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de 45 XXVII Convención Minera – Arequipa – Perú / Trabajos Técnicos Technical Papers

LA MICROSCOPÍA ÓPTICA Y LOS PROCESOS METALÚRGICOS - APLICACIONES EN CASOS PERUANOS

César Cánepa Lannacone Consultor independiente

Dirección: Pasaje La Princesa A-1, Surco, Lima

Telefax (51.1) 4480992

Celular: (51.1) 97363073

Email: [email protected]

José Manzaneda Cabala

Jefe de Laboratorio Metalúrgico COMPAÑÍA MINERA ATACOCHA S. A

Teléfono: 612-3600 Anexo: 2147

Fax Anexo: 2179

Email: [email protected]

Trabajos TécnicosTechnical Papers

Procesos metalúrgicosMetallurgical Processes


1. RESUMEN

Los sujetos fundamentales del quehacer metalúrgico son las especies minerales. Por ello, obviamente,

las investigaciones previas como el diseño, la optimización operativa y el monitoreo periódico de una

planta de tratamiento requieren de un adecuado conocimiento de las características de los minerales

involucrados.

Las características determinables pueden ser muy variadas y su determinación cualitativa y/o

cuantitativa puede ser llevada a cabo mediante técnicas que ostentan un amplio rango de sofisticación.

Sin embargo, las características mineralógicas realmente significativas para el trabajo metalúrgico son:

tamaño de grano, composición porcentual y grado de liberación. La primera puede ser determinada

mediante diversas técnicas, no necesariamente microscópicas; las dos últimas son perfectamente

factibles de establecer mediante microscopía óptica, utilizando la metodología desarrollada por uno de

los autores (Cánepa, 1898), tal como se discute en el presente trabajo. Tal metodología es compatible

con el entorno instrumental y tecnológico de la mediana y pequeña minería, aunque puede ser utilizada

con igual beneficio por la gran minería; adicionalmente, en lo que concierne a información básica y de

utilidad práctica, proporciona resultados comparables en rapidez y confiabilidad a los que se obtienen en

laboratorios extranjeros que emplean instrumental muy sofisticado y que son, indudablemente, más

costosos.

Se presentan dos ejemplos recientes de cómo la aplicación de estudios microscópicos al proceso

metalúrgico que se utiliza en la mina Atacocha –un yacimiento polimetálico ubicado en los Andes

Centrales del Perú cuya Planta de Flotación trata 3500 TM/día–, ha permitido colaborar exitosamente en

la optimización del proceso:

1. La mineralogía de plomo (galena) en Atacocha muestra una aceptable liberación en tamaños tan

gruesos como malla 70 (lo que permite aplicar flotación flash Pb en molienda); por otro lado, los

minerales de cobre (calcopirita escasa y predominio de especies del grupo cobres grises) presentan

bajos porcentajes del grado de liberación y, consecuentemente, elevada cantidad de mixtos, lo que

influye negativamente en flotación dentro del circuito de separación Pb-Cu (menor selectividad en la

flotación de cobre frente a la depresión de plomo). Un estudio microscópico preliminar del

concentrado de cobre permitió cuantificar la composición mineralógica y la abundancia de partículas

mixtas, lo que llevó a sugerir la remolienda del Bulk previamente a la separación Pb-Cu, a fin de

lograr concentrados de cobre con menos de 10% de plomo. El tema está actualmente en la fase de

prueba industrial y los resultados desde diciembre 2004 están indicando que hay una mejor

recuperación general de cobre y que el plomo en este concentrado efectivamente se controla

alrededor del 10%.

2. El tema Identificación de la Mineralogía del Manganeso fue desarrollado porque inicialmente la

extracción de mineral en los niveles superiores del Cuerpo Mineralizado OB97 encontró típicos


indicios de manganeso que tenían como control visual la rodocrosita (MnCO3), un carbonato inerte

en flotación. Bajo el microscopio óptico se llegó a establecer la presencia de alabandita (MnS), un

sulfuro muy dañino en la flotación dado que se activa muy fuertemente con iones cobre (en la

flotación Bulk Pb-Cu debido a pequeñas cantidades de sales solubles de cobre, y en la etapa de zinc

por la adición típica y normal de sulfato de cobre). Para verificar la presencia de la alabandita, debido

a la similitud de sus propiedades ópticas con las de la esfalerita ((Zn,Fe)S), fue necesario aplicar

Microscopía Electrónica de Barrido (MEB); simultáneamente, esta permitió identificar variedades

tales como la esfalerita rica en manganeso y las mangano-calcitas, que no hubieran podido ser

identificadas utilizando solamente microscopía óptica y cuya presencia es relevante en el

comportamiento metalúrgico de este tipo de mineral. El control final para el abastecimiento de

minerales de manganeso quedó establecido en una mezcla que tenga como máximo un 2% Mn en el

mineral que alimenta a la Planta Concentradora, con lo cual concluyó la investigación.

2. LOS MINERALES Y LOS PROCESOS DE CONCENTRACIÓN

Prácticamente no hay ningún depósito mineral (especialmente del tipo metálico) cuya producción pueda

ser directamente comercializable; los minerales valiosos (menas) presentes en el depósito deben ser

inevitablemente procesados para separarlos de sus acompañantes indeseables (gangas) y obtener un

producto con una concentración suficiente que permita venderlo o fundirlo directamente. A pesar de ser

algo tan obvio, muchos operadores de plantas no aprecian suficientemente la importancia de las

características distintivas de las especies minerales y prefieren concebir los procesos de tratamiento

como un simple manejo de elementos químicos.

En una visión más general, las características de los minerales condicionan y determinan todas las fases

del quehacer minero, que involucran tanto la metodología y estrategia de la exploración como los

requerimientos para los estudios de factibilidad técnico-económica, la concepción de las pruebas

metalúrgicas a nivel inicial y de planta piloto, el diseño de las labores y la selección de equipos para la

extracción, el diseño y posterior monitoreo de las plantas de procesamiento, los estudios y la adopción

de medidas para el control del impacto ambiental, y, finalmente, la planificación y ejecución del programa

de cierre de minas. La importancia del estudio mineralógico en el desarrollo de un proyecto minero ha

dado lugar al desarrollo de una nueva especialidad conocida como Mineralogía de Procesos (Figura

A.1).


Figura A.1.- La Mineralogía de Procesos y su relación con el desarrollo del Proyecto Minero (modificado de Agarwall, J. C. et al., 1976, y de Schapiro et al., 1981). Las relaciones relevantes para el procesamiento de minerales están indicadas con flechas negras

(la de línea discontinua corresponde a lo que sería la fase de operación propiamente dicha).

En lo que se refiere específicamente al procesamiento, se puede afirmar, en términos muy generales,

que cada tipo de mineral precisa de un tipo de proceso adecuado a sus características. Sin embargo, es

muy importante recalcar que la calidad y abundancia de menas y gangas suelen variar sistemática o

erráticamente de un punto a otro del yacimiento, lo que obliga a una constante adecuación del diseño y/o

de los parámetros operacionales (tamaño de molienda, equipos de clasificación, tipo y tamaño de

celdas, tipo y dosificación de reactivos, etc.) del proceso. En concreto, la concentración de minerales

debe ser necesariamente concebida como un proceso en permanente evolución, cuya complejidad está

en razón directa a la complejidad mineralogenética del yacimiento.

Como se muestra en la Figura A-1, la estrecha relación entre las características propias de los minerales

y los procesos de concentración de estos se inicia tempranamente con estudios básicos que posibiliten

la identificación de los tipos de mineralización y de su aptitud a determinados tipos de procesamiento. La

secuencia correcta es que los estudios mineralógicos básicos antecedan a la selección de procesos

aplicables y la consiguiente ejecución de investigaciones metalúrgicas, nunca al revés; no tomar en

cuenta la importante información que proporcionan los estudios mineralógicos básicos, o intentar

sustituirlos con la simple información química, suele acarrear pérdidas de tiempo valioso, gastos

excesivos e improductivos, e incluso la adopción de diseños ineficientes. La siguiente etapa suele incluir

Geología de Exploración

Evaluación de

Reservas, Ley,

Mineralogía

Selección del Proceso Metalúrgico

Mineralogía

Desarrollo del Plan de

Minado

Diseño Final de la Planta

Plan de cierre de

Mina

Economíade

Procesos

Estudios y Pruebas de Laboratorio

Mineralogía de Procesos:

Identificación y caracterización de materias primas, Solución de problemas operativos, monitoreo y optimzación del proceso

Planta Piloto


estudios mineralógicos de control para las pruebas de flotación, lo que garantiza poder establecer los

ajustes precisos requeridos para un correcto diseño de la Planta Piloto. Análogamente, los estudios

mineralógicos de los productos obtenidos a nivel de la Planta Piloto permitirán formular un diseño

preciso de la Planta Industrial. Finalmente, un adecuado monitoreo de la eficiencia de los procesos y la

oportuna adecuación de estos a las previsibles variaciones de los tenores de la alimentación solo será

posible con la ayuda de estudios mineralógicos periódicos.

3. CARACTERÍSTICAS MINERALÓGICAS IMPORTANTES

Como su nombre lo indica, la Mineralogía de Procesos tiene por misión estudiar los minerales como el

resultado de dos procesos antagónicos: un proceso constructivo por el cual la naturaleza, mediante la

intervención de agentes físicos, químicos y geológicos, ordena los elementos químicos en ensambles de

unidades materiales discretas, esencialmente sólidas, materialmente heterogéneas y espacialmente

intercrecidas (las especies minerales), y un proceso destructivo donde la mano del hombre intenta

separar (liberar) los ensambles originales para luego poder extraer los minerales que le son útiles y

desechar los inútiles. Con relación a los procesos de concentración, las características mineralógicas de

importancia fundamental son: tamaño de grano, composición porcentual (análisis modal) y grado de

liberación; las metodologías a utilizar pueden ser muy variadas pero se trata esencialmente de

problemas de identificación de especies, mediante la observación y el registro de sus constantes físicas

y cristaloquímicas, y de la medición de sus magnitudes espaciales. Es lógico asumir que una

caracterización mineralógica será tanto más eficiente cuanto más adecuadas sean las escalas de

observación del método a la granulometría de los minerales; en el caso de las menas, es posible

establecer una estrecha correspondencia entre la mayor frecuencia de tamaños de grano en que estas

ocurren en la naturaleza y el rango de tamaños, donde la microscopía óptica es particularmente eficiente

(entre 200 y 20 micrones).

3.1. TAMAÑO DE GRANO

El tamaño de grano de los minerales es una magnitud importante para la Mineralogía de Procesos y es

usual efectuar su medición desde dos perspectivas bien diferenciadas: a) desde los ensambles

mineralógicos originales, para predecir la posibilidad de liberación y los tamaños óptimos de molienda

requeridos; y b) desde los ensambles mineralógicos ya triturados, para evaluar la eficiencia de las

operaciones de liberación efectuadas y proponer las correcciones requeridas.

Acerca del punto a), la literatura especializada es muy amplia y de muy variada sofisticación matemática

(King, 1979; King & Schneider, 1995, King & Schneider, 1997, Petruk, 1986; Wills & Atkinson, 1993). Sin

embargo, es posible afirmar que hasta el momento no se ha podido formular un modelo predictivo de


liberación suficientemente eficaz como para ser incorporado dentro de un modelo de molienda, y menos

aún en el caso de menas mineralógicamente complejas.

Figura A.2- Separación granulométrica en seco o en húmedo mediante tamices. (a) Tamices individuales y (b) juego de tamices accionado automáticamente.

Figura A.3.- Cyclosizer, utilizado mayormente en la separación hidráulica automática de partículas finas, especialmente para tamaños menores que 38 µm.

En cuanto al punto b), la cuantificación simplemente física del tamaño de los minerales triturados se

puede hacer por diversos métodos que abarcan determinados rangos de tamaños. Así, los tamices

(Figura 3a, b) son usualmente utilizados para rangos entre 63 mm y 38 µm, mientras que el cyclosizer

(Figura 4) es especialmente eficiente para el rango entre 44 µm y 10 µm. La nomenclatura actualmente

utilizada para denominar las diferentes fracciones granulométricas producidas cuando los minerales son

triturados sigue dos estándares principales: la Norma ISO y la Norma ASTM, algunas de cuyas

equivalencias son mostradas en la Tabla A.1.

2a 2b 3


Tabla A.1.- Equivalencia entre # de mallas en los tamices del sistema ASTM y su diámetro en micrones según la Norma ISO. En azul, los tipos de tamices de uso más común.

Es importante tener en cuenta que la determinación puramente física de esta magnitud, si bien tiene

variadas e importantes aplicaciones en la dinámica de los procesos metalúrgicos, para la Mineralogía de

Procesos es solo una operación auxiliar que le permite separar las muestras en fracciones

granulométricas que puedan ser consideradas como estadísticamente homogéneas, y asignar a los

resultados obtenidos durante el estudio de cada una de estas una ponderación proporcional a su

porcentaje en peso.

3.2 COMPOSICIÓN PORCENTUAL (ANÁLISIS MODAL) Y GRADO DE LIBERACIÓN

Para la determinación de estas características, es requisito previo e indispensable identificar la o las

especies minerales presentes y establecer la geometría de sus ensambles. El punto de partida es que

toda porción de material sólido extraída del yacimiento mineral es una asociación de compuestos

utilizables (menas) contenidos en una masa de compuestos sin valor (gangas), donde los primeros

suelen participar minoritariamente. Siendo el objetivo fundamental liberar las menas para su ulterior

procesamiento, es obvio que dicho objetivo será cumplido solo si el material original es reducido hasta

un tamaño técnica y económicamente aconsejable. Durante el proceso de reducción del tamaño,

mediante molienda, se genera una población granulométrica muy heterogénea en tamaño y composición

mineralógica. En el caso de estudios microscópicos, la determinación cualitativa y cuantitativa de las

relaciones texturales entre las especies minerales presentes y su relación con las diversas etapas del

proceso de tratamiento metalúrgico requiere de la introducción de dos conceptos fundamentales de la

Mineralogía de Procesos: partícula mineral y grado de liberación. Una “partícula mineral” es,

conceptualmente (Figura A.4), un cristal, o una porción de cristal, o un agregado de cristales de una o

varias especies minerales. En tal sentido, una partícula puede presentar tamaños muy variados y será

ISO (µm)

ASTM (#)

ISO (µm)

ASTM (#)

20 635 112 25 500 125 120 32 450 140 36 150 100 38 400 160 40 180 80 45 325 200 50 212 70 53 270 224 63 230 250 60 71 280 75 200 300 50 80 315 90 170 355 45

100 400 106 140 425 40


considerada como “partícula libre” mientras su periferia no esté en contacto con una o más partículas de

otras especies minerales o si, en caso de estarlo, ocupa no menos del 90% del área total de la partícula;

por deducción, toda partícula donde participan dos o más especies minerales y en las que cada una de

estas ocupa no menos del 10% del área, será considerada como “partícula mixta”.

Figura A.4.- En A, B y C el mineral rojo ocurre como partícula libre, independientemente de si se trata de un solo cristal (A), de un fragmento de cristal (B) o de un agregado de cristales (C). Las partículas E y F son partículas mixtas (E es binaria y F es ternaria). Obsérvese que en E el mineral verde está totalmente encapsulado, mientras que en F dicho mineral ocupa parte de la periferia y

solo el mineral amarillo está encapsulado. En D, el mineral rojo seguirá siendo considerado como partícula libre si las diseminaciones del mineral verde son extremadamente finas (en este ejemplo <5µm).

Adicionalmente, el concepto de partícula libre se aplica en dos casos particulares: a) cuando un mineral

contiene diseminaciones de otros minerales, de tamaño extremadamente fino (el típico caso de las

esfaleritas tipo 2, Foto A.1); y b) cuando coexisten dos o más minerales que son menas del mismo

elemento (calcopirita y bornita –Foto A.2– calcopirita y cobre gris, etc.).

Foto A-1.- Esfalerita 1 (superficie carente de Foto A-2.- Partícula mixta calcopirita/bornita; diseminaciones de calcopirita) y esfalerita 2 puede ser considerada como “libre” porque (con finas diseminaciones de calcopirita). ambos minerales son menas de cobre.

B

C D

EF

50 µm


Como ya hemos visto anteriormente, la liberación de los minerales presupone un proceso esencialmente

destructivo cuyo objetivo teórico final es conseguir un 100% de partículas libres; durante las etapas

sucesivas de dicho proceso, la tendencia normal es que dicho porcentaje aumente en razón inversa al

tamaño de las partículas producidas. La expresión gráfica y simplificada del proceso es mostrada en la

Figura A-5.

La cuestión clásica es entonces: ¿cómo es posible determinar que una determinada mena ha alcanzado

la liberación adecuada? Al respecto, es pertinente considerar que una liberación adecuada no implica

necesariamente que todas las partículas estén liberadas al 100%, sino que aquellas de los minerales

importantes hayan logrado un grado de liberación tal que las haga aptas para generar un producto de

grado y recuperación económicamente aceptables. La expresión “tamaño de liberación”, frecuentemente

utilizada, no es más que una estimación del tamaño óptimo al que un mineral debe ser molido, lo que

lógicamente se basa en el “grado de liberación” previamente calculado. Pero, ¿qué es, finalmente, el

grado de liberación? En términos muy generales es una expresión cuantitativa de la medida en que, a un

tamaño dado, una determinada especie mineral se ha logrado separar de sus acompañantes originales.

Si analizamos la información mostrada en la Figura A-5, es fácil entender que, para todas y cada una de

las especies involucradas, el grado de liberación será cada vez mayor conforme evaluamos poblaciones

de granulometría decreciente y que, considerando los tamaños que usualmente se manejan en los

procesos metalúrgicos, el método adecuado de evaluación debe ser la microscopía óptica. Un simple

razonamiento nos permite inferir que la determinación del grado de liberación debe ser efectuada

separando previamente la muestra en un número dado de fracciones granulométricas con el objeto de

lograr poblaciones estadísticamente homogéneas; de esta manera atenuamos el efecto de una variable

significativa como es la enorme de diferencia de volumen entre las partículas presentes.

Efecto de la reducción del tamaño de grano

Figura A.5


.

Partículas libres :

Partículas mixtas :

b) ternarias

c) encapsuladas l

a) binarias

Fig. A-6.- Campo de observación micr oscópica con diversos tipos de ensambles entre dosmenas (verde y amarillo) y gangas (blanco).

Si bien la captación y manejo de la información microscópica es una metodología prácticamente

uniforme entre los diversos especialistas, donde se observan diferencias es en la definición específica

del grado de liberación y su determinación cuantitativa. El ejemplo esquemático de la Figura A-6 permite

precisar la nomenclatura utilizada. Como ya se mencionó, partículas libres son aquellas en que una sola

especie mineral constituye más del 90% del área de la partícula, mientras que en las partículas mixtas

participan dos o más especies minerales y cada una de ellas debe ocupar no menos del 10% del área.

En consecuencia, el trabajo microscópico se reduce a caracterizar cualitativa y cuantitativamente cada

partícula; es decir, a identificar las especies minerales presentes y determinar el porcentaje de área que

ocupa cada una, con el objeto de calcular luego el grado de liberación.


Es obvio que si la identificación mineralógica es defectuosa, todo el trabajo será inútil,

independientemente de cuán sofisticados sean los “hardwares” y “softwares” utilizados. El estudio

microscópico respectivo utiliza esencialmente dos tecnologías: Microscopía Óptica (MO) y Microscopía

Electrónica de Barrido (MEB) (Fotos A-3 y A-4). En la primera, como su nombre lo indica, la identificación

se basa esencialmente en la observación y eventual medición de las propiedades de la imagen formada

por ondas electromagnéticas del espectro visible (Foto A-5); en la segunda, se utiliza el nivel de brillo de

una imagen electrónica producida por electrones retrodispersos (Foto A-6) generados por los minerales

del campo de observación.

Foto A-5 Imagen con microscopía óptica. Partícula Foto A-6.- Imagen con microscopía electrónica. Hay de esfalerita 2 libre y mixta de galena/cobre gris pirita, gangas y carbonatos libres. Alabandita con (escala gráfica expresada en micrones). bandas de rodocrosita y marcasita y esfalerita

asociada con pirita.

En la MO, la experiencia y el nivel de conocimientos mineralógicos del operador son determinantes y un

experto puede efectuar la identificación específica o genérica de la mayoría de los minerales

significativos para el tratamiento metalúrgico en tiempo relativamente corto y con suficiente exactitud. En

la MEB, el nivel de brillo de la imagen electrónica es supuestamente característico de una especie


mineral por cuanto está relacionado con el número atómico promedio de dicha especie y puede ser

utilizado para discriminar entre especies minerales. Sin embargo, esto no es siempre posible, debido

simplemente a que algunos minerales tienen niveles de brillo casi idénticos o a que la composición

química de muchos minerales es bastante variable, lo que produce que un mismo mineral presente una

gama de valores en sus niveles de brillo. De allí que usualmente la MEB requiere del apoyo de equipos

analíticos de alta precisión (esencialmente sensores para registros espectrales de la radiación de rayos

X producida) y “softwares” auxiliares, lo que ha dado lugar al desarrollo de tecnologías cada vez más

sofisticadas como el sistema automatizado de análisis mineralógico QemSCAN, reciente versión del

QEM*SEM (Quantitative Evaluation of Minerals by Scanning Electrón Microscope) desarrollado por el

Centro de Investigaciones australiano CSIRO (Gottlieb et. al, 2000), o el MLA (Mineral Liberation

Analyzer) desarrollado por el Centro de Investigaciones Julius Kruttschnitt de la Universidad de

Queensland, Australia (Gu, Y., 2003). En ambos casos, la tecnología auxiliar se aplica simultáneamente

con la observación, es decir en tiempo real. Es obvio que la identificación mineralógica y los análisis

modales efectuados mediante MEB, apoyada en los sistemas de análisis automatizados como los

mencionados, es muchísimo más veloz que cuando se utiliza MO y esto es especialmente ventajoso

cuando se trata de partículas minerales extremadamente pequeñas donde la correcta determinación de

sus propiedades ópticas se ve fuertemente afectada por las limitaciones instrumentales.

3.3 CÁLCULO DEL ANÁLISIS MODAL

Completadas la identificación mineralógica de una determinada partícula y su clasificación como libre o

mixta, el siguiente paso es obtener la información cuantitativa que permita calcular el análisis modal y el

grado de liberación. Como sabemos que en una briqueta pulida, como la utilizada en los estudios

microscópicos, están presentes miles de partículas cuyo número es lógicamente proporcional al tamaño

de grano (por ejemplo: en una briqueta de 2.5 cm de diámetro que contiene partículas minerales

correspondientes a la fracción -65+100M, aglutinadas con resina, con una ocupación del 50% del área,

debe haber unas 14 000 partículas), lo usual es aplicar criterios estadísticos y registrar solo una cantidad

de ellas. En el caso de la MO, el registro puede ser manual o automatizado, mientras que en la MEB es

siempre automatizado; en cualquier caso, el procedimiento consiste en ubicar sobre la briqueta una red

virtual de líneas paralelas verticales y horizontales que se intersectan entre sí y efectuar los registros

microscópicos en cada intersección (nodo) de la red virtual. El número total de partículas registradas

será así el producto del número de partículas registradas en cada punto de observación (nodo) por el

número de nodos. En el ejemplo de la Figura A-7, se aprecian las características de los registros de

porcentajes de área efectuados y su relación con los diversos ensambles existentes.


:

B=70%, A=30%

B=70%, V=30%

B=90%,V =10%

V=70%, B=30%

Fig. A-7.- Campo de observación microscópica con diversos tipos de ensambles entre dos menas (verde y amarillo) y gangas (blanco). En los ejemplos mostrados se aprecia claramente que, en muchas partículas mixtas, los porcentajes de área que corresponden a uno de los minerales pueden ser similares pero la geometría de cada ensamble puede ser muy variada.

Para el cálculo del análisis modal, se requiere simplemente registrar, en cada nodo, el número de

partículas libres de cada especie mineral y, en el caso de cada una de las partículas mixtas, el

porcentaje de área individual que ocupan los participantes (como cada partícula mixta es considerada

como una unidad, el porcentaje de cada participante se registra como fracción de 1). Finalmente, el

número total de partículas contadas (libres + mixtas) representa el 100% del área ocupada por las

diversas especies minerales que deberá ser repartido proporcionalmente al número de partículas

registradas; como se asume que las partículas son aproximadamente equigranulares, se considera que

los porcentajes de área son equivalentes de porcentajes de volumen.

Cuando se utiliza MO en luz reflejada, es usual agrupar a todos los minerales transparentes bajo la

denominación gangas (dentro de las que algunas veces se incluyen, además, minerales opacos

eventualmente no aprovechables como magnetita, hematita, óxidos de manganeso, “limonitas”, rutilo,

etc.). Una forma de presentar los resultados es la mostrada en la Tabla A-2.


En el extremo izquierdo de la Tabla, al comienzo de cada fila, están las denominaciones de las especies

minerales, tanto las que ocurren libres (porción superior) como las mixtas (porción inferior, donde cada

fila corresponde a un tipo de combinación). En los encabezamientos de las columnas de la Tabla A-2

están colocadas todas las especies minerales identificadas. Tal como se aprecia, los porcentajes

calculados pueden ser leídos horizontal o verticalmente; en el caso de las partículas mixtas, cada tipo de

combinaciones presenta tanto el porcentaje total para el tipo como los porcentajes individuales

correspondientes a cada especie mineral participante. En la fila inferior de la Tabla se puede leer el

porcentaje total (libres + mixtas) correspondiente a cada especie mineral indicada en la columna

respectiva.

Los porcentajes en volumen son fácilmente transformados en porcentajes en peso, para lo cual

utilizamos las densidades (en el lenguaje metalúrgico práctico: pesos específicos) teóricas de las

especies minerales presentes, tal como se muestra en la Tabla A-2A. La suma de los productos de los

porcentajes (vol %) de cada especie mineral por su respectiva densidad (peso específico), dividida por

100, es lógicamente la densidad (peso específico) calculada de la muestra, como se observa en el lado

inferior derecho de la mencionada Tabla.

Malla + 140

Partículas libres cp ef 1 ef 2 gn py GGscp 0.25 0.25ef 1 9.60 9.60ef 2 3.95 3.95gn 0.10 0.10 py 21.75 21.75 GGs 62.00 62.00

97.65 0.25 9.60 3.95 0.10 21.75 62.00Partículas mixtas cp/ef 1 0.20 0.10 0.10cp/GGs 0.10 0.05 0.05ef 2/gn 010 0.05 0.05 ef 1/py 0.35 0.20 0.15 ef 2/py 0.15 0.10 0.05 ef 1/GGs 1.10 0.40 0.70ef 2/GGs 0.15 0.05 0.10gn/py 0.10 0.05 0.05 gn/GGs 0.10 0.05 0.05Total (vol %) 100.00 0.40 10.25 4.20 0.20 22.05 62.90

cp=calcopirita; ef 1 y 2=esfaleritas tipos 1 y 2; gn=galena;py=pirita; GGs=gangas

TABLA A-2

partículas libres y/o mixtas. Porcentaje de abundancia (volumen %) de las especies minerales presentes bajo la forma de


3.4 CÁLCULO DEL GRADO DE LIBERACIÓN

Tal como se observa en la Figura A-7, cada una de las partículas mixtas correspondiente a un tipo

determinado está definida por dos variables fundamentales para la Mineralogía de Procesos: su

composición mineralógica cuantitativa y la distribución espacial de sus constituyentes. La primera

variable, que es simplemente el porcentaje en que cada especie mineral participa, ha sido discutida en

los párrafos precedentes y sus magnitudes han sido utilizadas para los cálculos del análisis modal. En lo

que se refiere a la distribución espacial, la característica más importante y que define el comportamiento

de la partícula frente a los procesos de tratamiento metalúrgico es la configuración mineralógica de su

periferia. Ya hemos visto que la participación porcentual de cada mineral en una partícula mixta varía

dentro de rangos bien definidos (entre 10 y 90% en las binarias, entre 10 y 80% en las ternarias, etc.);

con relación a la ocupación de la periferia, la participación de cada constituyente, medida en porcentaje,

puede variar entre el 0% (mineral encapsulado) y el 100% (mineral libre).

Porcentaje de abundancia (peso %) de las especies minerales presentes bajo la forma de partículas libres o mixtas Malla + 140

Partículas libres cp ef 1 ef 2 gn py GGscp 0.30 0.30 ef 1 11.25 11.25ef 2 4.90 4.90gn 0.25 0.25py 31.85 31.85GGs 48.95 48.95

97.50 0.30 11.25 4.90 0.25 31.85 48.95Partículas mixtas cp/ef 2 0.25 0.15 0.10cp/GGs 0.10 0.05 0.05 1.74 cp ef 2/gn 0.10 0.05 0.05 41.00 ef1 ef 1/py 0.50 0.25 0.25 17.64 ef2 ef 2/py 0.15 0.10 0.05 1.52 gn ef 1/GGs 1.00 0.45 0.55 110.25 py ef 2/GGs 0.10 0.05 0.05 169.83 GGs gn/py 0.15 0.10 0.05 341.98 gn/GGs 0.15 0.10 0.05Total (peso %) 100.00 0.50 12.00 5.15 0.45 32.25 49.65 Densidad calc. 3.42

CABEZA Zn

Factores

TABLA A-2A


Tabla A-3.- Configuración individual de un grupo de partículas mixtas del Tipo A/B. Cálculo del grado de liberación (parcial) para cada uno de los minerales participantes.

En el ejemplo simplificado de la Tabla A-3, las diversas partículas mixtas del tipo A/B, correspondientes a

una determinada fracción granulométrica, presentan variados valores de sus porcentajes de área y de

ocupación de la periferia. Es obvio que en cada una de tales partículas hay un diferente nivel de

independización (liberación) de una especie con respecto a la otra, que lógicamente debería ser

especificado en cada caso. Es evidente también que el comportamiento de una partícula mixta frente a

un proceso de tratamiento puede ser adecuadamente estimado si multiplicamos ambas variables y

obtenemos un producto que representaría el grado de liberación de cada especie mineral, metodología

Cálculo del Grado de Liberación parcial para partículas mixtas A/B en la fracción +xM

Mineral A

Suma de productos 218,00

Número de partículas 6

Grado de Liberación Parcial 36,3%

Mineral B

138,00

6

23,0%

10% x 0% =

0%

60% x 80% =

48%

50% x 90% =

45%

40% x 10% =

4%

40% x 40% =

16%

50% x 50% =

25%

Mineral B

% área x % periferia

Mineral A

% área x % periferia

50% x 50% =

25%

60% x 60% =

36%

60% x 90% =

54%

50% x 10% =

5%

40% x 20% =

8%

90% x 100% =

90%

2

2

1

Partículas mixtas tipo A/B

3

4

5

6


propuesta por Cánepa (1989) sobre la base de las ideas expuestas por Petruk (1978). Sin embargo, el

grado de liberación calculado partícula por partícula carece de significación práctica, por lo que es

necesario establecer el valor promedio correspondiente a todas las partículas mixtas registradas de un

determinado tipo, tal como se explica en la parte inferior de la Tabla A-3.

El mismo procedimiento se aplica para cada uno de los tipos de partículas mixtas y al final se tiene el

grado de liberación parcial para cada especie mineral participante. Esta información se agrega a la tabla

de resultados del análisis modal y finalmente se obtiene una tabla compendio para todas las fracciones

de una muestra dada, como se presenta en la Tabla A-4. Tal como allí se aprecia, debajo de los

porcentajes de abundancia se ha colocado, entre paréntesis, el grado de liberación parcial

correspondiente a cada especie mineral que participa en los diferentes tipos de partículas mixtas; en el

caso de las partículas libres, como es obvio, el grado de liberación parcial sería teóricamente 100. Esto

nos permite llegar al grado de liberación total (o grado de liberación propiamente dicho) ponderando

cada porcentaje de abundancia (volumen %) por su respectivo grado de liberación parcial para obtener

los valores que aparecen en la última fila del ejemplo de la Tabla A-4. La información que nos

proporciona este tipo de presentación de resultados es muy variada. En cada fracción granulométrica,

podemos ver cuáles especies minerales ocurren y cuáles son los porcentajes de abundancia de cada

una de ellas, tanto bajo la forma de partículas libres como mixtas (discriminadas, además, tipo por tipo);

en el caso de las partículas mixtas, cuán liberada está una especie mineral con relación a sus

acompañantes y, finalmente, cuál es el volumen y grado de liberación total de cada especie individual.

Adicionalmente, podemos comparar cómo varían todos estos valores de una fracción a otra (es decir,

cuando disminuye el tamaño de grano), lo que nos permite decidir, por ejemplo, cuál es el tamaño de

molienda adecuado para obtener una liberación dada, o si es o no recomendable remoler el producto.


Pero hay otra forma de definir y presentar el grado de liberación, que solo tiene en cuenta el porcentaje

de área que ocupan uno u otro de los constituyentes y no considera la ubicación de estos con relación a

la periferia; de acuerdo con dicha metodología, las partículas mixtas son subdivididas en clases y en

asociaciones. Una clase de partículas mixtas es el conjunto de todas las combinaciones donde un

determinado mineral ocupa un rango de porcentajes de área múltiplo de 10 y que va desde 0 hasta

100%. (0-10,-10-20, 20-30, 30-40, 40-50, 50-60, 60-70, 70-80, 80-90, 90-100); en consecuencia, en una

misma clase están agrupados todos los tipos de ensambles en que dicha especie participa.

Paralelamente, se registran los tipos de combinaciones, separando también las partículas libres y las

asociadas o mixtas. Esta definición del grado de liberación es generalmente utilizada en estudios de

MEB y la presentación de resultados se hace como en los ejemplos de las Tablas A-5 y A-6.

Tabla A - 5.- Grados de lberación de pirita en 4 fracciones granulométricas. En la columna del extremo derecho, los porcentajes correspondientes a pirita libre. El grado de liberación resaltado es el correspondiente a la clase de liberación >90% (que

lógicamente incluye las piritas libres)

Tabla A- 6.- Presentación de los grados de liberación correspondientes a los diversos tipos de asociaciones (partículas mixtas) que forma la pirita. En la parte inferior, los grados de liberación han sido distribuidos proporcionalmente al porcentaje en peso del total

de pirita en las diversas fracciones

Fracción peso% py% 0 0-10 10- 2020-30 30-40 40-50 50-60 60-70 70-80 80-9090-100 100+26µm 21,6 18,6 Rec. Ac. 100 100 99,1 98,1 96,5 94,5 92,6 89,8 85,9 81,6 75,7 55

(908)+21µm 30,5 32,9 Rec. Ac. 100 100 98,9 97,8 96 94,1 91,1 86,1 81,8 77,1 72,8 61,2(1007)+8µm 32 29,1 Rec. Ac. 100 100 99,1 97,7 96,2 94,6 91,8 90,7 88,8 85,4 80,1 64,8

(1542) Rec. Ac.-8µm 15,9 19,4 Rec. Ac. 100 100 100 100 100 98,9 96,5 93,9 90,8 88 84,3 79,7

(2264)

Cabeza (calc.) 100,0 100,0 Rec. Ac. 100 100 99,2 98,3 96,9 95,3 92,6 89,6 86,3 82,5 77,7 64,7(5271)

Liberación de pirita por clases, Muestra NN

+26µm +21µm +8µm -8µm Cabezapeso% 21,6 30,5 32,0 15,9 100,0py% 18,6 32,9 29,1 19,4 100,0

Libre 55,0 61,2 64,8 79,7 64,7py/apy 19,5 14,7 16,1 8,9 14,9py/Ag mineral 0,0 0,0 0,0 0,0 0,0py/otros SFs 4,8 2,2 4,5 4,8 3,9py/GGs 11,3 13,5 7,5 1,9 9,1Ternaria 9,4 8,5 7,1 4,7 7,5

Distribución

Libre 10,2 20,1 18,9 15,5 64,7py/apy 3,6 4,8 4,7 1,7 14,9py/Ag mineral 0,0 0,0 0,0 0,0 0,0py/otros SFs 0,9 0,7 1,3 0,9 3,9py/GGs 2,1 4,4 2,2 0,4 9,1Ternaria 1,7 2,8 2,1 0,9 7,5(Total) 18,6 32,9 29,1 19,4 100,0py=pirita, apy=arsenpirita, SFs=sulfuros, GGs=gangas

Liberación de pirita por tipo de asociación, Muestra NNTipo de

asociaciónFracción granulométrica


Si se compara la información presentada en la Tabla A-4 con la presentada en las Tablas A-5 y A-56,

queda muy claro que ambas metodologías del cálculo del grado de liberación parten de conceptos muy

diferentes. Mientras que en la metodología propuesta en el presente trabajo (Tabla A-4) se recalca la

importancia simultánea tanto del porcentaje de participación de las especies minerales como de la

configuración mineralógica de la periferia de las partículas mixtas, en la metodología alternativa (Tablas

A-5 y A-6) el fundamento principal es el porcentaje de participación real de las especies minerales.

Adicionalmente, en el segundo método, la información concerniente a la morfología de los

entrecrecimientos minerales, que es fundamentalmente una cuestión espacial, resulta deformada

cuando los porcentajes de volumen son transformados a porcentajes de peso. En nuestra opinión, es

totalmente correcto trasformar los resultados de los análisis modales a porcentajes en peso (ya que así

se pueden homologar estos resultados con los que usualmente se manejan en la evaluación de los

procesos de tratamiento metalúrgico); pero en el caso del grado de liberación, pensamos que los datos

en volumen % reflejan más acertadamente la interrelación espacial de los minerales que participan en

las partículas mixtas.

4 CONCLUSIÓN

La Mineralogía de Procesos es una disciplina de importancia fundamental para el desarrollo de los

procesos mineros y es particularmente efectiva en la planificación, investigación, monitoreo y

optimización de la Plantas de Tratamiento mineral. Es evidente que la Mineralogía de Procesos se

beneficia enormemente cuando utiliza la MEB, que dispone del auxilio de hardwares y softwares cada

vez más sofisticados, posibilitando un trabajo automatizado, rápido y preciso, así como el registro de

miles de partículas en un tiempo muy corto. La información capturada puede ser procesada desde

múltiples perspectivas y permite la generación, prácticamente en tiempo real, de abundantes tablas y

gráficos que facilitan el manejo de los resultados. Sin embargo, es necesario considerar que se trata de

equipos sumamente caros, cuyo manejo y mantenimiento representa una inversión constante y

considerable.

Por su parte, la MO es una técnica efectiva, económicamente asequible y que puede aportar resultados

muy valiosos, especialmente si el operador posee una sólida formación mineralógica y conoce

adecuadamente los fundamentos teóricos y prácticos de los procesos metalúrgicos. Indudablemente, la

productividad de la MO puede ser acrecentada si se utiliza un sistema de análisis de imágenes y el

software apropiado para acelerar los cálculos respectivos.

Pero sea cual fuere la técnica utilizada, la Mineralogía de Procesos se torna realmente efectiva cuando

los usuarios (operadores o investigadores de la Planta) cumplen previamente con ciertos requisitos

como:

• Formular una definición precisa del problema a resolver.


• Ubicar los puntos de muestreo y definir la oportunidad y frecuencia de la toma de muestras.

• Seleccionar el número de muestras y de fracciones granulométricas a utilizar.

• Preparar un pliego de preguntas acerca de los aspectos mineralógicos que les interesa

especialmente conocer.

• Poseer un adecuado conocimiento de la terminología y metodologías de la Mineralogía de Procesos

que les permita aprovechar exhaustivamente la información obtenida.

En los dos ejemplos reales que siguen se pretende demostrar que, cuando existe una adecuada

coordinación entre el metalurgista que solicita el estudio y el mineralogista que los ejecuta, la MO es

suficientemente efectiva para obtener beneficios tangibles en la operación metalúrgica.

3.2 APLICACIONES DE ESTUDIOS MICROSCÓPICOS: LA PLANTA DE ATACOCHA

CASO 1.- ESTUDIO DE LA FLOTACIÓN BULK

a) Definición del problema

La Figura B.1 muestra el esquema (hasta diciembre 2004) de molienda-flotación en la Planta

Concentradora de Atacocha. En ella se puede apreciar que entre el molino y el ciclón se hace una

extracción de concentrado de plomo de alta ley (>72%Pb), operación unitaria denominada FLASH y que

se cuantifica en una ventaja de 4 puntos de recuperación general de plomo. El rebose de los

hidrociclones es una cabeza de flotación Bulk Pb-Cu con una etapa de desbaste y respectiva Limpieza;

las espumas de limpieza son el Bulk final que pasará a Separación, hundiendo el plomo y flotando el

cobre. El relave de la etapa de Limpieza es una carga circulante que retorna a la flotación de desbaste.

Debido a que estos valores recirculantes, que no tienen la granulometría adecuada, provocan

desplazamientos de plomo al circuito de zinc y obligan a usar más colector activando zinc en el Circuito

de Plomo, se decidió estudiar detalladamente la conformación de las espumas Bulk con el propósito

fundamental de definir si la presencia de mixtos Pb-Cu-Zn-Fe obligaría a probar una etapa de

remolienda para mejorar la selectividad y cinética de flotación y/o depresión de valores.

Figura B.1.- Flow-sheet Flotación Flash-Bulk Pb-Cu de Atacocha

Mineral Fresco

Concentrado Final Pb

A flotacion Bulk

Skim Air®

Molino Bolas

Agua

Agua

Bulk Pb - Cu

Bulk OK3

desbaste Agotamiento

Limpieza

Mineral Fresco

Concentrado Final Pb

A flotacion Bulk

Skim Air®

Molino BolasMolino Bolas

Agua

Agua

Bulk Pb - CuBulk Pb - Cu

Bulk OK3


Limpieza


Para iniciar el trabajo de investigación, se muestrearon las espumas Bulk en sus diversas etapas

(Holland, 2004); la última, denominada OK3, que es donde se considera que flotan suficientes valores de

cobre (cinética de flotación más lenta), fue el punto elegido para nuestro estudio. Este se inició con un

análisis granulométrico en mallas 140-200-270-325, con el resultado valorado malla a malla que figura

en la Tabla B.1:

Tabla B.1.- Análisis valorado

Como todo resultado por análisis químico, el cuadro anterior no nos da mayor información, salvo que la

mayor cantidad <de elementos está en las mallas -325. Para aprovechar adecuadamente la información

obtenida, el siguiente paso es hacer regresión estadística de las leyes a fin de poder establecer alguna

indicación primaria sobre posibles relaciones, requisito fundamental previo a un estudio microscópico.

b) Regresión estadística por elementos

Para comprender el análisis estadístico por regresión, es importante considerar lo siguiente:

• Hacer regresión significa establecer una relación matemática entre dos columnas de

valores.

• En el presente caso se usó el reporte total de Laboratorio Químico correspondiente a las

cinco fracciones de malla mostradas en el cuadro anterior y se hizo la regresión de todos

los elementos por pares.

• En el cuadro que muestra los resultados de la regresión, que se presenta en la Tabla

B.2, se indican la correlación que –si corresponde a una buena relación entre los

valores– debe ser cercana a 1 o 100%, y el valor de t-student correspondiente a la

regresión, que es un valor estadístico de comparación.

• En cuanto al valor de t-student, se debe anotar que mientras mayor sea en términos

absolutos (mayor de 2), indicará que la relación entre los elementos comparados es

significativa. Para precisar dicho significado se debe considerar el signo que acompaña

al valor de “t”; si el valor es elevado (mayor a 2) y de SIGNO POSITIVO, representa una

relación de tipo mineralógico. Por ejemplo, en la regresión Cu-Ag el valor de t es +6.02,

lo que indica que hay mucha posibilidad de que el cobre esté acompañado por plata,

bien en la fórmula química de un determinado mineral o bien como partícula mixta de

dos minerales diferentes. Por otro lado, si el valor de “t” es alto pero de SIGNO

NEGATIVO, significa una contaminación debida al proceso de flotación: Por ejemplo, en

BULK PLOMO-COBREPeso % PesoOnz/ TM A %Cu %Fe %Pb %Zn %Bi % Ag %Cu %Fe %Pb %Zn %Bi

M 140 11,40 3,80 319,58 21,86 6,78 28,69 6,21 0,308 8,7 5,1 2,7 3,6 2,9 2,7M 200 27,30 9,10 220,23 18,32 7,85 23,23 6,83 0,353 14,3 10,2 7,6 7,0 7,7 7,5M270 36,80 12,27 157,22 18,15 9,58 26,48 7,61 0,382 13,8 13,6 12,4 10,8 11,5 10,9M325 17,90 5,97 130,21 16,66 10,47 26,42 8,26 0,402 5,5 6,1 6,6 5,3 6,1 5,6M-325 206,60 68,87 117,35 15,46 9,69 31,92 8,48 0,455 57,7 65,1 70,7 73,2 71,9 73,2

300 100,00 140,05 16,37 9,45 30,01 8,12 0,43 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0

DISTRIBUCION


la regresión cobre-zinc el valor de “t” es -4.80, lo que significa que a mayor cantidad de

zinc menor será la ley de cobre; esto se interpreta como un comportamiento de la

flotación.

• Las regresiones que tengan un valor de t-student menor a 2 carecen de significación.

Tabla B. 2 Correlación y t-student por elementos

ELEMENTOS Correlacion t-studentCOBRE-PLOMO 0,05 -0,38COBRE-PLATA 0,92 6,04COBRE-HIERRO 0,74 -2,90COBRE-ZINC 0,88 -4,80COBRE-BISMUTO 0,92 -5,77

ZINC-HIERRO 0,90 5,09ZINC-PLOMO 0,15 0,72ZINC-PLATA 0,94 -6,66ZINC-BISMUTO 0,92 5,93

PLOMO-PLATA 0,03 -0,33PLOMO-HIERRO 0,15 0,72PLOMO - BISMUTO 0,23 0,94

PLATA-BISMUTO 0,87 -4,43PLATA-HIERRO 0,94 -6,66

Comentario sobre las regresiones:

• En amarillo figuran los ensambles que tienen t-student mayor a 2 y positivos; ellos representan un

probable amarre mineralógico que deberá ser verificado por el estudio microscópico y que se

interpreta de la manera siguiente: “Se confirma una alta relación cobre-plata (+6.04) indicando

presencia de cobres grises. Hay indicación de un posible amarre pirita/esfalerita (+5.09). También se

encuentra una relación mineralógica Zinc-Bismuto (+5.93). Como esta relación no es común, es

probable la presencia de mixtos de esfalerita con algún portador de bismuto que podría ser una

sulfosal de plomo”.

• En celeste figuran los valores de t-student negativos y con valor absoluto mayor a 2, que se

interpretan como un resultado de flotación y por lo tanto no representan un ensamble mineralógico;

la interpretación es la siguiente: “Es posible una contaminación moderada por excesiva flotación de

pirita y esfalerita (- 2.90 y - 4.80) que baja la ley de cobre-plomo en esta espuma Bulk. Por otro lado,

una mayor activación de la esfalerita estaría diluyendo la ley de plata (-6.66); igualmente, una mayor

flotación de pirita también diluye la ley de plata (-4.43). A mayor ley de cobre, disminuye la ley de

bismuto (-5.77), confirmando que a menor flotación de sulfosales de plomo portadoras de bismuto,

mayor será la ley de cobre en el Bulk”.

• Toda la información anterior fue alcanzada al microscopista para permitirle enfocar adecuadamente

las observaciones.


c) El estudio microscópico

Para el estudio mediante microscopía óptica (C. Cánepa- 2004), se seleccionó la fracción 200/270M de

una muestra de Espumas de la etapa de flotación Bulk OK3.

d) Resultados cualitativos

Las especies minerales observadas (Tabla B.3) son las siguientes:

Tabla B.3 Denominación y propiedades de las especies minerales observadas

e) Resultados cuantitativos

Los resultados del cálculo de porcentajes de abundancia (volumen %) de la especies minerales

observadas aparecen en la Tabla B.4. Esta es la típica información básica que proporciona un estudio

microscópico y que sirve para efectuar una serie de conversiones y deducciones aplicables a la solución

del problema metalúrgico.

Como se puede apreciar, la Tabla B.4 proporciona datos expresados en % en volumen porque al

microscopio se observan lógicamente solo dos dimensiones. Esta es la razón por la que las lecturas del

conteo de áreas son expresadas en términos de volumen de especies observadas que luego requieren

ser convertidos a % en peso porque en las pulpas metalúrgicas se manejan sólidos expresados en % en

peso. La conversión, cuyo proceso es mostrado en la Tabla B.5, se hace considerando el peso

específico de cada especie y multiplicándolo por el % en volumen (columna en celeste). El resultado es

un factor de peso cuya suma total, en este caso 543.725, dividida entre 100, representa lógicamente el

peso específico calculado del producto; dicha suma es luego distribuida porcentualmente especie por

especie (columna en verde).

ESPECIE ABREVIATURA FORMULA Peso EspecificoAlabandita ald MnS 4,2Cobre Gris CuGRs variado 4,8Calcopirita cp CuFeS2 4,2Esfalerita ef ZnS 4,2Galena gn PbS 7,2Sulfuros Secundarios Cu SSCu variado 4,2Sulfosales de Pb SSLPb variado 5,8Pirita py FeS2 5,0Gangas GGs variado 2,7


Tabla B.4.- Porcentajes (volumen %) de especies minerales presentes bajo la forma de partículas libres y/o mixtas; en las partículas mixtas se consigna el grado de liberación parcial (entre paréntesis). En la última línea, el grado de liberación total para

cada especie mineral.

Partículas libres alb CGRs cp ef gn SFSCu SSLPb py GGsalb 0,35 0,35

CGRs 11,00 11,00cp 7,30 7,30ef 8,55 8,55gn 15,55 15,55SFSCu 0,25 0,25SSLPb 13,10 13,10py 8,10 8,10GGs 0,90 0,90

65,10 0,35 11,00 7,30 8,55 15,55 0,25 13,10 8,10 0,90Partículas mixtasCGRs/ef 1,70 0,90 0,80

(38,60) (21,60)CGRs/gn 1,45 0,60 0,85

(22,00) (41,10)CGRs/SSLPb 1,00 0,70 0,30

(53,25) (19,20)CGRs/py 0,70 0,40 0,30

(40,00) (20,00)CGRs/GGs 0,80 0,45 0,35

(35,00) (23,35)cp/ef 0,60 0,35 0,25

(33,20) (21,20)cp/gn 0,10 0,05 0,05

(49,00) (9,00)ef/gn 12,40 7,05 5,35

(37,00) (24,00)ef/SSLPb 1,15 0,50 0,65

(17,75) (40,00)ef/py 0,10 0,05 0,05

(36,00) (16,00)ef/GGs 0,25 0,15 0,10

(58,50) (2,50)gn/py 8,10 4,10 4,00

(39,60) (19,60)gn/GGs 3,00 1,70 1,30

(32,10) (25,40)SSLPb/py 0,45 0,30 0,15

(40,00) (20,00)SSLPb/GGs 1,05 0,80 0,25

(64,35) (4,35)CGRs/ef/gn 0,45 0,20 0,15 0,10

(19,25) (9,75) (13,50)CGRS/ef/py 0,15 0,05 0,05 0,05

(25,00) (4,00) (9,00)CGRs/gn/py 0,15 0,05 0,05 0,05

(4,00) (9,00) (25,00)ef/gn/py 0,75 0,20 0,40 0,15

(12,15) (36,00) (5,50)ef/gn/GGs 0,25 0,05 0,15 0,05

(4,00) (38,50) (2,50)ef/SSLPb/GGs 0,15 0,05 0,05 0,05

(3,00) (30,00) (6,00)gn/py/GGs 0,15 0,05 0,05 0,05

(25,00) (4,00) (9,00)

Total (Vol.%) 100,00 0,35 14,35 7,70 17,85 28,35 0,25 15,20 12,90 3,05G.L.(%) 100,00 85,18 96,63 65,12 69,10 100,00 92,55 69,84 43,74

ESPUMAS BULK Pb-Cu OK3, MALLAS 200/270


Tabla B.5.- Conversión de vol % a peso %

Abreviatura % Vol Sp-Gr Factor % PesoGalena gn 28,35 7,2 204,12 37,54Sulfosales de Pb SSLPb 15,20 5,8 88,16 16,21Esfalerita ef 17,85 4,2 74,97 13,79Cobre Gris CuGRs 14,35 4,8 68,88 12,67Pirita py 12,90 5 64,5 11,86Calcopirita cp 7,70 4,2 32,34 5,95Gangas GGs 3,05 2,7 8,235 1,51Alabandita ald 0,35 4,2 1,47 0,27Sulfuros secundarios Cu SSCu 0,25 4,2 1,05 0,19Total 100,00 543,725 100,00

peso especifico de la Muestra 5.44

Comentarios acerca de la Tabla B.5:

• Son cuatro las especies con mayor presencia en peso: 37.54% de galena, 16.21% de sulfosales de

plomo, 13.79% esfalerita y 12.67% de cobres grises.

• Las especies con menor presencia son: sulfuros secundarios de cobre (0.19%), alabandita (0.27%) y

gangas (1.51%).

• Respecto de los valores de cobre: cobres grises 12.67% y calcopirita 5.95% hacen un total de

18.62% del peso total de la muestra. Esto significa que del total de minerales de cobre, el 68%

corresponde a cobres grises y el 32% a calcopirita; lo que representa una relación 2:1. Si tomamos

en cuenta que el desplazamiento al circuito de zinc es mayormente como calcopirita, se confirma la

flotación relativamente más lenta de esta última. En lo que se refiere a valores de plomo, se tiene

37.54% en peso como galena y 16.21% como sulfosales de plomo, lo que hace un total de 53.75% y

confirma que hay más valores de plomo que de cobre (18.62%) en la flotación Bulk; de esta manera

se justifica la depresión de plomo en la separación. Además, se confirma que los valores de plomo

bajo la forma de galena representan el 70% (37.54*100/53.75 = 70%) y las sulfosales el 30% del

total de valores, indicando que las cargas circulantes generadas deben contener más galena que

sulfosales, por lo cual se debería potenciar el trabajo de las celdas flash.

• Es notoria la cantidad total de pirita (11.86%) en la muestra, por lo cual resulta importante definir si

están libres o no.

Volviendo a la Tabla B.4, se observa que las columnas por especies se dividen en dos bloques: el

superior corresponde a las 100% libres y el inferior a las asociaciones o mixtos que conforman las

diversas especies entre sí. La Tabla B.6 es un resumen de los datos de B.4. El procedimiento utilizado

fue el siguiente: se tomó como referencia los % en volumen y se calcularon los porcentajes relativos; por

ejemplo, en la pirita se tiene un volumen total de 12.90%, del cual el 8.10% está completamente libre, lo

que significa que el 62.8% del total de piritas están libres y el 37.2 formando mixtos. De manera similar

se procede para todas las especies. El resultado está en la Tabla B.6.


Tabla B.6

Comentario acerca de los porcentajes de libres y mixtos por especies:

• Se aprecia en la franja celeste que las especies con mayor cantidad de mixtos son: galena (45.1%),

esfalerita (52.1%) y gangas (70.5%). Esta es una buena indicación ya que el tema de la flotación

Bulk es la selectividad de los valores de plomo-cobre frente a la esfalerita, y si hay muchos mixtos

podría haber un problema de falta de liberación.

• En valores de cobre, los cobres grises están mayormente libres (76.7%) y sus mixtos son

importantes pero no tanto como en el caso de la galena y esfalerita citado en el párrafo anterior. En

lo que se refiere a calcopirita, está mayormente libre (94.8%).

• Las sulfosales de plomo están mayormente libres (86.2%), y por tanto no es tan importante la

remolienda de sus mixtos como en el caso de la galena.

• En los minerales de hierro también hay mixtos importantes (37.2% del total); vale decir que la pirita

que está flotando no está completamente libre y que hay mixtos importantes que necesitamos seguir

definiendo.

• Todo lo anterior estaría indicando que hay mixtos de galena, esfalerita y pirita que obligarían a una

etapa de remolienda para mejorar la selectividad.

En lo que se refiere al grado de liberación total por especie mineralógica indicado en la Tabla B.4, hay

que tomar en cuenta que no solo flotan las especies con valores 100% libres, sino que es muy probable

que aquellas especies con un G. L. mayor a 50 ya estén en condiciones de flotar. Si tomamos los datos

de la Tabla B.4 observamos que, con excepción de las gangas, todas las especies metálicas son

flotables con mayor o menor facilidad. En consecuencia, queda confirmada la necesidad de remoler las

combinaciones mineralógicas más problemáticas que de otra manera contaminarían excesivamente los

productos.

Finalmente, es necesario determinar los amarres mineralógicos más importantes mencionados en la

Tabla B.4. Para ello se analiza la columna de % volumétrico que en total suma 100, pero para los mixtos

dobles (amarre de solo dos especies) suman 32.85%. Se hace una distribución relativa al 100% (Tabla

B.7) para determinar cuáles son los amarres más importantes y se les coloca en orden descendente de

magnitud. Al lado derecho se coloca el grado de liberación parcial de cada especie que conforma el

mixto, tomado de la información presentada en la Tabla B.4. El criterio establecido es que si el grado de

Abreviatura Libre Mixto Total Libre Mixto TotalAlabandita ald 0,35 0,00 0,35 100,0 0,0 100,0Sulfuros secundarios Cu SSCu 0,25 0,00 0,25 100,0 0,0 100,0Calcopirita cp 7,30 0,40 7,70 94,8 5,2 100,0Sulfosales de Pb SSLPb 13,10 2,10 15,20 86,2 13,8 100,0Cobre Gris CuGRs 11,00 3,35 14,35 76,7 23,3 100,0Pirita py 8,10 4,80 12,90 62,8 37,2 100,0Galena gn 15,55 12,80 28,35 54,9 45,1 100,0Esfalerita ef 8,55 9,30 17,85 47,9 52,1 100,0Gangas GGs 0,90 2,15 3,05 29,5 70,5 100,0

% Volumetrico % relativo


liberación es menor a 10 será una inclusión muy difícil de liberar aun con remolienda Un ejemplo para

leer la Tabla B.7 es el siguiente: de mixtos ef/gn, hay un total de 12.40% volumen que representa el

37.7% de los mixtos dobles, la ef tiene un G. L. 37 y la galena 24; como ambos son mayores a 10, sí es

posible remoler.

Comentario sobre el Cuadro de Mixtos Dobles:

• El amarre más frecuente es ef/gn con 12.40% del total y grado de liberación de ambas especies

mayor a 10, como se explicó en el ejemplo del párrafo anterior. La remolienda debe adoptarse para

liberar estos valores.

• Observando las celdas en verde, que en total representan el 80% de los mixtos dobles, se puede

deducir que otros amarres importantes son gn/py, gn/GGs, CGRs/ef y CGrs/gn, todos estos mixtos

con GL mayor a 10. Es importante anotar que los mixtos son de plomo-cobre-zinc-hierro, todos ellos

involucrados en una flotación Bulk y susceptibles de liberar con remolienda para mejorar la

selectividad deseada.

Tabla B.7.- Significación de los amarres mixtos dobles (binarios)

f) Conclusión general del estudio microscópico

Las espumas del Bulk Pb-Cu OK3 (C. Cánepa, 2004) tienen notoria presencia de mixtos ef/gn y gn/py, y

es muy probable que las cargas circulantes generadas tengan incluso mayor presencia de estos mixtos;

por tanto, resulta recomendable adoptar alguna alternativa de remolienda.

g) La prueba industrial

Hacer remolienda en flotación de minerales es sumamente importante. En el polimetálico Pb-Cu-Zn

generalmente se remuelen mixtos en el circuito de zinc (relave primera Limpieza y espumas scavenger),

y se puede asegurar que esta etapa de remolienda es casi ineludible. Sin embargo, en los circuitos Bulk

mixto % volumen % Relativo ef gn py GGs CCRsef/gn 12,40 37,7 37,0 24,0gn/py 8,10 24,7 39,6 19,6gn/GGs 3,00 9,1 32,1 25,4CGRs/ef 1,70 5,2 21,6 38,6CGRs/gn 1,45 4,4 41,1 22,0ef/SSPb 1,15 3,5SSPb/GGs 1,05 3,2CGRs/SSPb 1,00 3,0CGRs/GGs 0,80 2,4CGRs/py 0,70 2,1cp/ef 0,60 1,8SSPb/py 0,45 1,4ef/GGs 0,25 0,8cp/gn 0,10 0,3ef/py 0,10 0,3

total 32,85 100


Pb-Cu no es una práctica regular instalar un circuito independiente de remolienda. Lo recomendable es

hacer una remolienda indirecta pensando del siguiente modo: “Si existen mixtos o valores gruesos por

remoler, estos estarán concentrados en los relaves de la etapa de Limpieza. Si este flujo se recircula a la

cabeza de flotación rougher, se estará creando una carga circulante indebida; es mejor abrir el circuito,

derivar a la molienda este flujo y finalmente que todo retorne con la calidad granulométrica del mineral de

cabeza. A este proceso se le denomina REMOLIENDA INDIRECTA. Ocurre, por ejemplo en Huanzalá,

donde hace muchos años que el flujo de relave primera Limpieza del circuito de plomo es enviado a la

entrada del molino significando casi el 20% del líquido que ingresa junto al mineral fresco. Ahora

Atacocha recircula este flujo pero a la celda flash que está ubicada entre el molino y el hidrociclón, y los

resultados son realmente impresionantes”.

¿Cómo conocer la necesidad de remolienda indirecta?

Se recomienda hacer un análisis granulométrico de la pulpa de cabeza a la flotación rougher y en

paralelo del relave de la primera Limpieza, valorar los elementos y determinar la distribución por mallas.

Un ejemplo de lo que sucede en Atacocha en valores de plomo se aprecia en el gráfico de la Figura B.2:

Figura B.2

En el gráfico se aprecia cómo varían los valores de plomo de la Cabeza (línea continua azul). En las

mallas “gruesas” 100, 140 y 200 el contenido es bajo y se incrementa fuertemente a partir de la malla

325 y tamaños menores. En cambio, en el relave primera Limpieza (línea discontinua roja) el contenido

de plomo es mayor en las mallas gruesas citadas y menor en las mallas 325 para abajo, luego este flujo

no debe ser unido a la cabeza sin antes remoler. Atacocha eligió la opción de alimentar a la celda flash

para que el plomo grueso tenga una nueva opción de flotar y lo que no llegue a flotar ingrese a

clasificación en circuito cerrado con el molino. Ese es el esquema desde diciembre de 2004, cuyo

Distribuciòn del plomo en cabeza y relaves de 1ra. Limpieza

0,00

10,00

20,00

30,00

40,00

50,00

60,00

70,00

MALLA 100 MALLA 140 MALLA 200 MALLA 325 MALLA - 325

CABEZA

RELAVE 1RA LIMPIEZA


arreglo se aprecia en la Figura B.3; en la misma se muestra que enviando la carga circulante hacia la

celda flash, queda un Concentrado Bulk listo para Separación Pb-Cu.

Figura B.3.- Esquema de remolienda indirecta, modelo Atacocha.

¿Cuales fueron los logros en Atacocha?

En la Tabla B.8 se presenta un resumen de los resultados logrados a partir del 15 de diciembre de 2004,

que pueden ser considerados muy satisfactorios: se ha logrado subir el grado del concentrado de plomo

y las recuperaciones de plomo y cobre, e indirectamente se han estabilizado resultados en el circuito de

zinc, lo que abre nuevas posibilidades para mejorar parámetros metalúrgicos. El punto de partida ha sido

un Estudio de Microscopía (C. Cánepa, 2004b) y una adecuada aplicación del concepto de Grado de

Liberación, sobre la base de que la información obtenida tiene muchos mensajes que debemos saber

interpretar y adecuar a la realidad de cada proceso metalúrgico

2004 2005Mineral Tratado 1.200.000 1200.00

METALURGIA DEL PLOMOGrado de Concentrado de Plom o (% Pb) 69 73

Recuperacion Pb (% Pb) 87 90Recuperacion Total Plata (% ) 86 90

METALURGIA DEL COBREGrado de Concentrado de Cobre (% Cu) 26 27

Recuperacion de Cobre (% Cu) 30 42

M ETALURGIA DEL ZINCGrado de Concentrado de Zinc 55 57

Recuperacion de Zinc (% Zn) 89 91

PERIODO

Tabla B.8.- Resultados comparativos.

Mineral Fresco

Concentrado Bulk Pb-Cu

A flotacion Bulk

Skim Air®

Molino Bolas

Agua

Agua

Bulk Pb - Cu

Bulk OK3


Limpieza

Mineral Fresco

Concentrado Bulk Pb-Cu

A flotacion Bulk

Skim Air®

Molino BolasMolino Bolas

Agua

Agua

Bulk Pb - CuBulk Pb - Cu

Bulk OK3


Limpieza


CASO 2.- ESTUDIO DE LA PRESENCIA DEL MANGANESO

a) Definición del problema

En el año 2003 (J. Manzaneda, 2004) el grado de los concentrados de Zinc en Atacocha empezó a verse

notoriamente afectado por el contenido de manganeso, según se aprecia en la Tabla B.9.

Tabla B.9

Tales resultados indicaban que incluso con cerca de 3% de plomo, si el contenido de Mn disminuía a

1.17%, el grado del concentrado de zinc incrementaba a 57.4%; y si en estas circunstancias el plomo

disminuía a menos de 2%, entonces se alcanzarían grados de concentrado de zinc bordeando el 58%.

La diferencia de 4 puntos de grado en precio de concentrado de zinc es U$ 20 por cada tonelada, lo que

en un año significaría no menos de U$ 2 millones en pérdidas.

Históricamente, el contenido de Mn en los concentrados de zinc entre el 2001 y 2002 fue de 0.7%; sin

embargo, el año 2003 se notó un incremento desmesurado del Mn, que llegaba prácticamente al límite

de los compromisos de venta de 1.6% Mn.

La razón para el incremento de Mn estaba relacionada directamente con la proporción de mineral tratado

del Ore body 97. Así, durante el año 2001 dicha proporción solo significó el 10% del total de mineral

tratado; en el 2002 fue el 30% y en el 2003 llegó al 50% del total de mineral común que ingresaba desde

el cuerpo mineralizado citado. Más aún, si la proporción mineral común:especial fue variando desde

63:37 en 2001 hasta 80:20: en 2003, era evidente que la Planta Concentradora estaba procesando

mayor cantidad de mineral con posibilidad de ser portador de manganeso.

¿Cuál es el efecto del manganeso en la flotación?

Es importante hacer un paralelo con la mineralogía de otros elementos comunes en sistemas de

flotación:

MENAS DE PLOMO: el sulfuro valioso de plomo (PbS) galena se “oxida” electroquímicamente en

presencia de aire y agua a sulfato de plomo conocido como anglesita (PbSO4), que es soluble en agua y

que no significa ningún problema conocido en flotación, y posteriormente a carbonato de plomo o

ENSAYES ESPECIALES ZINC CON Y SIN MANGANESOFECHA: 19 de Julio 03

ITEM DESCRIPCION % Pb % Zn %Mn %Cu % Fe

1 Despacho Zn 3,38 53,60 2,77 0,85 3,0518/07/2003

2 Avance Conc. 3,38 53,39 2,39 1,19 3,5019-07-03 (8.00-2.00)

3 Conc. de Zinc 2,97 57,43 1,17 0,98 3,0112-07-03 (8.00-200am)


cerusita (PbCO3), producto insoluble y que solo flota parcialmente y por arrastre; ambos minerales

representan pérdidas seguras depositadas en los relaves de flotación.

MENAS DE ZINC: de manera similar a lo que ocurre con el plomo, en zonas de oxidación se presentan

“óxidos” a partir del sulfuro de zinc (ZnS). El soluble es goslarita (ZnSO4) y causa grandes pérdidas por

ser un fuerte depresor de zinc; en caso de un alto contenido es difícil reactivar la esfalerita con sulfato de

cobre y significa pérdidas depositadas en los relaves generales. Otra alteración es el carbonato de zinc o

smithsonita (ZnCO3) que es insoluble pero en flotación no reacciona como un sulfuro y no puede ser

reactivado, de manera que lo que no flota por arrastre se va directamente al relave ocasionado también

pérdidas en la recuperación general.

En Atacocha hay poca oxidación de plomo y zinc. Por ello es que se tiene un mineral bastante limpio

para flotar.

MINERALOGÍA DEL MANGANESO: el sulfuro de manganeso se denomina alabandita (MnS).

Obviamente en zonas de oxidación dará lugar a minerales conocidos, como el carbonato rodocrosita

(MnCO3) y el silicato rodonita (MnSiO3). La flotabilidad de estos dos productos de oxidación es

prácticamente nula y solo ocurrirá por arrastre. Pero la alabandita es un sulfuro de manganeso muy

activo en flotación. En nuestro país ocurre en algunas minas importantes: Huanzalá, Ucchucchacua,

Raura, Pachapaqui, y también en algunas zonas identificadas en Atacocha.

Los conceptos alrededor del comportamiento de la alabandita en flotación se han definido del siguiente

modo:

• La alabandita tiene características mineralógicas físicas similares a la esfalerita y será difícil

distinguir entre una y otra a simple vista. El control en flotación por plateo será infructuoso.

• En microscopía óptica tampoco se puede distinguir claramente entre esfalerita y alabandita; sus

propiedades ópticas en luz reflejada son similares.

• El único modo es verificar su presencia es mediante difracción de Rayos X o espectrometría.

• El comportamiento en flotación es superior en cinética a la esfalerita, absorbe preferentemente el

activador sulfato de cobre y flota fácilmente con xantato. Por ello es que cuando hay alabandita en

un sistema de flotación, se manifiesta mayormente en el circuito de zinc y en menor grado en los

circuitos de plomo.

• Una gran cantidad de alabandita en un circuito de zinc obliga a los operadores a incrementar sulfato

de cobre en cantidades fuera de lo común y este exceso automáticamente incrementa la flotación de

pirita. Cuando el operador observa sus concentrados de zinc con alto hierro, procede a bajar

colectores para mejorar el grado y lo único que consigue es un fuerte desplazamiento de zinc a

relaves generales. Felizmente, este efecto todavía no se ha presentado en la Concentradora Chicrin;

se deduce que la cantidad de alabandita no es tan alta como en otras plantas, pero sí suficiente

como para perjudicar el grado del concentrado de zinc.

• Los antecedentes en minería acerca de la presencia de alabandita son extremadamente dañinos:

paralizó la operación en Pachapaqui, y en Huanzalá hace algunos años, obligó a hacer una minería

más selectiva porque adicionalmente contenía germanio, elemento nocivo para el proceso de las

refinerías de zinc. Una mina peruana y polimetálica actualmente tiene en reserva un mineral de 40


onzas de plata pero con 40% de Mn y no encuentra un proceso adecuado de flotación para hacer

rentable el tratamiento de este mineral a pesar del alto contenido de plata.

• En un caso en que se trató de lixiviar concentrados de plomo-plata con ácido sulfúrico para eliminar

manganeso, el proceso tuvo que ser desechado porque es evidente que los sulfuros no se lixivian de

manera económica. Estamos cada vez más convencidos de que la lixiviación ocurre solo en los

carbonatos y que si bien disminuye el contenido de Mn hasta un 2 a 3%, este contenido corresponde

mayormente a alabandita que no fue ni será atacada por el ácido sulfúrico.

• La razón por la que los depresores orgánicos usados para deprimir manganeso (dextrina) no habrían

funcionado en Atacocha para controlar la flotación de Mn hacia los concentrados de zinc, es que en

Atacocha se trata esencialmente de alabandita.

• Desde hace muchos años todas las plantas concentradoras afectadas por Mn han controlado sus

operaciones haciendo una minería selectiva, lo que equivale a decir: haciendo un buen “blending”.

Es importante remarcar que a nivel mundial existe muy poca información sobre el comportamiento

de la alabandita en flotación y las posibilidades de su depresión.

Investigación sobre el manganeso en Atacocha (Manzaneda, 2004)

La estrategia del estudio fue : (1) definir el comportamiento inicial del Mn en la flotación de la etapa de

zinc; (2) de cuatro muestras, seleccionar la de mayor contenido de Mn activo y en esta muestra aplicar el

depresor de Mn Tennapress 334 en dosis de 200, 300 y 600 gr/TM; y (3) aplicar otros depresores

orgánicos a fin de comprobar su efectividad en la depresión de Mn en la etapa de flotación de zinc; ellos

fueron: ecoflox derivado del tanino, dextrina WR95, proporcionada por Ucchucchacua, y CMC.

El análisis de resultados se hizo según el criterio FACTOR METALÚRGICO que resulta de multiplicar

grado por recuperación y dividir entre ley de cabeza; este es un modo aceptado para evaluar pruebas de

flotación batch: a mayor factor metalúrgico, mayor flotación del elemento.

b) Desarrollo del estudio

a) Prueba estándar batch con mineral de manganeso

Sobre mineral con alto contenido de manganeso, se hizo un ciclo de cuatro pruebas batch en el estándar

típico de flotación experimental de Atacocha. El resultado aparece en la Tabla B.10.


Tabla B.10

Se aprecia una grave contaminación y distorsión de los resultados típicos. El 60% del contenido de zinc

se desplaza al relave y el que debería ser un concentrado de zinc contiene un 33% de Mn con una

distribución total de 47% de manganeso flotado en esta etapa. Además, en el primer minuto de la

flotación de plomo se tiene una ley de 7.43% de Mn. En resumen, estamos en presencia de un mineral

que contiene manganeso altamente activo en flotación, dando una primera sensación de tratarse del

complicado sulfuro de manganeso o ALABANDITA. Se decidió investigar posibles depresores de Mn y,

de no lograr el objetivo, tratar de identificar plenamente la presencia de este sulfuro mediante

Microscopía Electrónica y pasar a un control de extracción de mineral de este tipo para evitar mayores

daños en la Metalurgia de Atacocha.

b) Flotación de cuatro muestras con contenido de Mn

a. IDENTIFICACIÓN DE LAS MUESTRAS

Las muestras usadas en el presente estudio corresponden a labores del ore body 97, zona en que el

Departamento de Geología ha ubicado la mayor presencia de manganeso. De los cuatro, se especifica

que el stope 927 está actualmente paralizado por control de manganeso y los otros tres en actividad. El

ensayo químico del mineral recibido arrojó los resultados mostrados en la Tabla B. 11:

Tabla B.11.- Manganeso en el mineral de cabeza

DESCRIPCION peso gr %Pb %Zn %Cu %Fe Onz/TM Ag %Mn %Pb %Zn %Cu %Fe % Ag %MnAlimento 4000.0 2.23 4.94 0.03 6.85 2.41 17.48 100 100 100 100 100 100Pb 1 minuto 67.7 43.91 5.44 0.11 4.20 23.31 7.43 33 2 6 1 16 1Pb 4 minut 202.3 20.43 7.38 0.14 6.71 13.99 14.79 46 8 24 5 29 4Zn 1 minuto 359.8 1.07 3.91 0.08 7.33 3.70 33.60 4 7 24 10 14 17Zn 6 minut 491.3 1.03 6.08 0.07 8.11 3.05 43.33 6 15 29 15 16 30Relave 2878.9 0.35 4.10 0.03 6.19 1.29 13.54 11 60 72 65 39 56

LEYES DISTRIBUCION

STOPE Pb % Zn % Cu % Fe % Ag Oz/TM Mn %927 2,18 4,28 0,03 2,90 2,25 6,19876 9,06 14,10 0,68 5,96 8,81 1,68878 3,45 5,42 0,09 2,38 4,24 3,92879 4,15 7,36 0,14 3,71 5,53 17,90


El análisis de la cinética de flotación practicada según el estándar citado es expresado en el análisis

gráfico de la Figura B.4:

Figura B.4

FACTOR METALURGICO DEL MANGANESO

0,00

10,00

20,00

30,00

40,00

50,00

60,00

0 1 3 7

TIEMPO

FAC

TOR ST 927

ST 876ST 878ST 879

El tajo con mayor flotabilidad relativa de manganeso es el stope 927 (acertadamente fuera de operación

actualmente). Le sigue en flotabilidad el tajo 878. La flotabilidad del tajeo 876 es baja porque la cabeza

no alcanza a 2% Mn y el grado del concentrado al primer minuto es 55% Zn, que representaría la

proyección del concentrado con este tipo de mineral. La flotabilidad relativa del manganeso en el stope

879 es baja a pesar de su alta ley de Mn en cabeza (16%) pero el concentrado de zinc al primer minuto

ensaya más de 5% Mn, alcanzando una proyección de concentrados de solo 30% Zn al primer minuto;

igual que lo que ocurre en los tajos 927 y 878. En resumen, toda esta zona mineralizada tiene el

problema de la presencia de manganeso incontrolable para una metalurgia estándar tipo Atacocha, lo

que hacía necesario investigar posibles depresores de este elemento.

c) Investigación en la selección de depresores de manganeso

Se utilizaron los depresores Tennapress 334, Ecoflox (Tannco) derivado del tanino, dextrina WR 95, y

Carboxil Metyl Celulosa CMC. Fueron tres pruebas a dosis diferentes: 200, 300 y 600 gr/TM adicionadas

secuencialmente de manera compartida en: acondicionamiento, rougher y scavenger de la flotación

batch etapa de zinc.


El resultado de las pruebas batch indicó lo siguiente:

• A menor contenido de Mn en cabeza, mejores condiciones de flotabilidad estándar de zinc.

• La flotación batch indica que la proyección del grado de concentrados con minerales de ley alta de

Mn (>2%) en cabeza sí será afectada en el grado final del concentrado de zinc.

• Los depresores Tennapress 334, Dextrina WR 95, Eccoflox y CMC no son calificados como

depresores de Mn, en el caso de Atacocha.

Recomendaciones

• Mientras se sigue trabajando la posibilidad de lograr un depresor de manganeso en los minerales

típicos del cuerpo 97, se recomienda dosificar estos minerales considerando que la ley de cabeza en

planta no llegue a más de 2% Mn.

• Encargar un estudio microscópico para confirmar la presencia de ALABANDITA.

d) Estudio por Microscopía Electrónica

a. Consideraciones preliminares al estudio

Si bien el manganeso es un nuevo problema en Atacocha, el contaminante típico, correctamente

controlado hace muchos años, es el bismuto. De ahí que se considerara necesario hacer un solo estudio

mediante Microscopía Electrónica de Barrido para identificar las fuentes de ambos contaminantes y su

proyección para el futuro del mineral a tratar.

b. Identificación de la muestras

Con un mineral típico de alto manganeso y bismuto se hicieron dos pruebas de flotación batch en el

estándar típico de Atacocha, considerando extracción de espumas en tiempos 1-3 y 6 minutos para un

arreglo de cinética de flotación etapa plomo. En la Tabla B.12 se consignan los ensayes químicos de

ambas pruebas:

Tabla B. 12.- Resultados de las pruebas de flotación batch

PRODUCTO % Pb % Zn % Cu % Fe % BI Onz/TM Ag % MnP # 1 Cabeza 3,16 6,26 0,23 5,15 0,035 4,52 4,13

Pb 1¨ 58,57 5,71 1,55 6,08 0,193 46,23 0,62Pb 3´ 22,54 12,09 1,66 15,59 0,199 31,94 1,81Pb 6 4,68 12,85 0,43 18,29 0,068 7,88 2,95

´Relav. Pb 0,33 5,69 0,06 4,58 0,024 2,63 4,45P # 2 Pb 1¨ 63,14 7,03 1,21 2,71 0,235 48,42 0,60

Pb 3´ 27,60 16,64 3,08 6,15 0,250 46,23 2,55Pb 6 6,60 16,68 1,08 5,84 0,076 16,04 4,74

´Relav. Pb 0,26 5,89 0,06 5,76 0,029 2,63 4,46


c. Análisis de regresión

Con las leyes del cuadro anterior se hizo regresión lineal para determinar alguna relación importante del

manganeso y el bismuto con los otros elementos. La Tabla B.13 muestra un resumen del cálculo

estadístico t-student.

Tabla B. 13.- Valores de t-student para Bi y Mn

e) Del análisis de lo valores de t-student se desprende lo siguiente:

• PARA EL BISMUTO: hay una relación positiva con el plomo (+3.93), cobre (+4.87) y plata (+11.67), y

una relación negativa (producto de flotación) con el manganeso (-4.15). El signo positivo indica que

probablemente hay especies mineralógicas donde ocurren los elementos Pb-Bi-Ag-Cu.

• PARA EL MANGANESO: casi todas sus relaciones son negativas; es decir, son producto de la

flotación. Esto indica que hay posibilidad de que el manganeso se encuentre mayormente libre en

especies definidas, sean sulfuros o carbonatos.

f) El estudio con Microscopía Electrónica (Cánepa, 2004a)

Las muestras elegidas fueron compósitos del proceso en los días en que se tuvieron resultados

defectuosos en Planta por la presencia de manganeso y bismuto. El estudio se realizó sobre tres

muestras: (1) Alimentación a Flotación, (2) Concentrado de Pb y (3) Concentrado de Zinc.

a. Información microscópica previa

Un estudio previo mediante microscopía óptica (C. Cánepa, 2004a) fue dedicado a examinar el problema

de los inusualmente elevados contenidos de Bi y Mn que habían sido detectados por los análisis

químicos. Según dicho estudio, se estableció que los portadores más significativos en el caso del

MANGANESO eran la alabandita y los carbonatos (cuya determinación específica no era posible

mediante la microscopía óptica); para el caso del BISMUTO, se postuló que dicho elemento estaría

probablemente asociado a las sulfosales de plomo (cuya identificación específica tampoco había sido

posible). En concordancia con tales resultados, el estudio mediante microscopía electrónica fue

orientado a cumplir objetivos definidos, tales como: a) verificar la presencia de alabandita; b) identificar

específicamente los carbonatos presentes; c) determinar los elementos químicos adicionales presentes

en la esfalerita; y d) examinar la relación del bismuto con la presencia de sulfosales de plomo.

BISMUTO corr. tPlomo 68,86 3,93Zinc 8,59 0,81Cobre 77,19 4,87Fierro 0,01 -0,03Plata 95,11 11,67Manganeso 71,07 -4,15

correlaciones y t studentMANGANESO corr. tPlomo 85,72 -6,48Zinc 1,20 0,29Cobre 28,77 -1,68Fierro 0,94 -0,26Plata 0,75 -4,56Bismuto 71,07 -4,15

correlaciones y t student


g) Resultados del estudio:

a. Muestra: Alimentación (Figuras. B.5 y B.6)

Se verificó con toda certeza la presencia de la alabandita indicada en el estudio previo con microscopía

óptica. Dicha alabandita es frecuentemente reemplazada por carbonatos ricos en manganeso,

especialmente rodocrosita y manganocalcita. Adicionalmente, es importante recalcar que algunas

alabanditas contienen finas diseminaciones de calcopirita, imposibles de liberar mediante molienda (este

comportamiento es similar al observado en algunas esfaleritas).

b. Muestra: Concentrado Pb-2 (Figuras B.7 y B.8)

En esta muestra se pudo precisar que una parte de las sulfosales de plomo (indicadas genéricamente en

el informe de microscopía óptica) corresponde muy probablemente a la especie “xilingolita”. Se trata de

una sulfosal bastante rara, de composición Pb27Bi14S48 (que corresponde casi exactamente con los

resultados del análisis efectuado con el detector espectrométrico de rayos X del microscopio

electrónico), que no había sido previamente reportada en el Perú. Otra de las sulfosales presentes, que

sí pudo ser identificada con microscopía óptica, es la bournonita (CuPbSbS3), que no tiene lógicamente

ninguna relación con el bismuto. Por otro lado, se confirmó la presencia de alabandita libre que, junto

con los carbonatos que suelen acompañarla, serían los causantes del contenido de Mn en esta muestra.

La galena se presenta bastante pura, sin contenidos de Bi.

c. Muestra: Concentrado Zn (Figura B.9)

El barrido de granos de esfalerita ha permitido detectar que una parte de estos posee contenidos

significativos de manganeso en su molécula. Adicionalmente, algunas esfaleritas contienen inclusiones

de alabandita. Por otro lado, varias alabanditas aparecen reemplazadas por rodocrosita, mientras que

las esfaleritas suelen ser reemplazadas por manganocalcita. No se detectó contenidos de Tl ni de Cd en

las esfaleritas

h) Comentarios.

Los resultados del estudio permiten establecer lo siguiente:

• El manganeso está presenta bajo 5 formas mineralógicas diferentes:

o En las alabanditas; b) en algunas esfaleritas (manganesíferas); c) en la rodocrosita; d)

en la manganocalcita; y e) en la calcita manganesífera.

La alabandita ocurre libre o bien asociada con carbonatos ricos en Mn. En consecuencia, si se consigue

deprimir exitosamente la alabandita, los contenidos de Mn disminuirán ostensiblemente en los productos

en los que ella está presente. Sin embargo, algo de Mn está contenido en algunas esfaleritas (incluso

algunas poseen inclusiones ultrafinas de alabandita). En este caso, la disminución del manganeso solo

será posible a costa de deprimir la esfalerita, lo que significa que esto no funcionará en los concentrados

de zinc.


Imágenes de la Microscopía electrónica

(xx) ald (x) rdc

(x) Rodocrosita

(xx) Alabandita

Fig. B.5.-Alabandita casi completamente rodeada por rodocrosita. En la parte inferior espectrogramas y resultados analíticos de puntos registrados

El bismuto está presente dentro de la sulfosal xilingolita. Este mineral fue incluido dentro de las

sulfosales de plomo identificadas genéricamente mediante microscopía óptica. Es probable que dentro

de dichas “sulfosales de plomo” haya alguna otra especie del tipo Pb-Bi. En consecuencia, no es

adecuado tratar de disminuir los valores de bismuto en el concentrado Pb porque la disminución del

contaminante significará una menor ley de Pb.


gn

(xx) ald

rdc

gn cp

cac(Mn) (x)

Fig. B. 6.- Partículas mixtas de alabandita con inclusiones de galena y abundantes diseminaciones de calcopirita, cortadas por venillas de carbonatos ricos en Mn. En la parte inferior espectrogramas y resultados analíticos de puntos registrados

(x)Manganocalcita

(xx) Alabandita

(x)Manganocalcita

(xx) Alabandita

Ç


(x) xlg

Fig. B.7.- Partícula de xilingolita libre. En la parte inferior, espectrograma y resultados analíticos del punto registrado.

(x) xilingolita


gn

(xx) ald

gn

gn

py xlg (x)

Fig. B.8.- Partículas de galena, xilingolita y alabandita libres. Partícula mixta pirita/galena. En la parte inferior, espectrogramas y resultados analíticos de puntos registrados.

(x) Xilingolita (x) Alabandita


(xx) cac(Mn)

(xx) cac(Mn)

gn

py (x) ef

ef

(x) Esfalerita con Mn

(xx)Calcita manganesífera

Fig. B.9.- Partícula libre de esfalerita. Partículas mixtas esfalerita/galena/pirita y esfalerita reemplazada por venillas de carbonatos ricos en Mn. En la parte inferior, espectrogramas y resultados analíticos de los puntos registrados


4 REFLEXIÓN FINAL

Los dos casos presentados son algunos de los varios que podríamos haber usado para mostrar la

aplicación de la Microscopía en la Compañía Minera Atacocha. Otras dos aplicaciones importantes

fueron la definición de la liberación de galena en molienda para aplicación de celdas flash, y un reciente

caso aplicado en enero 2005: el uso de colectores selectivos en flotación scavenger de zinc con la

finalidad de evitar la flotación de pirita y así mejorar el grado de concentrado de zinc. En resumen, las

decisiones más importantes para la Metalurgia de Atacocha han sido, y probablemente seguirán siendo,

tomadas vía estudios de Microscopía. Difícilmente se hubiera podido enfrentar los problemas y definir

posibles soluciones solo con análisis químicos; es indudable que cuando se estudia las especies

mineralógicas es un panorama distinto el que se obtiene y obviamente hay un mejor enfoque para los

niveles de manejo de herramientas para la investigación metalúrgica y las propuestas de cambios en los

circuitos industriales.

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