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By N. J. Sather

A detailed description is given of Bunker Hill's concentration process employed at the company's lead-zinc property in the Coeur d'Alene district, Idaho. The plant is equipped to process 3000 tpd of Pb-Zn ore. The history of the Bunker Hill mine dates back to Aug. 26, 1885, when Noah S. Kellogg found the outcrop of the Bunker Hill orebody on the hillside of Milo Gulch above the present town of Wardner, Idaho. A small concentrator was erected in 1886, and before the railroad came, the mine output was transported by mule teams to the head of navigation on Coeur d'Alene Lake. After ten years of production, an interest was purchased in the Tacoma smelter at Tacoma, Wash., to which the entire output was shipped. In 1916 and 1917, a modern lead smelting plant and refinery was erected, and a modern electrolytic zinc reduction plant was built in 1927-1928 by the Sullivan Mining Co. which was 50 pct owned (and now totally owned) by the Bunker Hill Co. The first concentrator, a 100-tpd capacity plant, was built in 1886 near the Reed Tunnel in Wardner. The treatment consisted simply of crushing ore to 2 in. and then to 1/2 in. through rolls in closed circuit with a bucket elevator and trommel screen. The undersize was further sized in trommels to 10 mm and 3 mm. Oversize from the latter was treated in Hartz jigs. The 3 mm undersize was classified in crude hydraulic classifiers furnishing sands to sand jigs, the overflow being dewatered in a long V tank which supplied sands to a Cornish buddle and to Frue vanners. The concentrates were of excellent grade, old records showing assays of 69 pct lead and 29 oz. of silver per ton. Tailings were high inasmuch as the provision for treating the slimes was inadequate. Since the erection of the first mill, the Bunker Hill plant has gone through many changes and improvements. In succeeding years, the flowsheet was enlarged somewhat with Huntington and Chilean mills, vanners, tables, ball mills, and flotation cells being progressively added. In the transition period to the present day practice, the object was not only to improve the equipment for better mechanical performance, but to add new equipment whenever practicable so as to improve both grade and recovery of the product at a lower cost. For the modern plant and flow-sheet, see Figs. 1 and 2. The history of flotation at Bunker Hill dates back to 1913 when experimental work was done in a cell in which the pulp was circulated through a centrifugal pump set outside the cell and discharged against a baffle in the cell. The cell was built with a spitzkasten, and the quiet zone in the latter tended to let the froth break down before it got to the overflow weir. To remedy this situation, a belt drag with light metal flights was arranged for drawing off the froth over a ramp in each cell. Recovery of lead was not as high as present day practice, but was so much better than the vanners that the cells were multiplied gradually to eight cell units. The mill men called them mud hens. Flow between the cells was controlled by a weir, which determined the pulp level in each cell. These early machines were called Bunker Hill machines. The tailings were later treated in pneumatic scavenger flotation machines in a series, producing concentrates for retreatment in the Bunker Hill cleaners as well as the final tailings. This system of flotation served with minor changes until the Fahrenwald machine was developed at Bunker Hill during the period from 1921 to 1925. In 1925, the Fahrenwald flotation machine gradually replaced the Bunker Hill machine, although the Hearing pneumatic scavengers for retreatment of the tailings from the Fahrenwald machines were retained in the lead section until 1928. The use of the Hearing pneumatic machine for cleaning the rougher concentrates was begun in 1924. In 1941, plans were made for remodeling and modernizing the concentrator, the goal being a modern concentrator employing the latest equipment and milling practices. The old wooden building was to be replaced by a steel and concrete structure. Shortly after preliminary work got under way, the United States entered World War II and the demands for metals increased. To meet this requirement, the management decided to increase the capacity of the concentrator to 1800 tpd. This was accomplished in record time by the construction and operation of a sink-float plant. Installation of this plant was the first step in the general plan for modernization. In 1947 the concentrator (including the sink-float plant) was enlarged to handle 3000 tpd. Milling operations today are at the rate of 2300 tpd, five days per week. During 1959, 453,000 tons of ore was beneficiated. The Bunker Hill concentrator is in three sections: the crushing plant, a 3000-ton capacity storage bin, and the concentrator building. The crushing plant is of wood design with a gunnite coating on the exterior.

Jan 1, 1961

By S. C. Lindsay, D. J. I. Evans

With each year that passes hydrometallurgical processes are being more widely used to recover base metals from ores and concentrates. Generally these processes involve liquid-solid separation of metal-bearing liquors from barren residues. This may be done by countercurrent decantation, thickening and filtration, or filtration or centrifuging only. Choice of method is governed by chemical and physical characteristics of the pulps; cost of labor, power, materials, and waste disposal; and even by the amount of capital available when building plans are under way. Since all these controlling factors change with time and location and with technological advances, the separation method must be re-evaluated when new plants or expansion programs are contemplated. At the Sherritt Gordon refinery in Fort Saskatchewan, Alberta, an ammonia pressure leaching process recovers nickel, copper, and cobalt from the nickel concentrate produced at Lynn Lake, Manitoba.' Pregnant liquors are separated from the barren leach residues in a thickener-filter liquid-solids circuit. The decision to use this type of separation was based on a summation of economic factors during the pilot plant and design stages. Although countercurrent decantation was not incorporated in the refinery flowsheet, the problems solved in thickening the leach residues and the experience gained in operating the commercial plant are pertinent to countercurrent decantation, particularly where it is applied to slow-settling leach slurries or slurries having a relatively high vapor pressure of a valuable, obnoxious, or poisonous vapor. The nickel sulfide concentrate is leached under pressure with air and ammonia to dissolve the nickel, copper, and cobalt and most of the sulfur, leaving a residue of iron and siliceous material to be discarded.2,3 During a subsequent distillation stage to recirculate part of the ammonia used for leaching, copper is recovered from the solution as a high-grade sulfide. After further purification to remove traces of copper and undesirable sulfur compounds, the nickel is precipitated by hydrogen under pressure at an elevated temperature. The cobalt, together with unreduced nickel, is precipitated as a mixed metal sulfide by hydrogen sulfide for eventual cobalt recovery. The end solution is then evaporated to produce a crystalline ammonium sulfate byproduct. As shown in Fig. 1, the nickel concentrate is leached in a continuous, two-stage, countercurrent circuit. In the first stage, or adjustment leach, the fresh concentrate is partially leached (60 pct) in the liquor produced in the second stage, or final leach. This system is necessary to produce a solution suitable for treatment in the copper sulfide precipitation step. Both stages are carried out at 170" to 180°F under a total pressure, with air, of 100 to 120 psig in large, horizontal, water-cooled autoclaves. The autoclaves are divided by overflow weirs into four compartments to give a certain amount of staging during leaching. In each compartment a relatively slow-speed (100 to 150 rpm) agitator maintains the nickel concentrate in suspension. Adjustment leaching, carried out in two autoclaves in parallel, is followed by a thickener-filter liquid-solids separation. Final leaching is done in two parallel trains of three autoclaves using aqueous ammonia to extract metal values from the adjustment leach residues. This too is followed by a thickener-filter circuit. Here the residues are repulped once with aqueous ammonia and twice with process water and refiltered after each repulping stage, to insure a maximum recovery of soluble metal, before being discarded to the tailings pond. The adjustment leach is followed by a seven-disk Dorr-Oliver American filter, with an agitator in the filter boot to keep the residues in suspension. Agitators have also been installed beneath the four ten-disk filters following the final leach thickener. Slurry Characteristics: A typical analysis of the Lynn Lake nickel concentrate, produced by differential flotation,' is given in Table I. The concentrate comprises 35 to 49 pct pentlandite, (Fe, Ni)S; 3 to 6 pct chalcopyrite, CuFeS,; 1 to 4 pct pyrite, FeS2; and 24 to 42 pct pyrrhotite, Fe1-2S (where x varies between 0 and 0.2) together with various siliceous minerals such as actinolite, hornblende, and talc. During leaching, the sulfur in the pentlandite, chalcopyrite, and part of the pyrrhotite is successively oxidized through the thiosulfate and poly-thionate radicals to sulfate and sulfamate." Simultaneously the nickel, copper, and cobalt are converted to soluble ammine complexes and the iron in the pentlandite, chalcopyrite, and part of the pyrrhotite is oxidized to a spongy hydrated iron oxide. The hydrated iron oxide is readily broken down by the agitation needed to sustain the concentrate in suspension and to maintain a satisfactory mass transfer of the oxygen from the air to the slurry. Table I shows typical chemical, screen, and

Jan 1, 1961

By T. A. Read, H. K. Birnbaum

Deformation of AuCd alloys having the 8 (orthorhombic) and (3" (tetragonal) structures occurs by the stress induced motion of twin boutdaries. A restoring force acts on displaced twin boutdaries as a result of internal energy increases in the volume through which the boundaries are displaced. The phenomonology of the twin boundary motion is described and a mechanism for twin boundary motion and the restoring force is proposed. A time-dependent stabilization behavior of the twin boundaries, which is observed after the twins are formed by the diffusionless phase transformations, is described. THE AuCd 8 phase (ordered bcc structure) exhibits a transformation to a phase having an orthorhombic structure, 8' (space group D'), for compositions in the vicinity of 47.5 at. pct Cd and to a phase having a tetragonal structure, 8" (point group 4/m, m,m), for compositions in the vicinity 50.0 at. pct Cd. Both transformations are diffusionless, occur on cooling at 60" and 30OC, respectively, and are crystallo-graphically reversible.' They are accompanied by an inhomogeneous deformation which was observed to be twinning in the low-temperature phase. 3'4 The transformations may occur by a "single interface" or by "multiple interfaces."5'6 In the "single interface" transformation, the twinned product phase consisted of two twin orientations as shown in Fig. 1. In the multiple interface transformation the product phase contained "domains" each of which contained two twin orientations, Fig. 2. Deformation of specimens containing transformation twins was achieved by motion of the twin boundaries. Releasing the applied stress resulted in the displaced twin boundaries returning towards their initial positions. This "pseudo-elastic" behavior of the boundaries varied with time after the formation of the twin boundaries by the transformation.

Jan 1, 1961

By A. T. Churchman

The deformation modes of rhenium have been identified as those typical of the hexagonal metals, titanium, zirconium, and beryllium whose c/a ratios, in common with rhenium, are less than ideal for close packing. Slip is observed on (1010), (1011), and (0001) planes and twinning on (1121), (1122), and (1012) planes. The very high rate of work hardening is believed to be associated with intersecting partial dislocations on two (1010) systems which can combine to form sessile barriers. If the stacking fault energy is low, as postulated by Seeger, these barriers should be strong and not easily bypassed by cross slipping. Such an explanation could also account for the very small temperature dependence of the yield stress which was observed. RHENIUM is interesting scientifically as a member of the group of high melting point hexagonal metals: titanium, beryllium, and zirconium with a c/a ratio less than that for ideal close packing. Unlike them, however, it work hardens at a very high rate. This rate is greater and continues to a much higher degree of deformation than for nickel, normally considered to have a high rate of work hardening. This paper presents experimental observations on the modes of deformation of rhenium and, by comparison with other hexagonal metals, some speculation on the cause of the high work hardening. MATERIALS Johnson, Matthey rhenium powder of both 99.9 pct and 99.5 pct purity, see Table I, was compacted at 10 tons per sq in., part sintered at 1350°C in vacuo, and finally arc melted in a "gettered" argon atmosphere arc furnace to produce small buttons. Little difference was observed in the as-cast hardness or working down behavior of the two purities suggesting that either silicon and potassium do not have a significant effect on the working properties of rhenium or they were lost during arc melting. SPECIMEN PREPARATION The cast structure was broken up by cold-rolling with inter-stage annealing at 1600o or 1800°C in a vacuum high-frequency furnace using a tungsten susceptor. Strip for tensile testing was taken from two thicknesses of material 0.011 and 0.064 in. The former with intermediate anneals at 1800°C had a grain size of 900 grains per sq mm, while the latter with inter-stage annealing at 1600°C had a grain size of 3600 grains per sq mm. A coarse grain size was obtained by secondary recrystallization in a half button cold-worked by 30 pct reduction. Annealing times of from half an hour to several hours at 2200° to 2600°C in a "gettered" argon atmosphere arc furnace1 resulted in grains of up to 2 mm diam.

Jan 1, 1961

By C. W. DeLong, L. L. Farnham, L. A. Stewart

This paper is one of a series covering mineral resources of the Nation . It describes briefly most of the known manganese deposits of eastern Arizona , which for the purpose of this report includes the counties of Navajo , Apache , Gila, Graham, Greenlee , Pinal , Pima , Santa Cruz , and Cochise . With few exceptions , these descriptions are the result of field examinations by the writers . Work on this paper was begun in May 1956 , and in the following 18 months 151 deposits were examined . The distribution of the deposits by counties is as follows : 1 in Navajo , and 1 in Apache , 37 in Gila , 4 in Graham, 13 in Greenlee , 25 in Pinal , 13 in Pima , 12 in Santa Cruz , and 45 in Cochise . In surveyed areas the locations of the deposits are described by section , township , and range and in unsurveyed areas , by approximate projections of these subdivisions . The township and range numbers refer to the Gila and Salt River base and meridian . The history, production, ownership , geologic setting , and mining methods used are discussed for most of the deposits that were visited . Probably , some occurrences have been overlooked , but all of the principal ones have been examined . Ore dressing studies were made of typical ores from several of the larger districts . The work was performed in the laboratory of the Bureau of Mines Tucson Metallurgy Research Laboratory . The results of these studies are given with the descriptions of the deposits from which the samples were taken .

Jan 1, 1961

By Frank C. Canney

The word "other" in paragraph 4, line 11, column 1, page 205, should read "over;" the correct version of reason 2, this paragraph, is: 'L. . . 2) to evaluate the usefulness of certain geo-chemical techniques, V. C. Kennedy and S. W. Hobbs of the USGS had already studied the distribution of copper, lead, and zinc in the soils (both in background areas and over veins) and in the water and plants, providing a criterion for measuring the magnitude and effect of soil contamination; ...9 On page 206, in the top left hand corner of Fig. 1 (in the area bounded by 47°35' and 116°10), the reference to Fig. 3 is incorrect. The area of Pine Creek, South Fork Coeur d'Alene River, and portion of Big Creek (the area which includes, from left to right, Kingston, Pinehurst, Smelterville, and Kellogg) should be identified as that of Fig. 2A. The headings for columns 1, 3, and 4, Tables I and 11, page 209, column 2, were reversed when the paper was printed. The corrected tables are:

Jan 1, 1961

By David Ballón

El presente texto señala las limitaciones económicas en la duración de las máquinas perforadoras, de acuerdo a las condiciones que se operan en Milpo. En ese sentido, se lleva una cuenta denominada "Perforación mecánica" donde se encontraron los siguientes gastos: aguzadora: jornales y materiales; máquinas perforadoras: jornales de perforación; gratificaciones por perforación; materiales de perforación y jornales; reparación de máquinas; materiales de reparación, repuestos y aire comprimido y aceros y brocas: barrenos con inserto de carburo de Tungst. También se determinó que la periodicidad de la revisión de las máquinas hace que estas rindan más.

Nov 1, 1960

By Enrique Monge

"El presente texto describe las funciones y objetivos del Instituto de Investigaciones de la Siderurgia (TRSI ). Dicho instituto fue creado en 1944 por el Comité de Organización de la Siderurgia de Francia e inició sus actividades en 1946. Su objetivo fundamental es efectuar investigaciones, tanto científicas como de aplicación industrial, sobre los problemas que afectan a la Siderurgia Francesa. Asimismo, este instituto dispone de un laboratorio de mineralogía en París para sus estudios minerales y de instalaciones en Thionville y Lonwy, para sus estudios sobre fundiciones y coque. "

Nov 1, 1960

By Ernesto Rosales

El Salto de Miranda es una obra de gran envergadura que aumentará la producción de energía eléctrica al norte de Asturias; ya que con la industrialización, se efectúa el nacimiento de empresas gigantes como la ENSIDESA de Avilés y por ende, se requieren de grandes cantidades de fluido eléctrico. En este sentido, el presente texto describe el proceso de este recórd a través de un concurso promovido de los diversos frentes de los túneles del Salto de Miranda de la Hidroeléctrica del Cantábrico, obteniendo el récord europeo en perforación de túneles y lograr que el personal del frente "Batán B" desarrolle un avance de 25.10 m. en una sola jornada laboral dle 24 horas de trabajo.

Sep 1, 1960

By Eberhard Rother

El presente texto describe el transporte fluído de materiales sólidos, su clasificación, características del flujo de mezclas heterogéneas, los experimentos del transporte hidráulico de fluidos y los resultados de estos en la ingeniería.

Sep 1, 1960

By W. O. Macha

El presente texto señala la importancia del Sink and Float como método de concentración que facilita la explotación de minas de bajas leyes anteriormente desapercibidas en la industria minera. El estudio se divide en dos partes: la primera describe las generalidades de dicho método, mientras que la segunda muestra las pruebas metalúrgicas desarrollas con minerales de las minas "Casapalea", "San Cristóbal" , "Yauricocha" y "Tajo Abierto" de la Cerro de Paseo Co., así como las de "Austria Duvaz" "Victoria" y "Germania"de la "Negociación Minera y Metalúrgica Lizandro Proaño S . A . ", y la de "Sacracancha Gale". Como consecuencia de estas pruebas de Heavy Media, se encontró que el 75% de minerales tiene posibilidades de ser pre-concentrados por este método, asimismo la importancia del Sink and Float radica en el campo de los minerales usados corno relleno en las minas y de las abandonadas canchas.

Jul 20, 1960

By J. A. Barreda

El objetivo del texto es revalorizar el uso de la madera en la explotación minera, a fin de evitar el desabastecimiento y posterior extinción del recurso vegetal. Si bien la demanda de este recurso cada vez mayor en la industria minera, es necesario evaluar su producción en un futuro inmediato. Por ello, es recomendable que las compañías mineras establezcan bosques de eucalipto como reserva personal para un posterior abastecimiento de la mina. Para el establecimiento de tales plantaciones se requiere del apoyo colectivo, las cuales funcionen a manera de unidades, obteniendo una mayor ventaja en ubicación, vigilancia, control, y mejor explotación. Se requiere 700 Ha de plantacíón de 20 años de edad para su cosecha, asi como para la ejecución del proyecto, un capítal inicial de s/ 33 1688 000 00, que se cubrirá en cuatro etapas periódicas con un intervalo de 5 años.

Jul 20, 1960

By Jorge Quintana S

El texto señala tres métodos que la Ingenieria industrial aplica a la Cerro de Pasco Corporation y por ende, al campo minero. Dicha compañía, fue la primera en utilizar estos métodos a partir de tres ejemplos: Simplificación del trabajo, incentivos para la producción, cambios de maquinarias. Los resultados de la aplicación fueron satisfactorios, demostrando una redución en los costos y aumento en la productividad. Es decir, se bajan los costos de producción a una cantidad considerable al mercado mundial para competir con los minerales producidos en otras países. Asimismo, se genera un beneficio para el personal que trabaja con un índice de productivdad, aumentando las bonificaciones como sus salarios.

Jul 20, 1960

By Ricardo Cortés Arana

El presente texto describe el ausentismo y las relaciones humanas como factores de productividad y equilibrio dentro de la compañía minera Atacocha. La asistencia continua al trabajo asegura la estabilidad del empleo y no altera el ritmo de producción de la planta minera. Por consiguiente, la ausencia inmotivada de un trabajador en la mina, afecta el rendimiento de los demás miembros y a la misma empresa. En cuanto las relaciones humanas, estas deben ser constructivas y basadas en el espíritu de cooperación entre obreros y patrones, así como destacar el conocimiento técnico, interés genuino y personal por las personas que trabajan en ella.

Jul 20, 1960

By George S. W. Cumpston

El presente texto describe los factores que intervienen en la economía de la molienda con bolas, considerando la carga y calidades de las mismas. Para determinar cuáles son los factores en el estudio económico, es necesario conocer las cuatro calidades básicas de las bolas de las moliendas: las bolas de aleación de acero, forjadas y con tratamiento térmico, las bolas de acero al carbono forjadas y con tratamiento térmico, las bolas de aleación de acero fundido y las bolas de fierro fundido. Los productos fundidos generalmente no son tratados térmicamente y las bolas de fierro fundido son un producto de bajo precio y más ordinario. En este sentido, una bola tratada térmicamente sea en aleación de acero o de acero al carbono, tendrá una estructura granular más fina que las de los productos fundidos. Para fijar la economía de un tipo de bola, se utilizan dos formas de investigación: la prueba de bolas marcadas y la de resultados de producción, estableciendo esta última como la más exacta, aunque requiera molinos duplicados para medir su producción. Luego, se procede a experimentar con diferentes tipos de bolas -a través del costo de transporte y manejo requeridos para moler una tonelada de mineral- y asi determinar cuál es la bola más económica para cada operación. Posteriormente se evalúa la facilidad de la molienda y se delimita la carga de bolas que se aproxime mejor a la carga balanceada.

Jul 20, 1960

By C. Travejo G

El Departamento de Seguridad de la Cerro de Pasco Corporation, situada en el departamento del mismo nombre, con el objetivo de reducir los incendios en la mina Lourdes, cuenta con un personal de seis cuadrillas de rescate minero en constante entrenamiento. Dicho personal utiliza los aparatos Me Caa de 2 horas, Mascaras Chemox - 45 minutos, All Service 2 horas y la máscara N. S. A. Oxygen Mask - Media Hora. En este sentido, el objetivo del texto radica en describir el uso de dicho complemento de protección al tiempo que señala el funcionamiento de los miembros de la cuadrilla. Las cuadrillas de reconocimiento está integrada por mineros, mecánicos, electricistas y un jefe de cuadrilla. Dada la importancia del uso de la mascarilla, los miembros del grupo deben revisar personalmente el estado del aparato a través de la comprobación de la presión, las válvulas y todo el equipo. El último hombre de la cuadrilla revisará al Capitán. Luego este jefe anotará la hora de entrada en la zona de gases y el reporte lo dejará en la base de aire fresco. Cada miembro de la cuadrilla es responsable del cuidado de la protección y una vez terminado el trabajo, se procede a anotar las observaciones requeridas para la siguiente cuadrilla. Si es que ocurriera alguna dificultad con la visión de los gases, se utlizará una cuerda de seguridad que permitirá el avance de los miembros del equipo.

Jul 20, 1960

By D. L. Russel

El hidrociclón tiene una función importante en las operaciones auxiliares del beneficio de minerales, ya que separa los sólidos suspendidos de la pulpa de alimentación en dos fracciones, eliminando las partículas nocivas. Por tal motivo, el objetivo del texto describe ejemplos de ciclones activos en las concentradoras de la mina de Cerro de Pasco, como sus características. Los ciclones desarrollan tres clases de trabajos: la clasificación en circuito cerrado o de molienda, deslamamiento antes de flotar y el espesamiento y deslamamiento al circuito de filtración. El primero ejemplo, se realizó en la concentradora Paragsha con remolienda de cobre, el segundo se relaciona con flotación de pirita y el último, con filtración de cobre y zinc en la concentradora de Huarón. Producto de esta revisión a los ciclones, se encontró que la facilidad y costo de fabricación de aparatos experimentales, flexiblidad en el uso, comodidad de instalación y el poco espacio requerido, condicionan el uso del hidrociclón en varias operaciones de clasificación y espesamiento al tiempo que reemplazarán las clasificadoras clásicas por circuitos de molienda primaria

Jul 20, 1960

By J. G. Mitton

El uso de los flowmeters de área variable en la industria petrolera y química han simplificado algunos problemas como la alimentación exacta de productos químicos al flujo del sistema. En este sentido, el texto señala la utilidad de su empleo en la industria de flotación, así como la tardanza de su adaptación al sistema. El método de los flowmeters se adapta fácilmente a la alimentaciones de radioactivos donde el esquema es idóneo para un mineral complejo que contiene varios metales. En el caso que el mineral contiene dos metales básicos, se requiere de una mezcla intrincada de depresores para obtener una flotación selectiva o en bulk y si contiene tres metales básicos, los depresores y modificadores aumentan en número y puntos de alimentación. En 1957, como parte sus experimentaciones, la Cerro de Pasco Corporation utiilizó los flowmeters en la planta piloto de 50 toneladas cortas secas por día. Sin embargo, dicho plan presentó inconvenientes como las fallas en la correcta alimentación, errores en la calibración del alimentador de discos, órdenes a los reactivistas o derrame de radioactivos, ente otros. De otro lado, las ventajas que ofrece dicha operación está en la determinación del control de reactivos, el cual está bajo cargo de un supervisor, así como el costo de instalación se reduce a 50% en comparación con el sistema convencional de discos.

Jul 20, 1960

By Villanueva G. Julio

El presente trabajo describe el método de muestreo para la evaluación y cubicación del tajo a cielo abierto en Cerro de Pasco. Para ello, primero se describe la geología general de la zona de Cerro de Pasco para conocer y resolver los problemas encontrados en la explotación, encontrándose una irregularidad en la distribución de valores, como en la concentración de minerales. En consecuencia, se elaboró una serie de medidas que respondan al sistema de evaluación utilizado, tales como: la necesidad de efectuar una reevaluación de la zona en cuestión, el remuestreo de la mina, la impracticabilidad de hacer una exploración a través de sondajes, el empleo de algún medio mecánico para la extracción de las muestras, la implantación de un sistema especial para el archivamiento de los resultados de los ensayos y así evaluarlos rápidamente, y la necesidad de conocer los pesos específicos de los diversos tipos de minerales concentrados para calcular el tonelaje con precisión.

Jul 20, 1960

By Luis Carrera Naranjo

El presente texto señala la topografía, geología regional, estratigrafía, fisiografía, caracteres morfológicos, mineralógicos y genéticos, y la clasificación según su proceso de formación del yacimiento de la región Morococha. La topografía de esta región es variada y rica en cuanto formaciones geológicas se refiere, dado sus orígenes y edades respectivas. Su estratigrafía comprende una columna geológica, la cual está compuesta por rocas sedimentarias, y extrusivas que van desde el periodo Cuaternario hasta el Terciario. Las formaciones encontradas en la región son las filitas excelsior, volcánicas Catalina, formación Mitu, calizas Potosí, formación Santo Toribio-Buena Ventura, formación Machay, las capars rojas de Casapalca, la diorita de Anticona y monzonita cuarcífera de Morococha. Asimismo tiene dos sistemas de fallas: longitudinal y transversal. Las especies metalíferas de mayor abundancia son: la pirita, tenantita, tetrahedrita, chalcopirita, enargíta, blenda, magnetíta y galena. Mientras que las de menor abundancia son: estefanita, especularita, phrotita, marcasita y muy raramente: aíkenita; burnonita, cubanita, jamesonita, luzonita y molibdenita. Finalmente, entre las características estructurales de depósito tenemos: las vetas y los mantos, considerando entre los mantos algunos subtipos o variedades estructurales. También existe una tercera clase de estructura de depósitos minerales, que son lo que están constítuídos por varios depósitos agrupados en forma localizada y se conocen como el "0re -Clusters" o "Archipiélago".

Jul 20, 1960