMinas

Limite de Dpto.

Carretera Afirmada

Carretera Pavimentada

Ferrocarril

Rios

CAJATAMBO

OCEANO

HUACHO

LIMA

CANTA

CHANCA

SAYAN

CHANCAY

CHURIN

OYON

ANCASH

HUANCAVELICA

ICA

CAÑETE

YAUYOS

HUACHOCOLPA

JULCANI

PERU

JUNIN

PASCOCERRO DE

HUAROCHIRI

L DE JUNIN

YANAHUANCA

LA OROYA

OCEANOPACIFICO

LIMA

HUANUCO

ECUADOR

HUANCAYO

CHILE

BRASIL

BOLI

VIA

COLOMBIA

JUNIN

L PUNRUN

SANTANDER

RAGRA

ISCAYCRUZ

ANAMARAY

UCHUCCHACUA

RAURA

MOROCOCHA

YAUYOS

Provincias

120 Km.0

12

Nuestros actos se fundamentan en los siguientes compromisos:

Alcanzar nuestros objetivos y metas de seguridad y salud ocupacional,

medio ambiente, calidad y relaciones comunitarias, en concordancia con la

Visión y Misión de la empresa.

Cumplir la legislación aplicable, requisitos y compromisos asumidos por la

empresa relacionados con la seguridad y salud ocupacional, además de los

aspectos de calidad, los ambientales y sociales.

Prevenir las lesiones y enfermedades de nuestros colaboradores y

visitantes, así como impactos ambientales y sociales adversos que

pudieran ser generados por nuestras actividades y productos.

Desarrollar un proceso permanente de mejora continua del Sistema de

gestión de seguridad y salud ocupacional, medio ambiente, calidad y

relaciones comunitarias.

Trabajar respetando las costumbres locales, promoviendo la identidad y el

desarrollo sostenible de nuestro entorno local.

Utilizar las mejores prácticas y tecnologías económicamente factibles para

asegurar la calidad de nuestras actividades, procesos y productos.

1.4.2. VISIÓN

“Buenaventura es una empresa minero metalúrgica, globalmente

competitiva. Somos líderes en términos de seguridad y generación de

oportunidades para el desarrollo integral de nuestro equipo humano, así

como en rentabilidad y creación de valor para los accionistas. Estamos

plenamente comprometidos con un manejo responsable del medio

ambiente y con el desarrollo sostenible de las comunidades en las que

operamos.”

13

1.4.3. MISIÓN

• Formar y mantener un equipo humano multidisciplinario con excelencia

empresarial.

• Llevar a cabo operaciones minero metalúrgicas de manera segura y

eficiente aplicando los más altos estándares de la industria.

• Promover el crecimiento y el desarrollo orgánico, principalmente a

través de las exploraciones y la investigación metalúrgica.

• Propiciar nuestra asociación con empresas afines de primer nivel en el

mundo.

• Adquirir y desarrollar activos mineros en Iberoamérica.

• Diversificar nuestra producción a otros metales o minerales

industriales.

• Mantener el contacto y la transparencia con nuestros accionistas, las

autoridades y demás partes interesadas.

• Aplicar las mejores prácticas de Gobierno Corporativo.

• Lograr excelencia ambiental en nuestras Operaciones y exploraciones.

• Desarrollar y promover alianzas estratégicas con las comunidades con

las comunidades donde operamos, participando activamente en favor

de su Desarrollo Sostenible.

• Lograr un ambiente de trabajo que promueva el desarrollo humano y

profesional en todos los ámbitos de la Empresa.

1.5. GEOLOGIA

En un área de 3 km x 3 km se encuentran 11 estructuras que suman

5.650.m de longitud de afloramiento mineral con 3.10 m de ancho

promedio. El común para las primeras 10 estructuras, es que se encuentran

dentro de las calizas del Jumasha y su relleno es de calcita manganífera.

La estructura 11 llamada Manto Isguiz fue ligeramente reconocida hace

unos 100 años, su mineralización polimetálica de Zn-Pb-Ag, con un manto

de 3,50 m de potencia que no fue atractiva en esos años, limitándose a la

14

explotación de vetas angostas y cortas en longitud y muy irregulares con

algún contenido relativamente mayor en plata.

En el Cuadro 3, se presenta la longitud de los afloramientos mineralizados

del yacimiento Mallay.

Cuadro 3

Afloramientos mineralizados del yacimiento Mallay.

Nº Veta Longitud (m) Ancho Promedio

1 Sansón 1 000 4,00

2 Sansón N 500 3,00

3 Danitza 500 6,00

4 Sara 150 1,00

5 R. Sansón 150 0,60

6 Blanquita 1000 1,00

7 Nicole 550 2,00

8 Jazmín 750 5,00

9 R. Jazmín 100 1,00

10 Karina 150 1,00

11 Manto Isguiz 800 3,50

Total 5 650 3,12


El mineral a procesar es proveniente principalmente desde el Manto Isguiz,

por lo cual detallaremos a continuación:

1.5.1. SECTOR DEL MANTO ISGUIZ

El Manto Isguiz es una estructura - falla de reemplazamiento siguiendo el

contacto arenisca Farrat con las calizas Pariahuanca. Su potencia

promedio es de 3,50 m y aflora cerca y pegado al flanco derecho del

Anticlinal cerrado de Isguiz, donde tiene un rumbo N 45° W y 60° de

buzamiento al norte.

15

Su mineralogía consiste de pirita con manchas de esfalerita oscura, galena

fina y escasa calcopirita. En superficie se le puede seguir por más de 850

m, de los cuales gran parte está oxidado y fuertemente lixiviado formando

una depresión en cajas calcáreas con decoloración y calcitización en

tramos.

Debido a los trabajos anteriores (se estima unos 100 años atrás), se

observan varias labores de longitudes con más de 100 m de largo en forma

de cruceros, medias barretas y tajeos muy irregulares con criterio artesanal.

Asimismo, se observa que se explotaron vetitas < a 0,5 m de ancho, cortas

e irregulares y algunos seudo mantos < a 0,5 m de ancho, con mayores

valores en plata (20 Oz Ag y 10% Pb y 2 g de Au).

El manto principal de Isguiz de Zn-Pb-Ag fue interceptado y reconocido con

2 niveles (Nivel 1 y Nivel 2) corriendo galerías de 8 y 60 m, respectivamente.

Al parecer en esos tiempos no era comercial el Zn por lo que se abandonó

el sector.

1.5.2. CARACTERISTICAS MINERALOGICAS

El detalle de las características mineralógicas del yacimiento Mallay se

presentan en los Cuadros 4: Características del Mineral a tratar, Cuadro 5:

Minerales de menas y Cuadro 6 Mineral de Ganga Metálicos y No

Metálicos.

Cuadro 4

Características del mineral a tratar

Descripción

Origen Skarn distal formando estructuralmente de cuerpos y vetas con fuerte control estructural.

Naturaleza Masiva y brechoide

Sustancia El mineral se presenta principalmente como sulfuros (ejemplo: sulfuros, esfalerita, galena, pirita, marmatita, calcita, pirrotita, granates, clorita, epidota, anfiboles).

Elementos Zinc, plomo y plata.


16

Cuadro 5

Minerales de menas

Descripción Porcentaje

Esfalerita (10%)

Galena (5%)

Tetraedrita argentífera (2%)

Argentita (<<1%)

Calcopirita (<<1%)


Cuadro 6

Mineral de Ganga Metálicos y No Metálicos

Descripción Porcentaje

Mineral de Ganga: Metálico

Pirita (20%)

Pirrotita (5%)

Arsenopirita (5%)

Marcasita (1%)

Estibina (1%)

Jamesonita (1%)

Mineral de Ganga: No Metálico

Calcita (20%)

Cuarzo (20%)

Clorita (5%)

Sericita (2%)

Feldespatos (2%)

Anhidrita (<<1%)


17

CAPITULO II

DESCRIPCION DEL PROCESO

La Planta de Procesos tiene una capacidad de tratamiento total de 450 TMSD

para lo cual cuenta con las siguientes operaciones unitarias: Chancado Primario,

Chancado Secundario, Molienda - Clasificación, Flotación Pb-Ag, Flotación Zinc,

complementándose con las etapas de Espesamiento - Filtrado de Concentrados

y un relave final producto de las operaciones de flotación; es conducido a una

etapa de Espesamiento - Almacenamiento para posteriormente ser bombeado

hacia la Presa de Relaves 1A.


Imagen 7

Planta Concentradora Mallay.

18

2.1. CHANCADO

El mineral proveniente de la mina, se descarga directamente a la tolva de

gruesos de 60 TM de capacidad sobre su parrilla de 12” de abertura, por

medio de camiones provenientes de las tolvas de minas o desde la zona

de apilamiento de mineral del nivel 4255 (stock pile) ubicado al Nor Este de

la Planta de Chancado.

De la tolva de gruesos con capacidad 60 TM se alimenta a una chancadora

primaria de quijadas de 20” x 32”, mediante un alimentador de faja de 42”

x 9.4 m, el mineral es triturado en esta etapa a un tamaño menor a 3.5”,

para luego ser enviado mediante la faja transportadora Nº 1 de 24” x 21.14

m a una tolva intermedia de 500 TMH de capacidad.

La descarga de la tolva intermedia es mediante un alimentador de faja de

36” x 8 m que descarga hacia la faja transportadora Nº 2 de 24” x 37.44 m

La faja transportadora Nº 2 descarga el mineral a una zaranda vibratoria de

6” x 16” de doble piso; el piso superior con una abertura de 1½ pulg y el

piso inferior con una abertura de 12 mm. Ambos gruesos de la zaranda

(over size) son enviados mediante la faja transportadora Nº 3 de 24” x 27.9

m a la chancadora secundaria de tipo cónica HP200 para volver a ser

triturados, producto que se mezcla con el mineral de chancado primario,

para luego retornar a la zaranda vibratoria de 6” x 16” mediante la faja

transportadora Nº 2 para cerrar el circuito de clasificación.

Sobre la faja transportadora Nº 1 después de la chancadora primaria se

tiene ubicado un electroimán autolimpiante, y sobre la faja #03 se tiene un

detector de metales, para eliminar los elementos ferrosos.

Los finos de la zaranda (under size) es el producto final para molienda

(100% - 12 mm), el cual será almacenado en una tolva de finos de 1000

TMH de capacidad.

19

El circuito de chancado opera durante 5.4 horas procesando 450 TMD.

Ver Flow Sheet en el Anexo I.

2.2. MOLIENDA

El mineral proveniente de la tolva de finos se descarga por medio de dos

alimentadores de faja de 36” x 9.2 m, los cuales alimentan a una faja

transportadora Nº 4 de 24” x 9.4 m que a su vez descarga a la faja

transportadora Nº 5 de 24” x 25.4 m donde se encuentra instalada una

balanza electrónica de faja para el control del tonelaje y cuya descarga

alimenta a un molino de bolas 8’ x 10’ tipo over flow. El producto de

molienda se envía a una bomba horizontal de 6” x 4”, que trabaja en circuito

cerrado con un nido de hidrociclones D-10 (dos en operación y uno en stand

by), donde se realiza la operación de clasificación, los gruesos del

hidrociclón (under flow) retornarán al molino de bolas 8´ x 10´, cerrando el

circuito con una carga circulante de 300%.

Los finos del hidrociclón (over flow) son el producto final de molienda (P80

= 120 micrones), el cual se envía por gravedad al circuito de flotación

plomo-plata.


20


Imagen 8

Molino 8’ x 10’

2.3. FLOTACION

2.3.1. FLOTACION Pb/Ag

Los finos del Hidrociclón D-10 se envían por gravedad a un muestreador

automático de mineral de cabeza y luego la pulpa es conducida a una celda

unitaria 4’ x 6’, donde se inicia la flotación Pb-Ag, las espumas de esta celda

se juntan por gravedad con las del Cleaner III Pb-Ag y forman el

concentrado Pb-Ag final, el relave de esta celda va hacia un tanque

acondicionador 5’ x 5’.

La pulpa del acondicionador alimenta a cuatro celdas OK-3R donde la

primera celda (Rougher I Pb-Ag) produce una espuma que se descarga a

la bomba vertical de 2 ½”, y luego se envía hacia las celdas Cleaner III Pb-

Ag; el relave alimenta a las siguientes tres celdas OK-3R (Rougher II Pb-

Ag) y cuyas espumas se envían mediante una bomba vertical de 2 ½” hacia

21

las celdas Cleaner I Pb-Ag (cuatro celdas Denver Sub-A N° 24) y el relave

de las celdas del Rougher II Pb-Ag, se descargan al banco de celdas

Scavenger Pb-Ag (cuatro celdas OK-3R), las espumas del Scavenger Pb-

Ag se envían a dos bombas verticales de 2 ½” (una en operación y otra

en stand by) las cuales retornan la pulpa hacia el acondicionador 5’ x 5’ Pb-

Ag. Las espumas del Cleaner I se envían a las celdas Cleaner II (cuatro

celdas Denver Nº 24) y las espumas del Cleaner II se dirigen a las celdas

Cleaner III donde se obtiene el concentrado final de Pb-Ag el cual se envía

por gravedad al muestreador automático de concentrado Pb-Ag y después

al espesador de 20 pies de Pb-Ag. El relave de las celdas Cleaner III se

alimenta a las celdas del Cleaner II y el relave de esta alimenta al Cleaner

I finalmente el relave del Cleaner I se envía por gravedad hacia las bombas

verticales de 2 ½” que retornan las espumas del Scavenger Pb-Ag hacia

acondicionador 5’ x 5’ Pb-Ag.


2.3.2. FLOTACION Zn

El relave del Scavenger Pb-Ag (cabeza del circuito de flotación Zn) se

descarga a dos bombas horizontales 4” x 3” (una en operación y otra en

stand by) que operan en circuito abierto con un nido de dos ciclones D-6,

los finos (over flow) de los ciclones D-6 se envía hacia dos tanques

acondicionadores de Zn 6.5’ x 6.5’ N° 1 y N° 2, instalados en serie, los

gruesos de los ciclones D-6 se envían hacia el Molino de bolas 5’ x 6’ (uno

en operación y otro en stand by), tipo over flow, que trabaja en circuito

cerrado con dos bombas horizontales 3” x 2” (una en operación y otra en

stand by) y un nido de dos hidrociclones D-6, los finos (over flow) de los

ciclones D-6 se envía hacia dos tanques acondicionadores de Zn y los

gruesos (under flow) retornan al molino 5” x 6”, en esta etapa de remolienda

y clasificación se lleva la pulpa hasta una granulometría de P = 80 100

micrones. El rebose del acondicionador Zn N° 2, se envía por gravedad al

banco de celdas Rougher Zn (cuatro celdas OK-3R), las espumas de las

22

celdas Rougher Zn son enviadas por medio de dos bombas horizontales 3”

x 2” (una en operación y otra en stand by) a las celdas Cleaner I (cuatro

celdas Denver Nº 24) y el relave del Rougher se alimenta al banco de

celdas Scavenger (cuatro celdas OK-3R) donde se producen espumas que

van al cajón de las bombas 4” x 3” de relave Plomo-Plata; y el relave de

esta etapa (relave final) se envía al muestreador automático de relave,

desde donde se descarga por gravedad al espesador de 50’ de relave.

Las espumas del Cleaner I van al Cleaner II (cuatro celdas Denver Nº 24)

y a su vez estas espumas van al Cleaner III (cuatro celdas Denver 18 Sp)

donde se produce el concentrado final de Zinc que se envía luego al

muestreador automático de concentrado de Zn, el relave del Cleaner III se

descarga a las celdas del Cleaner II y el relave del Cleaner II a las celdas

del Cleaner I y finalmente el relave del Cleaner I se envía a las bombas

horizontales 4” x 3” cerrando el circuito de flotación de Zn.



Imagen 9

Circuitos de Flotación Pb-Ag y Zn

23

2.4. CONCENTRADOS

La descarga de concentrado para cada Holding Tank (Plomo-Plata y Zinc)

se envía a un filtro prensa de 1500 x 1500 mm automático, el cual filtra

ambos concentrados en forma independiente (Plomo-Plata y Zinc), en 12

horas aproximadamente, la descarga del filtro se envía a una faja reversible

que descargar el concentrado de plomo-plata y de zinc, a su stock

respectivo.

2.4.1. ESPESAMIENTO

El concentrado final proveniente del circuito de flotación plomo plata, se

envía a un espesador de 20 pies de diámetro por gravedad; con la finalidad

de eliminar parte del agua de su composición para obtener una densidad

adecuada para el filtrado (2,100 g/l), el concentrado espesado (under flow),

se envía mediante dos bombas horizontales de 1.5” x 1” (una en operación

y otra en stand by) a un Holding Tank de 13’ x 15’ donde se almacena para

luego ser enviado a la etapa de filtrado y el rebose del espesador (over

flow), se envía de retorno a un tanque de agua para el abastecimiento al

circuito flotación Pb- Ag.

El concentrado final proveniente del circuito de flotación zinc se envía a un

espesador de 20 pies de diámetro por gravedad; con la finalidad de eliminar

parte del agua de su composición para obtener una densidad adecuada

para el filtrado (2,000 g/l), el concentrado espesado (under flow), se envía

mediante dos bombas horizontales de 1.5” x 1” (una en operación y otra en

stand by) a un Holding Tank de 13’ x 15’ donde se almacena para luego ser

enviado a la etapa de filtrado y el rebose del espesador (over flow), se envía

de retorno a un tanque de agua para el abastecimiento al circuito flotación

Zn.

24

2.4.2. FILTRADO

Se cuenta con dos líneas independientes de alimentación a un Filtro Prensa

Andritz 1500 x 1500 mm, de 21 placas, una para el concentrado de Pb-Ag

y la otra para el concentrado de Zn; ambas líneas cuentan con dos bombas

horizontales de 5” x 4” (una en operación y otra en stand by) que envían los

concentrados desde los Holding Tank hacia el Filtro Prensa, además se

cuenta con una faja transportadora reversible instalada en la descarga del

Filtro Prensa, que envía las tortas de concentrado hacia la cancha de Plomo

o la cancha de Zinc de manera sincronizada según el tipo de concentrado

que se filtra, la operación se realiza en forma automática con la ayuda del

PLC del Filtro.

La humedad promedio obtenida para el concentrado de Pb-Ag es de 9.0%

y para el concentrado de Zinc es de 10%, de esta forma los concentrados

quedan en condiciones favorables para su manipuleo, transporte y

comercialización.

2.4.3. DESPACHO DE CONCENTRADOS

Los concentrados filtrados de Pb-Ag y Zn, son depositados en rumas

debajo del filtro para su homogenización y muestreo previo a su carguío a

granel en camiones.

El carguío se realiza con un cargador frontal y el muestreo se realiza

tomando unas 12 muestras de cada palada, para su posterior análisis por

contenidos de elementos y humedad. Los camiones cargan en promedio

32 tm de concentrado, que son pesados en una balanza electrónica de 60

tm de capacidad. Cada camión cuenta con compuertas hidráulicas las

cuales son aseguradas con precintos de seguridad por el encargado del

carguío. Todos los camiones son remitidos con sus respectivas guías de

remisión y resguardos a su punto de destino.


25

2.5. DISPOSICION DE RELAVE

El relave proveniente del circuito de flotación zinc se envía a un espesador

de 50 pies de diámetro; la descarga del espesador (under flow), se envía a

un Holding Tank 40’ x 40’, el cual alimenta a una bomba de diafragma que

envía el relave a una cabeza de 400 m y 1950 m. de tuberías de acero de

6” revestidas interiormente con 1” de poliuretano, hacia la presa de relaves

1A revestida interiormente con geomembrana de HDPE. El relave es

depositado directamente en el vaso de la relavera en la parte Sur y contiene

aproximadamente 30% de agua de saturación; el agua sobrenadante de la

presa de relaves se retorna a la Planta para su reutilización como agua

industrial, mediante dos bombas tipo turbina vertical (una en operación y

otra en stand by), que se ubican al norte de la relavera.



Imagen 10

Relavera 1A

26

2.6. BALANCE METALURGICO

Productos

Peso Leyes Contenido Metálico Distribución

RC

TMS Au g/t Ag Oz/t % Pb % Zn Gr. Au Oz. Ag Pb/TMF Zn/TMF %Au %Ag %Pb %Zn

Cabeza 427.8 0.36 7.51 5.42 7.23 156.1 3,211 23.20 30.93 100.00 100.00 100.00 100.00

Concentrado Ag-Pb 37.9 0.34 67.37 52.31 6.90 12.8 2,554 19.83 2.62 8.23 79.54 85.49 8.46 11.28

Concentrado Zn 55.0 0.16 6.73 3.03 47.57 8.8 370 1.67 26.14 5.61 11.52 7.19 84.51 7.78

Relave Final 334.9 0.40 0.86 0.51 0.65 134.5 287 1.70 2.18 86.16 8.94 7.32 7.03

8.23 91.06 85.49 84.51

Producción Total Día

Gr. Au Oz. Ag Pb/TMF Zn/TMF

12.8 2,924 19.8 26.1


27

2.7. BALANCE DE MASA E HIDRICO


121.1 299.4

1,150.0

1,570.5

427.8 96.3 3.18 180.4

139.6 16.3

811.9

427.8 34.1 1.32 37.9 15.8 1.15 37.9 63.4 2.10 40.5 37.9 91.2 4.06

951.4 828.1 208.9 202.3 28.5 21.9 10.2 3.6 8.78

218.6

389.8 31.6 1.29

956.8 844.4

540.1

334.9 24.2 1.20 55.0 14.1 1.12 55.0 66.0 2.00

1,154.8 1,050.9 346.9 333.6 305.3 41.6 28.3 55.0 90.1 3.15

19.4 6.1 9.93

623.8

m3/día l/s

121.07 1.40

334.9 44.0 1.43

531.0 427.0

LEYENDA:

BALANCE HIDRICO PLANTA CONCENTRADORAU.E.A MALLAY

Mineral, tm/día

Pulpa, m3/día Agua, m3/día

Densidad, tm/m3Sólidos, %

CONSUMO DE AGUA FRESCA

Tratamiento 427.8 TMSD

Filtrado Pb-Ag, Zn

Conc. Pb-Ag

Conc. Zn

Molienda

Flotación Ag-Pb

Flotación Zn

Chancado

Espesado Pb-Ag

Espesado Zn

Espesado Relave

Tanque Agua

Lacsacocha

Relavera 1A

28

2.8. CONSUMO DE REACTIVOS Y MEDIOS DE MOLIENDA

CONSUMO REACTIVOS Y MEDIOS DE MOLIENDA

PROCESO DESCRIPCION Kg/mes

MOLIENDA

FLOTACION

BOLAS DE ACERO DE 1" DE DIAMETRO 4,333.33

BOLAS DE ACERO DE 3" DE DIAMETRO 18,833.33

AEROFLOAT 208 498.33

AEROFLOAT 242 403.33

AEROPHINE 3418-A 1,060.50

CAL 37,833.33

FLOTANOL H-53 180.00

MAGNAFLOC 351 95.83

METABISULFITO DE SODIO 0.0

METIL ISOBUTIL CARBINOL (MIBC) 346.67

SULFATO DE COBRE CRISTALIZADO AL 99% 14,770.83

SULFATO DE ZINC 11,070.83

XANTATO ISOPROPILICO DE SODIO (Z-11) 2,251.07


29

CAPITULO III

OPTIMIZACION DE LOS CIRCUITOS DE FLOTACION

La Planta Concentradora de la U.E.A. Mallay, de Compañía de Minas

Buenaventura S.A.A., inicia sus operaciones en el mes de abril del 2012.

En el transcurso de siete meses de operación se ve la necesidad de integrar

nuevos equipos en los circuitos de flotación, con la finalidad de optimizar las

recuperaciones de valores y calidad de los concentrados. Para lograr estos

objetivos se elabora la optimización de los procesos de flotación de plomo, plata

y zinc, que toma como base de cálculo la producción obtenida entre los meses

de julio a octubre del 2012, por ser el período donde se estabilizan los

parámetros de molienda, adición de reactivos y circuitos de flotación.

Se realizó una prueba piloto del proyecto durante los meses de noviembre y

diciembre del 2012 en la misma planta, haciendo modificaciones e instalaciones

simples, con lo que se obtienen los resultados que justifican la inversión en este

proyecto.

El proyecto aprobado por el directorio de Buenaventura tuvo los siguientes

indicadores financieros: TIR de 68.53%, VAN $ 2’024,956 y un tiempo de retorno

30

de la inversión de 16 meses. La implementación de este proyecto se culminó en

junio del 2013 y entró en funcionamiento a partir del mes de julio del 2013.

3.1. ANTECEDENTES

La planta concentradora arrancó sus operaciones el 13 de abril del 2012

con un tratamiento diario de 340 TMSD hasta fines de junio, este periodo

fue una etapa de ajuste de la operación. A partir del mes de julio hasta

octubre del 2012 el tratamiento se incrementó a un promedio diario de 428

TMSD, en este periodo se establecieron los parámetros de operación.

Toda la información colectada en los siete primeros meses de operación de

la planta permitió evaluar los procesos y plantear el proyecto de

optimización que se presenta en este trabajo. El proyecto contempla la

ampliación de los circuitos de plomo-plata con la instalación de una celda

flash en la descarga del molino 8’ x 10’ y una celda tanque que trate la pulpa

del over flow que va a flotación. En el circuito de zinc se propone la

instalación de 02 celdas tanque que reciban la pulpa del acondicionador de

zinc, además de una celda columna para la limpieza del concentrado.

Adicionalmente se instalará una zaranda de basura para el over flow del

ciclón D-10 (molino 8’ x 10’), y las bombas horizontales y verticales que

requieren esta ampliación.

La prueba piloto realizada en los meses de noviembre y diciembre del 2012,

tuvo como principal objetivo el incremento del tiempo de flotación en el

circuito plomo-plata y zinc, este pilotaje consistió principalmente en la

fabricación e instalación de una celda unitaria que trabajó como

descabezador del circuito Pb-Ag, además de otros trabajos. Los resultados

obtenidos en el período de pilotaje determinaron la viabilidad y aprobación

del proyecto de optimización.

31

Una vez terminado el proyecto (junio del 2013) se espera incrementar las

recuperaciones de plomo, plata y zinc en el proceso de flotación, así como

mejorar las leyes de sus concentrados.

Las leyes promedio del mineral que se alimenta a planta son: 7.51 Oz/t Ag,

5.42% Pb, y 7.23% Zn. Las recuperaciones promedio son de 79.54% de Ag

y 85.49% de Pb en el circuito Pb-Ag, 11.52% de Ag y 84.51% de Zn en el

circuito de Zinc. (Julio a octubre 2012).

3.2. OBJETIVOS

Una vez culminado y puesto en marcha el proyecto de optimización, se

espera:

• Incremento mínimo de la recuperación de plata en 2.5%, plomo en 3.5%

y zinc en 3.5%. (Ag = 82.0%, Pb = 89.0% y Zn = 88.0%).

• Mejorar la calidad de los concentrados: %Pb mayor a 50% en

concentrado de plomo-plata, y %Zn mayor a 50% en el concentrado de

zinc.

• Tener una operación más rentable debido al incremento de ingresos por

mejores recuperaciones de valores metálicos y leyes más altas en los

concentrados.

• Tener mayor capacidad de tratamiento y estar preparados para un

incremento de tonelaje (600 TMSD).

• Minimizar el desplazamiento de plomo y plata al circuito de zinc.

3.3. TRABAJOS REALIZADOS PREVIOS A LA IMPLEMENTACION DEL

PROYECTO DE OPTIMIZACION

Durante el periodo de evaluación y conforme a los resultados obtenidos se

tuvo la necesidad de realizar una serie de trabajos que optimizaron las

operaciones y procesos de la planta concentradora.

32

Entre los principales trabajos tenemos:

• Uso de mallas metálicas autolimpiantes en la zaranda 6’ x 16’.

• Eliminación de los circuitos abiertos en la flotación de plomo-plata y zinc.

• Eliminación de la remolienda a los concentrado scavenger y scavenger-

cleaner en circuitos plomo-plata y zinc.

• Selección del esquema de reactivos.

• Identificación mineralógica.

• Pruebas de cinética de flotación.

• Balance de materia de molienda-flotación con software Bilmat 9.2.

• Instalación de bombas verticales de 2 ½”.

Se detallan a continuación:

3.3.1. USO DE MALLAS METÁLICAS AUTOLIMPIANTES EN LA

ZARANDA 6’ x 16’.

En la zaranda 6’ x 16’ se reemplazaron los paneles de poliuretano por

mallas metálicas autolimpiantes; el piso superior quedó con una abertura

de 1 ½ pulg. y el piso inferior con una abertura de 12 mm, que permitió

reducir el F80 al molino de bolas 8’ x 10’ de 12500 a 9800 micrones, esta

mejora permitió incrementar el tonelaje de tratamiento en la planta

concentradora hasta 600 TMSD a diciembre del 2012.

3.3.2. ELIMINACIÓN DE LOS CIRCUITOS ABIERTOS EN FLOTACIÓN

DE Pb-Ag y Zn

En la flotación de plomo-plata y zinc se cerraron los circuitos, haciendo que

el relave de las celdas cleaner y las espumas del scavenger-cleaner

retornen a la cabeza de flotación; al acondicionador 5’ x 5’ en el circuito

plomo-plata y al acondicionador 6.5´ x 6.5´ en el circuito de zinc.

33

Ver Anexo N° 2: Diagrama de Flujo de la Planta Concentradora Mallay 600

TMSD

3.3.3. ELIMINACIÓN DE LA REMOLIENDA A LOS CONCENTRADOS

SCAVENGER Y CONCENTRADO SCAVENGER-CLEANER EN

CIRCUITOS Pb-Ag y Zn.

En el circuito de flotación de plomo-plata se remolían las espumas de las

celdas scavenger- cleaner y las espumas scavenger con la consiguiente

sobremolienda, que originaba la formación de lamas. Las celdas del

scavenger cleaner pasaron a formar parte de un sistema de tres limpiezas.

Se dejó de utilizar el molino de bolas 5´ x 6´ para la remolienda de espumas

de plomo-plata.

Algo similar sucedió en el circuito de flotación de zinc, pero se cambió el

criterio de remoler espumas por el de clasificar y remoler el relave de la

flotación plomo-plata, para incrementar el grado de liberación de la

esfalerita, llegando a una granulometría de 75% menos 200 mallas.

Ver Anexo N° 2: Diagrama de Flujo de la Planta Concentradora Mallay 600

TMSD

3.3.4. SELECCIÓN DEL ESQUEMA DE REACTIVOS.

El esquema de reactivos en el proceso de flotación del mineral de Mallay

ha sido continuamente modificado en base a las pruebas de laboratorio y

evaluaciones a nivel industrial, con la finalidad de mejorar la recuperación

de valores y calidad de los concentrados.

En la molienda se ha ido disminuyendo hasta dejar de dosificar el depresor

metabisulfito de sodio, se usa el sulfato de zinc como depresor de zinc.

34

En la flotación plomo-plata, se ha establecido como reactivos principales al

aerophine 3418 y el aerofloat 242, y como secundario el aeropromother

208. Se usa MIBC como espumante, el pH de la pulpa es 8.5.

En la Gráfica 1 consumo de reactivos vs. recuperación de Pb-Ag, se

observa que ha disminuido el consumo de los depresores metabisulfito de

sodio y sulfato de zinc, y existe una tendencia al incremento de los

colectores aerophine 3418 y aeropromother 208. Las curvas de

recuperación de plomo y plata se mantienen estables durante los meses de

julio a octubre. Se ha probado el uso de los xantatos Z-6, Z-11 y Z-14 con

resultados ligeramente menores a los obtenidos con el promotor y colector

actual.

En la flotación de zinc, se usa sulfato de cobre como activador y como único

colector el xantato Z-11. En este circuito se usa como espumante el flotanol

H-53 y el pH es regulado con cal a 11.0 en el acondicionamiento y a 11.5

en la tercera limpieza.


Gráfico 1

Consumo de Reactivos vs. Recuperación Pb-Ag

0.0

10.0

20.0

30.0

40.0

50.0

60.0

70.0

80.0

90.0

100.0

0.0

0.5

1.0

1.5

2.0

2.5

ABR MAY JUN JUL AGO SEP OCT NOV

Rec., %Consumo, Kg/TCONSUMO DE REACTIVOS VS. RECUPERACIÓN Pb-Ag

AF-242 AP-3418 Na2S2O5 ZnSO4 Rec-Ag Rec-Pb

35


Gráfico 2

Consumo de Reactivos vs. Recuperación de zinc

El control del desplazamiento de plomo desde el circuito de plomo-plata

hacia el circuito de zinc ha permitido mejorar la recuperación de zinc, debido

a que la galena es un gran consumidor de sulfato de cobre.

En la Gráfica 2 consumo de reactivos vs. recuperación de Zn en el circuito

de zinc, es importante ver como la recuperación del zinc se ha estabilizado

debido al mejor control de reactivos que se ha tenido en el circuito de

flotación de plomo, se observa el caso particular de la relación constante

que debe haber entre el uso de sulfato de zinc y sulfato de cobre. En la

gráfica se puede ver que en los primeros meses la recuperación de zinc es

baja debido a la falta de sulfato de cobre (activador) y a partir de junio se

va encontrando un equilibrio entre estos dos reactivos hasta que finalmente

termina siendo el consumo de sulfato de cobre mayor en 40% al consumo

de sulfato de zinc usados en la flotación plomo-plata.

0.0

10.0

20.0

30.0

40.0

50.0

60.0

70.0

80.0

90.0

100.0

0.0

0.5

1.0

1.5

2.0

2.5

3.0

3.5

4.0

ABR MAY JUN JUL AGO SET OCT NOV

Rec., %Consumo, Kg/TCONSUMO REACTIVOS VS RECUPERACIÓN Zn-Ag

Cal ZnSO4 CuSO4 Z-11 Rec-Ag Rec-Zn

36

En ambas gráficas referidas a reactivos se evidencia que los tres primeros

meses de operación fueron definitivamente de prueba y de capacitación del

personal, siendo los meses de julio a octubre una etapa donde se ha

estandarizado el uso de los reactivos en tipo, cantidad y puntos de

dosificación adecuados.

El esquema de reactivos al mes de diciembre 2012 es:

Cuadro 7

Esquema de Reactivos diciembre 2012


3.3.5. IDENTIFICACIÓN MINERALÓGICA.

Se han realizado estudios de microscopia electrónica de barrido, análisis

mineralógicos por difracción de rayos X, análisis químicos por fluorescencia

de rayos X, análisis mineralógicos por microscopia óptica y estudios

mineragráficos por microscopia óptica y electrónica a diferentes muestras

de tajos, cabeza a flotación, concentrados y relaves de la Mina Mallay.

Punto de

dosificación Na2S2O5 ZnSO4 AP-3418 AF-242 AF-208 Z-11 MIBC Cal

Flotanol

H-53 CuSO4

Molino 8 x 10 681.3 44.0 22.0 16.0

Acond. Pb-Ag 11.2

RO II Pb-Ag 25.1

SCV Pb-Ag 10.0 8.5

CL Pb-Ag

Acond. 1 Zn 1,646.6 812.0

Acond. 2 Zn 71.4 12.7

SCV Zn 15.7 33.1

CL Zn 235.2

* Diciembre 2012

Consumo de reactivos (g/t) - Planta Concentradora Mallay

37

El principal portador de plata es la argentita, diseminada en la galena y la

esfalerita a través de microfracturas. Hay presencia de plata nativa

diseminada en cobres grises, sulfosales de plomo, esfalerita y arsenopirita.

El plomo se encuentra presente como galena y sulfosales de plomo. La

galena está como inclusiones en la pirita, asociada con la esfalerita y como

venillas discontinuas en la arsenopirita.

Se encuentran sulfosales de plomo (bournonita) y plata (pirargirita)

rellenando cavidades en la ganga y remplazando a la galena, pirita y

arsenopirita.

Los cobres grises reemplazan a la galena y están asociadas a sulfosales

de plomo y plata.

El zinc está presente en tres tipos de esfalerita que tienen diferente

contenido de zinc.

La tennantita está reemplazando a la arsenopirita y a la esfalerita.

La tetraedrita contiene plata y está reemplazando a la galena y esfalerita.

El cuerpo/veta Isguiz aporta el 75% de mineral a la planta y el 25% restante

es el aporte de las vetas del sistema María y Dana.

El contenido de zinc promedio en la esfalerita (portador de zinc) es de

46.06%.

Desde el arranque de las operaciones en planta se ha observado que no

existe una relación directa entre la ley de Pb y Ag en el concentrado de

plomo, cuando sube la ley de plomo la ley de la plata sube ligeramente, lo

mismo sucede con las recuperaciones de plata y plomo, cuando sube la

recuperación de plomo en el concentrado de plomo-plata la recuperación

de plata en el mismo concentrado se mantiene o su incremento es bajo.

38

3.3.6. PRUEBAS DE FLOTACIÓN

- Cinética de Flotación del relave Pb-Ag

Las pruebas de cinética de flotación de relave Pb-Ag demuestran que si se

incrementa el tiempo de flotación es posible incrementar la recuperación de

Pb-Ag, mínimo en un 2.5% para la Ag y 3.5% para el Pb.


Gráfico 3

Cinética de Flotación de Ag en el relave Pb-Ag


Gráfico 4

Cinética de Flotación de Pb en el relave Pb-Ag

9.99%

16.92%

25.13%

31.76%

38.34%

45.02%52.71%

59.32%

9.8%

17.9%24.7%

30.3%

39.1%

45.4%

53.5%

58.4%

4.53 4.60 4.71

4.79

4.89 4.94 5.14

5.200.00

10.00

20.00

30.00

40.00

50.00

60.00

70.00

80.00

0.00%

10.00%

20.00%

30.00%

40.00%

50.00%

60.00%

0 15 30 45 60 75 90 105 120 135 150 165 180 195 210 225 240

Ley

( %

)

Re

cup

era

ció

n (

%)

Tiempo (seg)

Pb

Recuperación Pb AcumRecuperación Pb AjusCalidad Pb

0.00%

10.01%

15.78%

23.33%

29.75%

34.56%

39.20% 43.40%

47.14%

0.0%

9.9%

17.5%

23.4%28.1%

34.7%

39.0%

44.1%46.9%

4.01 3.38 3.82 4.09

3.163.03 2.48 2.59

0.00

10.00

20.00

30.00

40.00

50.00

60.00

0.00%

10.00%

20.00%

30.00%

40.00%

50.00%

60.00%

0 15 30 45 60 75 90 105 120 135 150 165 180 195 210 225 240

Ley

(Oz/

T)

Re

cup

era

ció

n (

%)

Tiempo (seg)

Ag

Recuperación Ag AcumRecuperación Ag AjusCalidad Ag

39

- Cinética de Flotación del relave de Zn.

Del mismo modo que en las pruebas de cinética de relave Pb-Ag, las

pruebas de cinética de flotación de relave de zinc demuestran que si se

incrementa el tiempo de flotación es posible incrementar la recuperación de

Zn, mínimo en 3.5%.


Gráfico 5

Cinética de Flotación de Zn en el relave de zinc

- Cinética de Flotación de la descarga del Molino 8’ x 10’.

Con el objetivo de determinar la viabilidad de la flotación rápida desde la

molienda, para recuperar los valores ya liberados en la descarga del molino

y así evitar la sobremolienda del plomo y plata, se corrieron pruebas de

cinética de flotación de plomo y plata a la pulpa de descarga del molino 8’

x 10’. Pruebas realizadas a nivel laboratorio metalúrgico.

8.34%

15.15%

21.49%

26.11%

31.14%

36.14%39.54%

43.47%

8.9%

15.7% 21.1%

25.4%

31.5%

35.6%

40.4%43.1%

1.82 1.70 1.37

1.24

1.15 1.39 1.29

1.160.00

10.00

20.00

30.00

40.00

50.00

60.00

70.00

80.00

0.00%

10.00%

20.00%

30.00%

40.00%

50.00%

60.00%

0 15 30 45 60 75 90 105 120 135 150 165 180 195 210 225 240

Ley

( %

)

Re

cup

era

ció

n (

%)

Tiempo (seg)

Zn

Recuperación Zn AcumRecuperación Zn AjusCalidad Zn

40


Gráfico 6

Cinética de Flotación de Ag en la descarga del molino 8’ x 10’


Gráfico 7

Cinética de Flotación de Pb en la descarga del molino 8’ x 10’

8.06%

14.43%

22.10%25.83%

29.50%

32.01%36.51% 38.13%

9.1%

15.8%20.8%

24.6%29.6%

32.8%

36.3%38.2%

62.0660.01

53.82

49.5945.17

39.37 36.51

33.41

0.00

10.00

20.00

30.00

40.00

50.00

60.00

70.00

80.00

0.00%

10.00%

20.00%

30.00%

40.00%

50.00%

60.00%

70.00%

80.00%

0 30 60 90 120 150 180 210 240 270 300 330 360 390 420 450 480

Ley

( %

)

Re

cup

era

ció

n (

%)

Tiempo (seg)

Pb

Recuperación Pb Acum

Recuperación Pb Ajus

Calidad Pb

0.00%

10.47%

17.73%

25.71%

28.97%

31.82%33.49% 36.23% 37.05%

0.0%

11.7%

19.3%

24.2% 27.6%

31.7%33.9%

36.3% 37.5%

81.69

69.23

56.70

43.84

35.5126.61

22.5317.12

0.00

10.00

20.00

30.00

40.00

50.00

60.00

70.00

80.00

90.00

100.00

0.00%

5.00%

10.00%

15.00%

20.00%

25.00%

30.00%

35.00%

40.00%

45.00%

50.00%

0 30 60 90 120 150 180 210 240 270 300 330 360 390 420 450 480

Ley

(Oz/

T)

Rec

up

erac

ión

(%

)

Tiempo (seg)

Ag

Recuperación Ag Acum

Recuperación Ag Ajus

Calidad Ag

41

Como se observa en los Gráficos 6 y 7, es posible obtener un concentrado

plomo-plata superior a 50.0% en ley de Pb en los primeros 2 minutos de

flotación, con una recuperación de 27.6% para la plata y de 24.6% para el

plomo.

- Cinética de Flotación Pb-Ag al over flow del ciclón D-10.

Se realizaron pruebas de cinética de flotación a la pulpa proveniente del

over flow de los ciclones D-10 del molino 8’ x 10’.


Gráfico 8

Cinética de Flotación de Pb en el over flow del ciclón D-10

(molino 8’ x 10’)

42


Gráfico 9

Cinética de Flotación de Ag en el over flow del ciclón D-10

(molino 8’ x 10’)

Se observa en los Gráficos 8 y 9 que es posible obtener un concentrado

plomo-plata con una ley superior a 58% de Pb y 67 oz Ag/T en los primeros

2 minutos de flotación, con una recuperación de 58.2% para la plata y de

59.9% para el plomo.

- Cinética de Flotación de zinc

El objetivo de las pruebas de cinética en esta etapa fue para incrementar la

ley de zinc en su concentrado. Se realizaron pruebas de cinética de

flotación a los concentrados rougher, cleaner 01, cleaner 02 y cleaner 03,

dándose los mejores resultados en el concentrado cleaner 02, mostrados

en el siguiente Gráfico:

0.00%

20.89%

37.05%

49.75%

59.77%

70.99%76.06% 80.82% 82.65%

0.0%

23.0%

38.9%

50.1%58.2%

68.6%

74.8%

81.4%84.7%

70.38 69.54 68.63 67.30

62.37

48.73

40.82

34.46

0.00

10.00

20.00

30.00

40.00

50.00

60.00

70.00

80.00

90.00

100.00

0.00%

10.00%

20.00%

30.00%

40.00%

50.00%

60.00%

70.00%

80.00%

90.00%

100.00%

0 30 60 90 120 150 180 210 240 270 300 330 360 390 420 450 480

Ley

(Oz/

T)

Rec

up

erac

ión

(%

)

Tiempo (seg)

Ag

Recuperación Ag AcumRecuperación Ag AjusCalidad Ag

43


Gráfico 10

Cinética de Flotación de Zn del concentrado cleaner 02 de zinc.

En el Gráfico 10 se observa que es posible obtener un concentrado de zinc

superior a 50.0% en ley de Zn en los primeros 4 minutos de flotación, con

una recuperación de 42.0% de Zn.

3.3.7. BALANCE DE MATERIA DE LA FLOTACIÓN CON SOFTWARE

BILMAT 9.2

En el mes de agosto 2012 se realizó un muestreo general del circuito

molienda-flotación con la finalidad de realizar un balance de materia, que

nos permita determinar: tiempos de residencia, cargas circulantes, balance

por etapas (pesos, leyes, recuperaciones) y otras variables, para tener la

información necesaria para evaluar y rediseñar los procesos de molienda y

flotación.

Para el balance de materia se utilizó el software especializado BILMAT 9.2,

el resumen de los resultados obtenidos son los siguientes:

8.77%

15.13%

20.40%

24.45%

29.10%

33.02% 38.49%

43.37%

8.2%

14.7% 19.8%

24.0%

30.0%

34.2%

39.2%42.0%54.51 54.41 54.07

53.94

53.5552.79 52.69

49.96

0.00

10.00

20.00

30.00

40.00

50.00

60.00

70.00

80.00

0.00%

10.00%

20.00%

30.00%

40.00%

50.00%

60.00%

0 15 30 45 60 75 90 105 120 135 150 165 180 195 210 225 240

Ley

( %

)

Re

cup

era

ció

n (

%)

Tiempo (seg)

Zn

Recuperación Zn AcumRecuperación Zn AjusCalidad Zn

44

Cuadro 8

Determinación de tiempos de residencia con Bilmat 9.2


Las pruebas de cinética de flotación determinaron que los tiempos de

flotación para ambos circuitos son insuficientes para asegurar una

recuperación óptima y estable, por lo que se utilizó los resultados del

balance de materia con Bilmat 9.2 para plantear la ampliación de los

circuitos de flotación de plomo-plata y zinc de la siguiente manera:

La ejecución de todos los trabajos mencionados en la evolución de las

operaciones y procesos de la planta concentradora, permitieron la

obtención de los siguientes resultados de julio a octubre del 2012: 79.5%

de recuperación de Ag y 85.5% de recuperación de Pb en la flotación Pb-

Ag, y 84.5% de zinc en la flotación de Zn. Las leyes de los concentrados

fueron de 61.3 oz Ag/T y 52.3% de plomo en el concentrado Pb-Ag, y 47.6%

de zinc en el concentrado de Zn.

3.3.8. INSTALACIÓN DE BOMBAS VERTICALES DE 3 ½”.

Para mejorar el transporte de espumas y pulpas en los circuitos de flotación

se retiraron las bombas para espumas tipo vertical con impulsor de fierro

de 2” y las bombas horizontales centrifugas de 1 ½” x 1”, en su lugar se

instalaron bombas verticales de 3 ½”.

45

3.4. PRUEBAS PILOTO

En base a los resultados de pruebas y balances metalúrgicos realizados,

se elaboró un proyecto de optimización de los procesos de flotación de

plomo plata y zinc, que para su realización tomaría varios meses. Ante esta

situación el personal de operación de planta concentradora decidió realizar

una serie de trabajos de pilotaje para incrementar el tiempo de residencia

y la recuperación de valores de plomo y plata, que confirmen los estudios

realizados a nivel laboratorio, además de incrementar la recuperación de

valores y calidad de concentrados.

Fueron trabajos hechos íntegramente en la U.E.A. Mallay que no

demandaron mayor inversión, pero que resultaron en una mejora de la

recuperación en los meses de noviembre y diciembre del 2012.

Los trabajos realizados fueron:

• Flotación en acondicionador 5’ x 5’.

• Modificación de la celda rougher N° 1 del circuito plomo-plata.

• Fabricación y montaje de una celda unitaria de 4’ x 6’ en el circuito Pb-

Ag.

3.4.1. ADICIÓN DE AIRE AL ACONDICIONADOR DE 5’ x 5’ EN

CIRCUITO DE FLOTACIÓN Pb-Ag.

En el circuito de flotación plomo-plata se instaló un sistema de inyección de

aire al acondicionador 5’ x 5’ para que trabaje como una celda de flotación,

el concentrado obtenido se envía a la tercera limpieza del circuito Pb-Ag o

como concentrado final de Pb-Ag, de acuerdo a su calidad. Este cambio se

realizó debido a que en algunas ocasiones las espumas rebalsaban en este

acondicionador, solamente con agitación. La recuperación promedio que

se consigue en esta etapa de flotación en el acondicionador es de 17.1%

para la Ag y 15.3% para el Pb.

46

3.4.2. MODIFICACIÓN DE LA CELDA ROUGHER No.1 DEL CIRCUITO

Pb-Ag

De acuerdo al diseño inicial del circuito de flotación de plomo-plata se

determinó que se tenga una flotación rougher No. 1 en una celda de 3 m3,

pero se observó que las espumas que estaban al lado opuesto del labio de

descarga se rompían sin llegar a rebosar. Es por este motivo que se

determinó abrir una ventana en el lado opuesto del labio de descarga para

colectar espumas y darle mayor área de rebose a la celda. La recuperación

en esta etapa de flotación rougher 01 se ha incrementado de 30% a 37%

para la plata y de 28% a 33% para el plomo.

3.4.3. FABRICACIÓN Y MONTAJE DE UNA CELDA UNITARIA DE 4’ x 6’

Con el objetivo de incrementar el tiempo de flotación en el circuito plomo-

plata y así incrementar las recuperaciones de plomo y plata, se fabricó una

celda tipo tanque de 4’ x 6’ donde se probó la factibilidad de flotar la pulpa

proveniente del over flow de los ciclones D-10 del molino 8’ x 10’ (sin la

carga circulante del concentrado scavenger y medios de la limpieza).

La celda se puso en operación los primeros días de noviembre 2012,

produciendo un concentrado que va directamente como concentrado final.

La recuperación en esta etapa de flotación en celda unitaria es de 34% de

Ag y 27% de Pb.

La implementación de los cambios realizados en el pilotaje permitió la

obtención de los siguientes resultados de noviembre a diciembre del 2012:

81.24% de recuperación de Ag y 88.03% de recuperación de Pb en la

flotación Pb-Ag y 87.05% de zinc en la flotación de zinc. Las leyes de

concentrado fueron de 67.8 oz Ag/t y 51.32% de plomo en el concentrado

Pb-Ag, y 48.71% de zinc en el concentrado de Zn.

47

3.5. PROYECTO DE OPTIMIZACION

Confirmados los datos de las evaluaciones y pruebas preliminares con los

resultados del pilotaje, se obtuvo la aprobación para la ejecución del

proyecto de optimización, el cual contempla principalmente la compra e

instalación de nuevos equipos en:

Circuito plomo-plata:

• 01 celda flash de 80 TMH en la descarga del molino 8’ x 10’.

• 01 celda tanque de 20 m3 como etapa de flotación rougher 1 para tratar

el over flow de los ciclones D-10 (molino 8’ x 10’).

Circuito de zinc:

• 02 celdas tanque de 20 m3 c/u como etapa de flotación rougher para

tratar el relave plomo-plata.

• 01 celda columna 5’ x 40’ para la limpieza del concentrado cleaner 2 de

zinc.

Se instalarán 02 bombas centrifugas horizontales 6” x 4” y 08 bombas

verticales de 3 ½”.

Para evitar el ingreso de basura a los circuitos de flotación y posteriores se

instaló una zaranda 3’ x 6’ para tratar la pulpa del over flow a flotación.

En el Anexo 1 se muestra el Flow Sheet actual de la Planta Concentradora

Mallay y en el Anexo 2 se muestra el Flow Sheet propuesto en el Proyecto

de Optimización de los Circuitos de Flotación de Plomo, Plata y Zinc.

La inversión de este proyecto asciende a 1’215,000.00 dólares, y se espera

incrementar la recuperación de plata en 2.5%, la del plomo en 3.5%, en el

48

circuito de flotación plomo-plata. La recuperación de zinc se incrementará

en 3.5%, en el circuito de flotación de zinc.

El proyecto fue finalmente aprobado en enero del 2013 y se espera su

culminación en junio del 2013.

La tasa de interés es de 12.0%, el TIR de 68.534% y el tiempo de retorno

de la inversión se ha estimado en 16 meses. En el Anexo 3 se tiene mayor

detalle de la Evaluación Económica de este proyecto.

3.6. RESULTADOS

El balance de materia realizado determinó los tiempos de flotación actuales

y proyectados.

Cuadro 9

Tiempos de flotación actual y proyectado


Los resultados de la cinética de flotación en la descarga del molino 8’ x 10’

avalan la instalación de una celda unitaria a la descarga del molino. El tipo

de celda adecuado es una celda Flash con una capacidad de 80 TMH, que

está siendo utilizada con éxito en varias plantas polimetálicas de nuestro

país y el mundo. El concentrado obtenido en esta etapa se juntaría con el

concentrado de la tercera limpieza de plomo-plata y juntos formarían el

concentrado final de plomo-plata. La recuperación proyectada en esta

primera etapa de flotación es de 25% para la plata y de 20% para el plomo.

Circuito Plomo-Plata Circuito de Zn

Instalación Actual 20.05 25.32

Proyectado 35.93 43.95

Tiempo de Flotación, min

49

Con los resultados de la cinética de flotación del concentrado cleaner 02 de

zinc, se concluye que es posible alcanzar una mejor calidad de zinc en el

concentrado de zinc, para lo cual se ha seleccionado una celda columna

de 6’ x 36’, que asegure una óptima limpieza del concentrado de zinc. La

calidad del concentrado a obtener debe ser mayor a 50% de zinc.

En el siguiente cuadro se muestran los resultados obtenidos en los

diferentes periodos de operación de la planta concentradora (estabilización

de parámetros, pilotaje y ejecutado).

Cuadro 10

Resultados Metalúrgicos Planta Concentradora Mallay


Jul. a Oct.

2012

Nov. a Dic.

20122013 2014 2015 2016 2017

Ejecutado Ejecutado Ejecutado Ejecutado Ejecutado Ejecutado Ejecutado

TMSD 427.76 433.33 442.65 405.64 417.70 527.08 412.32

Ley de Ag, Oz/Tm 7.51 8.05 8.64 8.77 8.48 8.26 6.87

Ley de Pb, % 5.42 5.62 5.09 5.80 5.12 3.99 2.87

Ley de Zn, % 7.23 8.37 6.69 7.79 6.73 5.96 5.21

Ley de Ag, Oz/Tm 67.37 67.80 75.62 65.99 67.77 83.16 94.48

Ley de Pb, % 52.31 51.32 46.29 45.94 43.36 42.61 41.31

Recuperación de Ag, % 79.54 81.24 81.67 83.27 84.94 86.03 84.63

Recuperación de Pb, % 85.49 88.03 84.77 87.67 90.12 91.35 88.56

Ley de Ag, Oz/Tm 6.73 5.76 7.35 6.80 6.51 5.87 5.47

Ley de Zn, % 47.57 48.71 46.96 49.14 48.02 47.71 47.41

Recuperación de Ag, % 11.52 10.70 10.07 10.70 9.32 7.81 7.80

Recuperación de Zn, % 84.51 87.05 83.12 87.00 86.66 88.16 89.11

ITEM MINERAL

CA

BE

ZA

CO

NC

.

Pb -

Ag

CO

NC

.

Zn

50


Gráfico 11

Resultados Metalúrgicos Mineral de Cabeza


Gráfico 12

Resultados Metalúrgicos Concentrado Plomo – Plata

0

1

2

3

4

5

6

7

8

9

10

0

1

2

3

4

5

6

7

8

9

10

2012 2013 2014 2015 2016 2017

Oz / T% Mineral de Cabeza

Ley de Plomo (%) Ley de Zinc (%) Ley de Plata (Oz/t)

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

2012 2013 2014 2015 2016 2017

Oz / T% Concentrado de Plomo - Plata

Ley de Plomo (%) Rec. de Ag (%) Rec. De Plomo (%) Ley de Plata (Oz/t)

51


Gráfico 13

Resultados Metalúrgicos Concentrado Zinc

0

1

2

3

4

5

6

7

8

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

2012 2013 2014 2015 2016 2017

Oz / T% Concentrado de Zinc - Plata

Ley de Zinc (%) Rec. de Ag (%) Rec. de Zinc (%) Ley de Plata (Oz/t)

52

CONCLUSIONES

1. Los resultados del pilotaje confirmaron la información colectada en la fase

preliminar de pruebas y evaluaciones metalúrgicas.

2. El proyecto en mención fue viable por los índices económicos analizados en

su momento, confirmado por los resultados obtenidos durante los años 2013

al 2017 y satisfactorio por el incremento de ingresos generados debido a la

implementación del proyecto.

3. Las recuperaciones de plata, plomo y zinc tuvieron un incremento de 2.5%,

3.5% y 3.5%, respectivamente.

4. Respecto a la calidad de los concentrados Pb-Ag se logró leyes entre 41 a

46% en Plomo y de 66 a 94 oz/t en Plata. En el concentrado Zn se logró leyes

entre 47 a 49% en Zinc. Conforme a lo indicado en el proyecto no se pudo

lograr calidades de 50% en Plomo y 50% en Zinc; esto principalmente por la

reducción notable en las leyes de cabeza. Es preciso indicar que se tuvo

calidades superiores en los concentrados Pb-Ag y Zn exigidos en los términos

de comercialización. (Concentrado Pb-Ag: Ag >= 50 Oz/t; Pb > = 40% y

Concentrado Zn: Zn > = 45%)

5. Conforme a los resultados obtenidos se tuvo mayores ingresos por la mejora

en la recuperación de plata, plomo y zinc y la mejor calidad de sus

concentrados (incremento en la ley de Ag en el concentrado Pb-Ag

principalmente).

6. Es posible recuperar valores de plomo y plata desde la molienda y enviar sus

concentrados como producto final.

7. El incremento en el tiempo de residencia de la pulpa en el proceso de flotación

de plomo, plata y zinc nos permite estar preparados para un incremento en el

tonelaje de tratamiento.

8. La celda unitaria se instaló en la descarga del molino 8’ x 10’ lográndose

recuperaciones de hasta 45% en Ag y 40% en Pb, y la celda columna funcionó

como tercera limpieza de los concentrados de zinc con un incremento de hasta

un 4.6% de Zn como producto final.

53

BIBLIOGRAFÍA

1. Manzaneda, Villegas, “Flotación rápida de Galena desde Molienda”, Informe

Técnico Compañía Minera Atacocha.

2. Bermejo F., De la Torre G., Solorzano E., “Flotación en la descarga de la

molienda primaria: una alternativa para mejorar la performance metalúrgica

en la Compañía Minera Raura”, Trabajo Técnico XXVII Convención Minera.

3. Gorvenia H., “Proyecto del circuito de flotación flash en mejora de la

recuperación de oro grueso” Tesis de grado, Universidad Nacional de

Ingeniería.

4. Azañero A., “Flotación de minerales polimetálicos sulfurados de Pb, Cu y

Zn”, UNMSM.

5. Manzaneda J. “Aplicación de microscopía en el Procesamiento de minerales

por Flotación”, Tesis de Grado, Universidad Nacional de Ingeniería.

6. Concha J., Coleman R., Rinne A. “Flotation Mechanism Design for Improved

Metallurgical and Energy Performance”, Outotec.

7. OutoKumpu, Skim-Air Flash Flotation Laboratory Procedure, 1998.

8. Estudio Mineralógico BISA N° IL-003LA0101A-030-50-178 Setiembre 2012

9. Informes de Investigación Metalúrgica, Laboratorios Plenge, año 2012.

10. Planeamiento Año 2013, U.E.A. Mallay, Compañía de Minas Buenaventura

S.A.A.

54

ANEXOS

55

ANEXO 1: DIAGRAMA DE FLUJO DE LA PLANTA CONCENTRADORA MALLAY 450 TMSD


Tolva

Gruesos

60 TM

Tolva

Intermedia

500 TM

Chancadora

Metso HP 200

Zaranda

Doble Piso

6'x16'

Chancadora

20"x32"

Metso C80

Rougher II Pb

03 OK-3R

Scavenger Pb

04 OK-3R

Cleaner II Pb

4 Sub A-24

Concentrado Pb

Filtro Andritz 1500x1500

21 Placas Pb - Zn

Espesador Zn

20'

CIA. DE MINAS BUENAVENTURA S.A.A

U.E.A MALLAY DIAGRAMA DE FLUJO

450 TMSD

DIBUJO:

REVISADO:

APROBADO:

AREA/DPTO. PLANTA DE PROCESOSJ. BACILIO

J. AYALA

J. WILSON

Belt Feeder

N° 1

Tolva

Finos

1000 TM

Belt Feeder

N° 2

Rougher I Pb

01 OK-3R

Belt Feeder N° 3

y 4

Acond. Pb

5'x5'

Cleaner I Pb

4 Sub A-24

Cleaner III Pb

2 Sub A-18SP

Rougher Zn

04 OK-3R

Scavenger Zn

04 OK-3R

8' x 10'5'x6'

Cleaner II Zn

04 Sub A-24Cleaner I Zn

04 Sub A-24

5'x6'

Cleaner III Zn

04 Sub A-18SP

Espesador Pb

20'

Concentrado Zn

HoldingTank

Zn 13'x15'

Espesador Relave

50'

Holding Tank

40'x40'

02 Bombas

Feluwa

Hacia

Relavera 1A

Acond. I Zn

6.5'x6.5' Acond. II Zn

6.5'x6.5'

HoldingTank

Pb 13'x15'

Faja

Transportadora

N° 1Faja

Transportadora

N° 2

Faja

Transportadora

N° 3

Faja Transportadora

N° 5

Faja Transportadora

N° 4

02 Ciclón D-10

Faja Transportadora

N° 6

02 B H Warman

6/4

02 Ciclón D-6

02 Ciclón

D-6

02 Bomba Warman

4/3

01 BV Espiasa

2 1/2

02 BV Espiasa

2 1/2

02 Ciclón

D-6

02 BH Warman

3/2

02 BH Warman

3/2

02 BH Warman

4/3

02 BH Warman

1½ /102 BH Warman

5/402 BH Warman

1½ /1

02 BH Warman

5/4

01 BV Espiasa

2 1/2

Celda

Unitaria Pb

4'x6'

56

ANEXO 2: DIAGRAMA DE FLUJO DE LA PLANTA CONCENTRADORA MALLAY 600 TMSD


Tolva

Gruesos

60 TM

Tolva

Intermedia

500 TM

Chancadora

Metso HP 200

Zaranda

Doble Piso

6'x16'

Chancadora

20"x32"

Metso C80

Rougher II Pb

04 OK-3R

Scavenger Pb

04 OK-3R

Cleaner II Pb

4 Sub A-24

Concentrado Pb


30 Placas Zn

Espesador Zn

20'

CIA. DE MINAS BUENAVENTURA S.A.A

U.E.A MALLAY DIAGRAMA DE FLUJO

600 TMSD

DIBUJO:

REVISADO:

APROBADO:

AREA/DPTO. PLANTA DE PROCESOSJ. BACILIO

J. AYALA

J. WILSON

Faja

Alimentadora

N° 1

Tolva

Finos

1000 TM

Faja

Alimentadora

N° 2

Fajas

Alimentadora

N° 3 y 4

Rougher I Pb

01 RCS-20

Cleaner I Pb

4 Sub A-24

Cleaner III Pb

2 Sub A-18SP

Scavenger I Zn

04 OK-3R

Scavenger II Zn

04 OK-3R

8' x 10'5'x6'

Cleaner II Zn

04 Sub A-24Cleaner I Zn

04 Sub A-24

5'x6'

Cleaner III Zn

Celda Columna

5'x40'

Espesador Pb

20'

Concentrado Zn

HoldingTank

Zn 13'x15'

Espesador Relave

50'

Holding Tank

40'x40'

02 Bombas

Feluwa

Hacia

Relavera 1A

Rougher II Zn

01 RCS-20

HoldingTank

Pb 13'x15'

Faja

Transportadora

N° 1Faja

Transportadora

N° 2

Faja

Transportadora

N° 3

Faja Transportadora

N° 5

Faja Transportadora

N° 4

02 Ciclón D-10

Faja Transportadora

N° 6

02 B H Warman

6/4

02 Ciclón D-6

02 Ciclón

D-10

02 Bomba Warman

4/3

02 BV Espiasa

2 1/2

02 BV Espiasa

2 1/2

02 Ciclón

D-6

02 BH Warman

3/2

02 BH Warman

4/3

02 BH Warman

1½ /102 BH Warman

5/402 BH Warman

1½ /1

02 BH Warman

5/4

02 BV Espiasa

3 1/2

Celda Flash

01 SkimAir

SK-80

02 BV Espiasa

3 1/2

02 B H Warman

6/402 BV Espiasa

3 1/2

02 BV Espiasa

3 1/2


21 Placas Pb

Rougher I Zn

01 RCS-20

Acondicionador II Zn

6.5'x6.5'

Acondicionador I Zn

6.5'x6.5'

57

ANEXO 3: ANALISIS COSTO BENEFICIO DEL PROYECTO


Año 0 1 2 3 4 5

Ingresos 0 1,635,826 1,635,826 1,635,826 1,635,826 1,635,826

Costos 1,215,000 494,031 494,031 494,031 494,031 494,031

Depreciación 0 243,000 243,000 243,000 243,000 243,000

Flujo de efectivo -1,215,000 898,795 898,795 898,795 898,795 898,795

Tasa de interés 12.00%

VAN: 2,024,956

TIR: 68.534%

1 Celda Unitaria 99,950 $

1 Celda Tanque-20- m3-Pb 87,180 $

2 Celda Tanque-20-m3- Zn 171,340 $

1 Celda Columna 1.6m x 12m 212,000 $

2 Bombas centrifuga 6" x 4" 60,000 $

8 Bombas Verticales 3 1/2" 57,664 $

Compresora 54,890 $

Zaranda 3' x 6' 35,000 $

Tuberías y accesorios 40,000 $

Instrumentacion 30,000 $

Tableros eléctricos 90,000 $

Comisionamiento 30,000 $

Total equipos 968,024 $

Obras Civiles 20,000 $

Montaje de equipos 226,976 $

1,215,000 $

243,000 $

Indices 0.12 $ / KW

0.746 KW/Hp

1 Celda Flash 80 TMH 20 20 Hp-h

1 Celda Tanque 20 m3 - Pb 50 50 Hp-h

2 Celda Tanque 20 m3 - Zn 50 100 Hp-h

1 Compresora 350 cfm 125 125 Hp-h

1 02 Bombas 6" x 4" 60 60 Hp-h

4 08 Bombas 3 1/2 24 96 Hp-h

Total 329 451 Hp-h

336 KW-h

2907 MW-Año

Total 348,827 $ / Energía

145,204 $ / Repuestos

Mano de Obra

Trabajador 0 $ Mano de Obra

494,031 $

Ag Pb Zn

2.5% 3.5% 3.5%

108,281.1 709.2 1,004.2

2,707.0 24.8 35.1

32,484.3 297.9 421.8

Proyectado (Var. 6%) Pagable

Precio plata 29.8074 23.5 $/Oz

Precio plomo 2138.1475 1,689.1 $/tm Pb

Precio zinc 1917.1065 1,083.2 $/ tm Zn

764,936.0 $

456,431.7 $

414,458.5 $

1,635,826 $

Repuestos

TOTAL EGRESOS

Se estima el 10 % de la inversión en equipos

Consumo de Energía

Ag:

Pb:

Zn:

16

INGRESOS

TOTAL INGRESOS

TIEMPO ESTIMADO DE RETORNO DE LA INVERSIÓN

meses

Ingresos por incremento de recuperación

Incremento recuperación

Cabeza: Oz Ag, TMF Pb y Zn

Oz Ag, TMF Pb y Zn mensual

Oz Ag, TMF Pb y Zn anual

ANALISIS COSTO BENEFICIO

Total inversión

Depreciación

Se estima la Quinta parte de la inversion efectuada

EGRESOS

Total

INVERSION INICIAL

58

ANEXO 4: LISTA DE EQUIPOS

PROCESO ETAPA

450 TMSD

Cantidad Equipo

CHANCADO

Almacenamiento 1 Tolva 100 tm

Transporte 1 Faja Alimentadora 42" x 9.4 m

Chancado Primario 1 Chancadora de Quijadas 32” x 20”

Transporte 1 Faja transportadora 24” x 21.1 m


Transporte 1 Faja alimentadora 36” x 8.00 m


Clasificación 1 Zaranda 6' x 16'



MOLIENDA


Transporte 2 Faja alimentadora 36” x 9.2 m



Molienda 1 Molino de bolas 8' x 10'

Transporte 2 Bombas horizontales 6" x 4"

Clasificación 2 Ciclones D-10"

FLOTACION Pb-

Ag

Acondicionamiento 1 Tanque agitador 5' x 5'

Rougher 1 1 Celda OK-3R

Transporte 2 Bombas verticales 2.5"

Rougher 2 3 Celdas OK-3R

Scavenger 4 Celdas OK-3R

Transporte 2 Bombas verticales 2.5"

Cleaner 1 4 Celdas Sub A-24



Transporte 2 Bombas Horizontales 4" x 3"

Espesamiento 1 Espesador 20' x 10'

Transporte 2 Bombas Horizontales 1.5" x 1"

Almacenamiento 1 Tanque agitador 13' x 15'


Filtrado 1 Filtro Prensa 21 placas 1500 x 1500 mm

FLOTACION ZN

Acondicionamiento 2 Tanques agitadores 6.5' x 6.5'

Rougher 4 Celdas OK-3R


Scavenger 4 Celdas OK-3R




Remolienda 2 Molinos de bolas 5' x 6'


Clasificación 4 Ciclones D-6"


Transporte 2 Bombas Horizontales 1.5" x 1"



DISPOSICION

DE RELAVES




Transporte 2 Bombas de Diafragma


59

ANEXO 5: ESPECIFICACIONES TÉCNICAS DE COMERCIALIZACIÓN DE

CONCENTRADOS

CONCENTRADO DE PLOMO-PLATA



CONCENTRADO DE ZINC



60

ANEXO 6: ANALISIS DE COSTOS POR TONELADA MÉTRICA MINADA – AÑO

2016


COSTO DE OPERACIÓN POR TM MINADA – USD / TM PROMEDIO ANUAL

(NO INCLUYE DEPRECIACION NI AMORTIZACIÓN) TOTAL USD / TM : 142.33


EJECUTADO

ALMACÉN 0.86$

CONTABILIDAD 0.21$

GEOLOGIA 24.32$

GERENCIA DE UNIDAD 2.45$

LABORATORIO 1.95$

MANTENIMIENTO GENERAL 25.57$

MEDIO AMBIENTE 3.06$

MINA 64.07$

PLANEAMIENTO 2.42$

PLANTA 9.25$

RECURSOS HUMANOS 5.12$

RELACIONES COMUNITARIAS 1.31$

SEGURIDAD 0.99$

SISTEMAS 0.76$

TOTAL COSTOS 142.33$

COSTOS UNITARIOS POR ÁREAS

EN USD / TM

PROMEDIO ANUAL

$0.86

$0.21

$24.32

$2.45

$1.95

$25.57

$3.06

$64.07

$2.42

$9.25

$5.12

$1.31 $0.99

$0.76 ALMACÉN

CONTABILIDAD

GEOLOGIA

GERENCIA DE UNIDAD

LABORATORIO

MANTENIMIENTO GENERAL

MEDIO AMBIENTE

MINA

PLANEAMIENTO

PLANTA

RECURSOS HUMANOS

RELACIONES COMUNITARIAS

SEGURIDAD

SISTEMAS

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