FACULTAD DE INGENIERIA DE PROCESOS DE LA PROFESIONAL DE INGENIERIA METALURGICA

UNIVERSIDAD NACIONAL DE SAN AGUSTIN FACULTAD DE INGENIERIA DE PROCESOS DE LA PROFESIONAL DE INGENIERIA METALURGICA INVESTIGACION PARA LA DETERMINACIÓN DE LOS PARÁMETROS DE FLOTACIÓN PARA MINERALES POLIMETALICOS DE Pb-Ag-Zn CON PRESENCIA DE PIRROTITA Tesis Presentada por el Bachiller: SERGIO PACOMPIA MAMANI Para Optar el Título Profesional de: Ingeniero Metalurgista AREQUIPA PERU 2017 i

DEDICATORIA A DIOS Por guiar siempre mis pasos A MI ESPOSA E HIJAS Por su paciencia amor, cariño y confianza que me estimularon en la ejecución de la Tesis. A ellas mis respeto y admiración A MI MADRE Mi reconocimiento por el apoyo constante que supo brindarme, el mismo que contribuyo a mí formación integral A MIS HERMANOS i

PRESENTACIÓN Señor Decano de la Facultad de Ingeniería de Procesos, señor Director de la Escuela Profesional de Ingeniería Metalúrgica, Señores Miembros del Jurado, pongo a consideración de uds. el presente de tesis, con el cual pretendo optar el título Profesional de ingeniero Metalurgista. El presente trabajo intitulado: INVESTIGACION PARA LA DETERMINACIÓN DE LOS PARÁMETROS DE FLOTACIÓN PARA MINERALES POLIMETALICOS DE Pb-Ag-Zn CON PRESENCIA DE PIRROTITA pretende el procesamiento de minerales de Plomo, Plata y Zinc que contienen elevados valores de Pirrotita, éste elemento que crea problemas y mucha perdida del metal plata, variando algunos parámetros e introduciendo reactivos que nos ayudan a acomplejar los minerales de fierro que se los pretende enviar a los relaves, obteniéndose un concentrado exento de fierro. En el primer capítulo se describe los antecedentes, problemática, hipótesis y los objetivos. En el segundo capítulo se describe la preparación mecánica de la muestra, caracterización química y caracterización mineralógica de la muestra. En el tercer capítulo se detalla la parte experimental, como la prueba de la molienda, flotaciones exploratorias, flotaciones rougher, flotaciones tipo cinética, flotaciones batch, flotaciones de ciclo cerrado y caracterización química de los concentrados y relaves. En el cuarto capítulo se desarrolla el análisis de los resultados, así como la clasificación, descripción de las variables, dosificación de los reactivos. Finalmente se detalla las conclusiones, recomendaciones, bibliografía y anexos SERGIO PACOMPIA MAMANI 2

INDICE: CAPITULO I... 1 1.0 INTRODUCCIÓN... 1 1.1 ANTECEDENTES... 1 1.2 PROBLEMÁTICA... 1 1.3 HIPÓTESIS... 1 1.4 OBJETIVOS... 2 1.4.1 OBJETIVO GENERAL... 2 1.4.2 OBJETIVO ESPECIFICO... 2 CAPITULO II... 3 2.0 CHANCADO Y CARACTERIZACION DE LA MUESTRA... 3 2.1 PREPARACIÓN DE LA MUESTRA... 3 2.2 CHANCADO CONTROLADO... 3 2.2.1 CHANCADO PRIMARIO... 3 2.2.2 CHANCADO SECUNDARIO... 4 2.2.3 CHANCADO TERCIARIO... 4 2.3 HOMOGENIZADO Y CUARTEO... 5 2.3.1 MÉTODO DEL CONEO... 5 2.3.2 CUARTEADOR RIFLES O JONES... 5 2.3.3 REPARTIDOR AUTOMÁTICO... 6 2.4 CARACTERIZACIÓN QUÍMICA DE LAS MUESTRAS... 7 2.5 CARACTERIZACIÓN MINERALÓGICA... 8 CAPITULO III... 10 3.0 PRUEBAS EXPERIMENTALES... 10 3.1 EQUIPOS... 10 3.2 MATERIA PRIMA... 10 3.3 ANÁLISIS DE MALLAS VALORADAS DE MUESTRAS DE CABEZA... 10 3.4 PRUEBA DE MOLIENDA... 11 3.5 PRUEBAS DE FLOTACIÓN EXPLORATORIAS... 12 3.5.1 PRUEBAS DE FLOTACIÓN ROUGHER BULK - EXPLORATORIAS... 13 3.5.2 PRUEBAS DE FLOTACIÓN ROUGHER ZINC - EXPLORATORIAS... 15 3.6 PRUEBAS DE FLOTACIÓN ROUGHER... 16 3.6.1 PRUEBAS DE FLOTACIÓN ROUGHER BULK (PB AG)... 17 3.6.2 PRUEBAS DE FLOTACIÓN ROUGHER ZINC... 19 3.7 PRUEBAS DE FLOTACIÓN TIPO CINÉTICA... 22 3.7.1 PRUEBA DE FLOTACIÓN CINÉTICA ROUGHER BULK... 22 3.7.2 PRUEBA DE FLOTACIÓN CINÉTICA ROUGHER ZINC... 23 3.7.3 PRUEBA DE FLOTACIÓN CINÉTICA CLEANER BULK Y ZINC... 24 3.8 PRUEBAS DE FLOTACIÓN BATCH... 26 3.8.1 ESQUEMAS DE FLOTACIÓN BATCH... 26 3.8.2 CONDICIONES Y RESULTADOS DE FLOTACIÓN BATCH CON ETAPAS CLEANER... 29 3.9 PRUEBAS DE FLOTACIÓN CICLO CERRADO (CÍCLICA)... 31 3.9.1 PRUEBA DE FLOTACIÓN CICLO CERRADO... 34 3.10 CARACTERIZACIÓN QUÍMICA DE LOS CONCENTRADOS... 38 3.10.1 BARRIDO ICP-CONCENTRADOS... 38 3.11 CARACTERIZACIÓN QUÍMICA DE LOS RELAVES... 39 3.11.1 BARRIDO ICP RELAVES... 39 CAPITULO IV... 40 4.0 ANÁLISIS DE RESULTADOS... 40 1

4.1 CLASIFICACIÓN DE LAS VARIABLES DE LA INVESTIGACIÓN... 40 4.2 DESCRIPCIÓN DE LAS VARIABLES DE PROCESO... 41 4.2.1 TAMAÑO DE PARTÍCULA.-... 41 4.2.2 ACONDICIONAMIENTO.... 41 4.2.3 DOSIFICACIÓN DE REACTIVOS... 42 4.3 BENEFICIOS DEL PROYECTO... 46 4.3.1 BENEFICIOS... 46 4.3.2 INFRAESTRUCTURA... 46 4.3.3 DESARROLLO HUMANO... 46 4.3.4 DESARROLLO ECONÓMICO... 46 4.4 COSTOS... 47 CONCLUSIONES... 49 RECOMENDACIONES... 50 BIBLIOGRAFÍA... 51 ANEXOS... 52 A-1 DETERMINACIÓN DEL TIEMPO DE MOLIENDA... 52 A-2 PRUEBAS DE FLOTACIÓN ROUGHER EXPLORATORIA... 55 A-3 PRUEBA DE FLOTACIÓN ROUGHER... 57 A-4 PRUEBAS DE FLOTACIÓN TIPO BATCH... 63 2

CAPITULO I 1.0 INTRODUCCIÓN 1.1 Antecedentes Ante la necesidad de explotar yacimientos mineros polimetálicos (Pb-Ag-Zn) con bajas leyes, y con presencia de elementos nocivos (pirrotita) y por la gran demanda que hay en el mercado internacional por los metales y el incremento del precio de los mismos, éstos hacen posible desarrollar proyectos con bajas leyes de corte (cut off), pero, es imposible procesar estos minerales por la metalurgia convencional y obtener un proceso rentable. Mediante el desarrollo de pruebas metalúrgicas a nivel de laboratorio, es lo que nos permite encontrar un proceso metalúrgico adecuado para asegurar, no solo una buena recuperación del Pb-Ag-Zn, si no también, asegurar la calidad de su concentrado con bajas leyes de Fe y también obtener parámetros de operación que ayude a obtener procesos económicamente rentables. 1.2 Problemática El Perú es un gran productor de materias primas, entre ellas es un gran productor de concentrados de minerales que se venden en todo el mundo, en particular el que se producirá tiene en su contenido mucho fierro (en forma de pirrotita) el cual es nocivo y perjudicial, ya que al momento de venderlo nos lo castigan en el precio a valores que muchas veces ya no es rentable (no deja ganancia operativa). 1.3 Hipótesis Determinación de los parámetros de operación y desarrollo del circuito de flotación para un mineral polimetálico de Pb-Ag-Zn con presencia de pirrotita, 1

mediante la granulometría adecuada, una dosificación adecuada de colectores, modificadores y espumantes para obtener un concentrado de mineral de calidad, y eliminando el contenido de fierro (en forma de pirrotita). 1.4 Objetivos 1.4.1 Objetivo General Definir el mejor tratamiento de flotación que permita producir concentrados Bulk de Pb-Ag y de Zn con una recuperación óptima. 1.4.2 Objetivo Especifico Determinar los siguientes parámetros de operación: Determinar la granulometría adecuada, Determinar el tipo y consumo de colector, Determinar el tipo y consumo de modificador, Determinar el tipo y consumo de espumante, Determinar el lugar y los tiempos de acondicionamiento, Determinar el tiempo de flotación y, Desarrollar el circuito de flotación para el mineral polimetálico Ag-Pb-Zn. 2

CAPITULO II 2.0 CHANCADO Y CARACTERIZACION DE LA MUESTRA 2.1 Preparación de la Muestra La preparación mecánica de la muestra se realizó por etapas: chancado primario, secundario y terciario según el requerimiento de cada prueba metalúrgica; se procedió hasta obtener la granulometría adecuada que asegure la representatividad de la muestra para el inicio de cada tipo de prueba. En la tabla N 1 se observa el total de la muestra a tratar. Tabla Nº 1: Peso de la Muestra Muestra N Sacos Peso Bruto Kg Peso Neto Kg ME-01 17 266.37 256.67 2.2 Chancado controlado El chancado controlado consiste en la reducción de tamaño realizando ciclos de tamizado-chancado, iniciándose con el tamizado a la malla seleccionada y luego el chancado de la muestra que queda sobre la malla (Oversize), el pasante (Undersize) es almacenado hasta obtener el 100% pasante de la muestra en la malla seleccionada y así evitar la generación excesiva de finos ya que además de perder muestra por la polución de finos, las partículas finas son perjudiciales para el normal desarrollo de las pruebas metalúrgicas. 2.2.1 Chancado Primario El chancado primario de los 256 Kg aproximados de la muestra se realizó con la chancadora de mandíbulas 10 x 5 en ciclos de tamizado y chancado. 3

Las muestras de exploración con perforación diamantina son de aproximadamente 2 de sección transversal los cuales se chancaron ajustando el setting 3/4, luego el producto de chancado será tamizado en la malla 3/4 ; el Oversize +m3/4 será chancado hasta llevarlo a 100% -m 3/4, posteriormente se homogeniza la muestra para cuartear y sacar una muestra representativa para las pruebas 50 Kg aproximadamente, el resto de la muestra pasa al chancado secundario. 2.2.2 Chancado Secundario El chancado Secundario de los 206 Kg aproximados se realizó con la chancadora de mandíbulas 10 x 5 en ciclos de tamizado y chancado, ajustando el setting 1/4. El total de la muestra está 100% -m 3/4 esta será tamizada en la malla 1/4 ; el Oversize +m 1/4 será chancado hasta llevarla a 100% -m 1/4, luego de tener el total de la muestra a 100% -m 1/4" se homogeniza y se saca una muestra representativa de 25 Kg aproximadamente para diversas pruebas metalúrgicas, para continuar con el chancado terciario. 2.2.3 Chancado Terciario El chancado Terciario se realizó en ciclos de tamizado y chancado, ajustando el setting. Muestra Pruebas Metalúrgicas malla 10 (1.71mm) El total de la muestra 181 Kg está 100% -m 1/4 esta será tamizada en la malla 10 Tyler; el Oversize +m 10 Tyler será chancado hasta llevarla a 100% -m10 Tyler, luego de tener el total de la muestra a 100% -m10 Tyler se homogeniza y cuartea en muestras representativas de 20 Kg aproximadamente, se toma una muestra de 20 Kg y se pone en el Divisor Automático el cual dividirá la muestra en 20 sub muestras de 1 Kg aproximadamente para las posteriores pruebas metalúrgicas. 4

2.3 Homogenizado y Cuarteo 2.3.1 Método del Coneo Con toda la muestra de 256 Kg aproximadamente a 100% -3/4 forma un cono sobre una lona limpia, con una lampa tomamos una cantidad constante de mineral de la base del cono y la vaciamos en otra parte de la lona girando la lampa alrededor de un eje imaginario vertical, tomamos otra lampeada aproximadamente con la misma cantidad de mineral y repetiremos el procedimiento hasta terminar de formar el cono, éste procedimiento se realizó cuatro veces para homogenizar la muestra, posteriormente se cuarteo la muestra en cinco, se toma con una lampa una cantidad determinada de mineral del cono homogenizado y se forma un nuevo cono, con la siguiente paleada se forma otro nuevo cono así continuamos hasta dividir el cono original en cinco nuevos conos de 50 Kg aproximadamente y una muestra se utiliza para la prueba de Abrasión. 50 Kg. Aprox. 256 Kg Aprox 100% -3/4". 50 Kg. Aprox. 50 Kg. Aprox. 50 Kg. Aprox. 50 Kg. Aprox. Gráfica Nº 1: Cuarteo por el Método del Coneo 2.3.2 Cuarteador Rifles o Jones Se forma un cono Aproximadamente de 200 Kg 100% -1/4, con una pala se toma una cantidad constante de mineral de la base del cono formada y se colocara en la bandeja del cuarteador Jones, se cargara el material necesario y luego se hecha en el cuarteador Jones subdividiendo la muestra total en 2 partes de 100 Kg, luego una muestra de 100 Kg se divide en dos muestra de 50 Kg y una muestra de 50 Kg en dos de 25 Kg, una muestra de 25 Kg se toma para las pruebas metalúrgicas, después se chanca la muestra hasta 100% malla 6 y se 5

divide la muestra en dos de 12.5 Kg y el resto de la muestra 180 Kg Aproximadamente para las demás pruebas Metalúrgicas; Una vez chancada la muestra a 100% - m10 se divide la muestra de la misma manera en muestras aproximadamente de 20 Kg. 2.3.3 Repartidor Automático El repartidor automático tiene una capacidad de 30 Kg, reparte las muestra en 20 sub muestras y puede repartir muestras de un tamaño máximo de 3.35 mm así que previamente antes de usar el repartidor automático. Se redujo el tamaño de la muestra a 100% - malla 6 con un peso de 12.5 Kg y 100 % -m10 con un peso de 20 Kg las cuales fueron cuarteadas en cuarteo 20 sub muestras de 625 g y 1000 g respectivamente. 6

Gráfica Nº 2: Esquema de la Preparación Mecánica 2.4 Caracterización Química de las Muestras Para la caracterización química de la muestra de cabeza se cuarteo una cantidad representativa, que se ha pulverizado a 85 % -m200 Tyler. Tabla Nº 2: Análisis de la Muestra de Cabeza Muestra ME-01 Ag Au Cu Fe Pb Zn Insoluble g/t g/t % % % % % 23.0 0.02 0.063 12.06 0.313 3.592 47.69 Los resultados concluyen que las leyes de plomo son consideradas leyes marginales por su bajo contenido de Pb 0,313%; mientras las leyes de Zn están 7

en 3,592 %, el contenido de Hierro en esta muestra está en 12,06 %, lo que supone el principal problema para su tratamiento y separación por flotación. El análisis químico realizado a esta muestra también considera un barrido ICP por 35 elementos: Tabla Nº 3: Análisis por ICP de la Muestra Ag Al As Ba Be Bi Ca Cd Co Cr Cu Fe ppm % ppm ppm ppm ppm % ppm ppm ppm ppm % Ga K La Mg Mn Mo Na Nb Ni P Pb S ppm % ppm % ppm ppm % ppm ppm % ppm % < 10 2.76 32 1.05 2300 12 0.16 4 27 0.18 2715 6.63 Sb Sc Sn Sr Ti Tl V W Y Zn Zr ppm ppm ppm ppm % ppm ppm ppm ppm ppm ppm 19 7 49 193 0.25 < 2 94 57 18 > 10000 37.4 Fuente: Datos del laboratorio metalúrgico 2.5 Caracterización Mineralógica Para la evaluación mineralógica de la muestra se ha realizado análisis mineralógico por microscopia óptica y electrónica de la muestra de cabeza a diferentes mallas; De los sulfuros de hierro presentes con mayor concentración, 4,09% en la malla +325 es pirita (FeS2), y 19,85% en la malla +200, es Pirrotita. La esfalerita 1, con un 11,39% en peso en la malla -325, presenta un grado de liberación de 72,25% (Ver tabla 04). El mayor grado de liberación se localiza en la malla +200 con un grado de liberación de hasta 85,41%. La calcopirita, se encuentra presente en todas las mallas con un porcentaje en peso menor al 1%. El mayor grado de liberación se localiza en la malla +200, con un 72,98%. La arsenopirita se encuentra presente en todas las mallas. La mayor concentración se localiza en la malla +100 con un 2,17% y un grado de liberación de hasta 71,96%. ME-01 - ICP 21.5 5.24 459 716 1.8 48 11.72 216 29 165 575 La galena se encuentra presente en todas las mallas, con un porcentaje en peso de hasta 1,98% (malla +100), con un grado de liberación de hasta 97,09%. 10.66 8

Tabla Nº 4: Comparación de los % en peso y grados de liberación de cada malla Vs Minerales identificados Fuente: Datos del laboratorio metalúrgico 9

CAPITULO III 3.0 PRUEBAS EXPERIMENTALES 3.1 Equipos Los equipos y material mínimo requerido a efectos de realizar las pruebas son: Un molino de Bond Estándar, Una balanza analítica, Probetas graduadas y juego de tamices, Buretas. 3.2 Materia prima La materia prima que hemos utilizado para la ejecución de las pruebas es mineral de la mina que vamos a operar y que queremos optimizar la recuperación, eliminando la pirrotita. 3.3 Análisis de Mallas Valoradas de muestras de cabeza El análisis de mallas valoradas se realizó a partir de las muestras de cabeza a 100 % -m10 Tyler, se tomó una muestra representativa la cual se deslamo con la malla 400 Tyler se envía a secado posteriormente el Oversize +m 400 se coloca en el ro-tap con un juego de tamices determinados (m65, m100, m150, m200, m270, m400) una vez que se tiene la muestra por fracciones se pulveriza a 100% -m200 cada fracción y se envía a análisis químico. 10

Tabla Nº 5: Análisis de Mallas Valoradas - Cabeza MALLAS VALORADAS LEYES Malla (Tyler) Peso (%) (%) Serie Tyler Abertura (µ) (g) Ret. Ac (-) Ag Cu Fe Pb Zn + m 65 212 55.3 5.53 94.47 9.00 0.027 6.356 0.099 1.337 + m 100 -m 65 150 121.0 12.10 82.37 11.80 0.038 8.369 0.134 2.213 + m 150 -m 100 106 146.2 14.62 67.75 18.30 0.048 9.972 0.178 2.839 + m 200 -m 150 75 121.4 12.14 55.61 18.40 0.057 11.61 0.224 3.44 + m 270 - m 200 53 115.1 11.51 44.10 23.60 0.066 12.34 0.281 3.976 + m 400 -m 270 38 91.5 9.15 34.95 30.20 0.078 12.91 0.358 4.535 - m 400 <38 349.5 34.95 0.00 35.50 0.08 11.59 0.441 4.313 Cab. Calculada 1000.0 100.00 24.72 0.063 10.884 0.294 3.554 Cab. Ensayada 23.00 0.063 12.056 0.313 3.592 Fuente: Datos del laboratorio metalúrgico Distribución (%) 60 50 40 30 20 10 0 Distribución Metálica vs Tamaño de Partícula ME-01 212 150 106 75 53 38 <38 Abertura (µ) Ag Fe Pb Zn Gráfica Nº 3: Distribución Metálica Cabeza Podemos observar que la mayor parte de los elementos valiosos Pb, Ag y Zn están por debajo de la malla 400 así como una gran cantidad de Fe. 3.4 Prueba de Molienda Las pruebas de molienda se efectuaron en un molino estándar de laboratorio a un porcentaje de sólidos de 66%, la molienda se efectuó con 1000g de mineral representativo y 500ml de agua a diferentes tiempos (6, 12, 18 y 24 minutos), para los análisis granulométricos se considera el análisis de la muestra de cabeza a tiempo cero (Ver Anexo A-1). 11

-m200 Ty (%) Los resultados de las pruebas a diferentes tiempos de molienda, fueron analizados calculando su respectivo P80 y % de mallas. En la siguiente gráfica se muestra las curvas de acumulado pasante vs tamaño a partir de resultados obtenidos en las pruebas de molienda a diferentes tiempos (Ver Anexo A-2). 90 80 70 60 50 40 30 20 10 0 31,2 Tiempo vs % -m200 48,9 66,1 77,6 y = 9,439x 0,666 R² = 0,999 0 5 10 15 20 25 Tiempo (min) %-m200 Potencial (%-m200) Grafica Nº 4: Tiempo vs % malla 200 Del gráfico precedente podemos determinar el tiempo de molienda para obtener una granulometría de 70% -m200 necesita un tiempo de 20.26 minutos con un P80 de 95 micrones. Tabla Nº 6: Tiempos de molienda para diferentes P80 Tiempo, f(% -m200) % -m200 Tiempo P80 50 12.22 176 55 14.10 147 60 16.07 126 65 18.12 108 70 20.26 95 Fuente. Datos de laboratorio metalúrgico. 3.5 Pruebas de Flotación Exploratorias Las pruebas de flotación se iniciaron con las pruebas exploratorias, ya que no se contaba con datos relevantes sobre esta muestra. 12

El Objetivo de estas pruebas fue establecer las condiciones iníciales del estudió de flotación para la muestras ME-01, con el fin de obtener recuperaciones aceptables de los elementos valiosos (Ver Anexo A-3). El esquema de flotación utilizado para estas pruebas es el siguiente: Gráfica Nº 5: Esquema de Flotación Rougher Exploratorias Se realizaron 4 pruebas de flotación Rougher (Bulk y Zn). Las condiciones, tales como grado de molienda, adición de reactivo y ph de pulpa se presenta a continuación: 3.5.1 Pruebas de Flotación Rougher Bulk - Exploratorias Prueba Tabla Nº 7: Condiciones de Flotación Bulk - Exploratorias Grado de molienda % - m200 D80 ph FLOTACIÓN ROUGHER DE BULK CONSUMO DE REACTIVO (%) (u) Na2S ZnSO 4 NaCN Complejo Metabisulfi A-3418 Z-11 MIBC 1 70 97 7.8 50 75 50 - - 6.3-8.8 2 70 97 7.8 50 200-200 - 6.3 1 8.8 3 70 97 7.8 50 200 - - - 6.3 1 4.4 4 70 97 7.8 50 300-100 100 6.3 1 8.8 Prueba Tabla Nº 8: Resumen de resultados Bulk - Exploratorias FLOTACIÓN ROUGHER DE BULK LEYES DE CONCENTRADO ROUGHER RECUPERACIONES ROUGHER (%) (%) Ag Cu Fe Pb Zn Ag Cu Fe Pb Zn 1 774.00 1.26 36.62 11.15 5.69 73.14 40.40 8.12 88.15 3.77 2 899.40 0.41 22.55 13.65 3.93 65.98 9.52 3.69 83.80 1.98 3 357.70 0.70 40.59 4.93 9.31 75.50 50.22 19.94 91.78 14.48 4 757.60 0.46 21.85 12.26 5.82 75.13 13.83 4.03 91.38 3.72 Fuente: Datos de laboratorio metalúrgico. 13

100 90 80 70 Circuito: Pb-Ag Flotación Exploratoria Vs Recuperación 50 45 40 35 Recuperción (%) 60 50 40 30 30 25 20 15 Ley (%) 20 10 10 5-1 2 3 4 Flotación Exploratoria Recup Fe Recup. Ag Recup. Pb Recup. Zn Ley Fe Ley Pb Ley Zn - Grafica N 6: Recuperación en Flotación Rougher Bulk - Exploratoria Se inicio con la evaluación de los parámetros iníciales de la dosificación de reactivos tales como colectores, depresores y espumantes; así como las mezclas dentro de los cuales podemos considerar al Complejo y al Espumante M en las siguientes proporciones: Complejo: ZnSO4/NaCN = 3/1 y Espumante M: MIBC/F65 = 1/1 Estas pruebas se realizaron a 70% -m200, con y sin adición de depresores de Fe, así como el uso de NaCN, Metabisulfito. Se trabajó a un ph 7.8. Se obtuvieron recuperaciones en el concentrado rougher plomo de (83,8 a 91,8) %, con un grado de (4,9 a 13,7) %. La más alta activación de Zn se dio en la prueba Nº 03 (14,48 %) al adicionar solo ZnSO4 para la depresión de Zn, caso contrario ocurre en la prueba Nº 02 (1,98 %) al adicionar ZnSO4 y Complejo dando una menor activación de Zn y también adicionalmente actuando sobre la depresión de Fe (3,69 %) siendo la más baja con respecto a la utilización de los demás depresores evaluados (NaCN, Metabisulfito), lo que nos indica que se incrementa la eficiencia de agente depresor al utilizar el Complejo y el ZnSO4. En estas pruebas la adición de Metabisulfito en reemplazo de una parte de complejo ayudó en la recuperación de Pb, esta causa quizá fue debido al 14

Recuperación (%) Ley (%) exceso de dosificación del Complejo, manteniéndose por otra parte la baja activación de Zn y Fe. 3.5.2 Pruebas de Flotación Rougher Zinc - Exploratorias Tabla Nº 9: Condiciones de Flotación Exploratorias Zn Grado de molienda FLOTACIÓN ROUGHER DE ZINC Prueba %-m200 D80 ph CONSUMO DE REACTIVOS (%) (u) Cal Z-11 CuSO4 MIBC Esp M 1 70 97 11 800 20 300 13.20-2 70 97 11 800 20 500-13 3 70 97 11 800 10 500-13 4 70 97 11 800 7 500-9 Fuente. Datos de laboratorio metalúrgico. Prueba Tabla Nº 10: Resumen de resultados Exploratorias Zn FLOTACIÓN ROUGHER DE ZINC Grado de molienda LEYES DE CONCENTRADO ROUGHER ph RECUPERACIONES ROUGHER (%) %-m200 D80 (%) (%) (u) Ag Cu Fe Pb Zn Ag Cu Fe Pb Zn 1 70 97 11 23.90 0.21 32.16 0.10 18.69 17.30 51.78 54.69 6.06 94.91 2 70 97 11 28.20 0.33 33.39 0.14 18.72 21.08 76.61 55.62 8.51 96.17 3 70 97 11 24.10 0.18 31.59 0.06 18.30 14.98 37.23 45.70 3.34 83.83 4 70 97 11 16.80 0.26 41.48 0.05 15.26 16.28 74.74 74.84 3.71 95.28 Fuente. Datos de laboratorio metalúrgico. 100 Circuito Zn: Flotación Exploratoria Vs Recuperación 50 90 45 80 40 70 35 60 30 50 25 40 20 30 15 20 10 10 5 - Flotación Exploratoria 0 1 2 3 4 5 Recup. Zn Recup Fe Recup. Ag Recup. Pb Ley Zn(%) Ley Pb (%) Ley Fe (%) Grafica N 7: Recuperación en flotación Zn - Estas pruebas se realizaron a un grado de molienda de 70% -m200, se realizaron pruebas con ph = 11. 15

Se obtuvieron recuperaciones en el concentrado rougher zinc de (83.8 a 96.2) %, con un grado de (15.3 a18.7) % y una activación de fierro de (45.7 a 74.8) %, con un grado de (31.6 a 41.5) %. 3.6 Pruebas de Flotación Rougher Estas pruebas fueron realizadas con el fin evaluar el efecto de grado de molienda, la dosificación de reactivo depresor de Fe, ph de Flotación, así como el efecto del CuSO4, Z-11 entre otros sobre la activación y depresión del Fe (Pirrotita). Principalmente en la selectividad Zn/Fe. El esquema de flotación utilizado para estas pruebas es el siguiente: Gráfica Nº 8: Esquema de Flotación Rougher 16

3.6.1 Pruebas de Flotación Rougher Bulk (Pb Ag) Prueba Grado de molienda % - m200 D80 Tabla Nº 11: Condiciones de Flotación Bulk ph FLOTACIÓN ROUGHER DE BULK CONSUMO DE REACTIVOS (%) (u) Cal Na2S ZnSO 4 Complejo C. Act. A-3418 Metab. Z-11 NaCN MIBC 5 50 176 7.8 - - 200 200-6.8-1 - 13.2 6 55 147 7.8 - - 200 200-6.8-1 - 13.2 7 60 126 7.8 - - 200 200-6.8-1 - 13.2 8 65 108 7.8 - - 200 200-6.8-1 - 13.2 9 70 95 7.8 - - 200 200-6.8-1 - 13.2 10 65 108 7.8-80 100 100 20 6.8-2 - 13.2 11 65 108 7.8-80 100 100 20 6.8 100 2-13.2 12 65 108 7.8-80 100 100-13.6 100 2-13.2 13 65 108 7.8-50 100 100-13.6-3 - 13.2 14 65 108 7.8-50 100 100-6.8-2 - 13.2 15 65 108 9.0 200 50 100 100-6.8-2 - 13.2 16 65 108 10.5 300 50 100 100-6.8-2 - 13.2 17 65 108 9.0 200 50 100 - - 6.8-2 30 13.2 18 65 108 7.8-50 100 100-6.8-2 - 13.2 19 65 108 10.5 300 50 100 100-13.60-3 - 8.8 Fuente. Datos de laboratorio metalúrgico. Los resultados obtenidos de estas pruebas se presentan en los siguientes cuadros: Prueba Tabla Nº 12: Resumen de resultados Bulk LEYES DE CONCENTRADO ROUGHER BULK RECUPERACIONES ROUGHER (%) (%) Ag Cu Fe Pb Zn Ins Ag Cu Fe Pb Zn Ins 5 1013 0.606 21.630 14.790 5.704 22.160 65.98 13.46 3.28 72.26 2.70 0.79 6 954 0.526 21.260 14.680 5.487 22.410 68.82 12.06 3.28 86.67 2.68 0.83 7 968 0.437 19.940 14.820 4.531 24.430 72.45 10.00 3.04 87.57 2.19 0.87 8 1032 0.536 22.090 16.230 4.830 21.120 74.83 12.02 3.33 89.40 2.28 0.73 9 896 0.588 22.370 13.210 4.912 21.880 72.79 15.15 3.87 88.76 2.72 0.87 10 833 0.69 23.04 11.57 7.53 21.09 76.70 20.26 4.83 91.80 4.69 0.97 11 986 0.41 20.14 14.82 7.06 23.03 75.05 10.03 3.46 90.90 3.54 0.83 12 943 0.56 20.31 13.63 7.23 22.84 78.61 16.76 3.65 91.26 4.02 0.93 13 807 0.81 25.85 11.89 7.11 17.60 76.43 27.25 5.12 91.17 4.41 0.80 14 544 0.50 24.07 11.46 7.89 19.86 63.77 16.98 4.84 91.31 5.02 0.90 15 900 0.43 39.82 27.40 12.18 23.82 69.95 11.30 6.65 93.39 6.44 0.93 16 882 0.24 19.78 14.52 4.67 23.14 66.14 5.98 3.06 86.12 2.24 0.81 17 881 0.29 20.44 13.73 6.38 22.79 61.42 7.58 3.14 80.93 3.09 0.89 18 793 0.44 22.45 11.30 8.14 21.57 70.52 15.33 4.72 89.16 5.32 1.03 19 867 0.44 10.95 25.12 3.85 24.51 64.50 15.63 1.79 84.94 1.74 0.77 Fuente. Datos de laboratorio metalúrgico. Una vez evaluados los parámetros iníciales en las pruebas rougher exploratorias se realizan 5 pruebas rougher a diferentes grados de molienda 17

(50, 55, 60, 65 y 70% -m200), Manteniendo constante las demás condiciones de flotación. En estas 5 pruebas, el P80 varió desde 176 a 95 micras encontrando mejor colección de los elementos valiosos en los tamaños de 126 a 95 micras, en la cual se obtiene mejor recuperación de Pb - Ag. Gráfica Nº 9: Grado de Molienda y Recuperación Las pruebas siguientes fueron realizadas a un grado de molienda de 65% - m200, en esta pruebas se evalúan los depresores de Fe para el circuito bulk, como el Na2S2O5 (Metabisulfito) y NaCN en su mayoría como complejo (ZnSO4/NaCN = 3/1). La recuperación de Ag en el circuito bulk tuvo un ligero incremento al adicionar mayor dosificación de Na2S (de 50 g/tm a 80 g/tm). Las recuperaciones de Pb oscilan de 80.93 % a 93.39 % así mismo la Ag varía de 61.42% a 78.61%. Evaluando el efecto de cada uno de los reactivos así como el grado de molienda de las pruebas realizadas, en este grupo se define las condiciones de flotación para ambos circuitos que serán aplicadas en las pruebas de cinética de flotación y Batch con etapas Cleaner. 18

Flotaciones Bulk Vs Recuperciones (%) Recuperación (%) 100 90 80 70 60 50 40 30 20 10 - Exploratorias (70% m-200) Con diferentes Grado de Molienda (50, 55, 60, 65 y 70 % m-200) 0 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 Flotaciones Rougher Con Grado Molienda de 65% m-200 Recup Pb (%) Recup Ag (%) Recup Zn (%) Recup Fe (%) Gráfica Nº 10: Esquema de Flotaciones Rougher Pb - Ag 3.6.2 Pruebas de Flotación Rougher Zinc Tabla Nº 13: Condiciones de Flotación Zn FLOTACIÓN ROUGHER DE ZINC Grado de molienda Prueba ph CONSUMO DE REACTIVO %-m200 D80 (%) (u) Cal S-7261 A-211 Z-11 CuSO4 Metab. NaCN MIBC Quebr. Esp. M 5 50 176 11.0 600 103.5 10.0 7.0 500 - - - - 4.4 6 55 147 11.0 600 103.5 10.0 7.0 500 - - - - 4.4 7 60 126 11.0 600 103.5 10.0 7.0 500 - - - - 4.4 8 65 108 11.0 600 103.5 10.0 7.0 500 - - - - 4.4 9 70 95 11.0 600 103.5 10.0 7.0 500 - - - - 4.4 10 65 108 11.5 980 92.0 10.0 6.0 420 - - - - 4.4 11 65 108 11.5 980 126.5 10.0 7.0 420 - - - - 4.4 12 65 108 11.5 980-10.0 7.0 220 150-4.4 - - 13 65 108 11.0 600 69.0 15.0 6.0 200 - - 4.4 - - 14 65 108 11.0 600 57.5 10.0 6.0 150 - - 4.4 - - 15 65 108 11.0 400-10.0 6.0 150 - - 4.4 - - 16 65 108 11.0 300-10.0 6.0 160 200-4.4 - - 17 65 108 11.0 400-10.0 8.0 160-20.0 8.8 - - 18 65 108 11.0 600-10.0 6.0 150 - - 4.4 150.0-19 65 108 11.8 1000-15.0 11.0 200 - - 4.4 - - Fuente. Datos de laboratorio metalúrgico. 19

Los resultados obtenidos de estas pruebas se presentan en el siguiente cuadro: Prueba Tabla Nº 14: Resumen de resultados Zn FLOTACIÓN ROUGHER ZINC LEYES DE CONCENTRADO ROUGHER RECUPERACIONES ROUGHER (%) (%) Ag Cu Fe Pb Zn Ins Ag Cu Fe Pb Zn Ins 5 23.30 0.27 3.84 0.10 16.55 13.46 18.33 71.10 58.32 5.78 94.69 5.81 6 27.70 0.30 30.43 0.09 18.68 14.14 20.73 71.33 48.69 5.57 94.52 5.44 7 21.70 0.31 30.97 0.08 19.29 12.32 16.74 74.01 48.65 4.99 95.97 4.53 8 20.70 0.28 34.72 0.07 17.15 10.52 17.84 73.55 62.11 4.78 96.01 4.34 9 21.10 0.26 35.63 0.07 16.05 11.54 18.55 71.63 66.76 4.87 96.02 4.97 10 21.50 0.33 29.82 0.05 22.40 11.80 13.24 64.81 41.83 2.71 93.33 3.61 11 25.70 0.44 24.33 0.06 28.46 12.00 12.84 71.49 27.47 2.50 93.51 2.84 12 18.10 0.31 34.17 0.06 21.10 9.36 11.85 72.16 48.25 3.00 92.16 2.98 13 23.70 0.35 23.69 0.06 29.61 10.23 10.28 54.34 21.48 2.25 84.02 2.13 14 29.40 0.41 27.60 0.07 26.23 9.14 17.13 68.98 27.60 2.65 82.95 2.07 15 28.60 0.35 34.60 0.09 16.02 10.34 13.26 55.42 34.44 1.85 50.54 2.40 16 29.20 0.43 30.99 0.08 23.35 8.28 14.59 71.33 31.94 3.12 74.61 1.93 17 40.50 0.42 31.08 0.26 20.49 9.60 15.80 60.32 26.71 8.68 55.45 2.09 18 25.40 0.37 30.97 0.08 22.12 9.04 11.15 62.98 32.16 3.00 71.40 2.14 19 30.20 0.23 28.74 0.16 25.06 9.17 18.26 66.84 38.22 4.43 91.92 2.36 Fuente. Datos de laboratorio metalúrgico. Gráfica Nº 11: Grado de Molienda Vs Recuperación 20

Una vez evaluados los parámetros iníciales en las pruebas rougher exploratorias se realizan 5 pruebas rougher a diferentes grados de molienda (50, 55, 60, 65 y 70% -m200), Manteniendo constante las demás condiciones de flotación. El P80 varió desde 176 a 95 micras, encontrando que el grado de molienda influye de manera insignificante en la recuperación de Zn. En las pruebas siguientes en el circuito de Zn, se evaluó el uso de los depresores como el S-7261 y A-211 Quebracho, NaCN, CuSO4 entre otros. Se ha notado que la adición de CuSO4 en la flotación de Zn fue un factor muy importante que se ha tenido que regular, puesto que un exceso de éste podría activar al Fe (pirrotita). Por lo que paralelo al uso de los depresores se tuvo que variar este consumo desde 500 g/tm a 150 g/tm, encontrando un óptimo que estaría alrededor de 230 g/tm a 280 g/tm para esta muestra. Otro factor importante es el tiempo de acondicionamiento dado a los reactivos depresores de Fe (pirrotita), ya que el exceso de tiempo contribuye también a la depresión de partículas mixtas valiosas de Zn. Las recuperaciones del Zn de 50.54 a 93.51%. El desplazamiento de Fe al concentrado de Zn estuvo en el rango de 21.48 a 48.25%. Gráfica Nº 12: Esquema de Flotaciones Rougher Zn 21

Ley: % Recuperación (%) 3.7 Pruebas de Flotación Tipo Cinética Las pruebas de flotación del tipo cinética son para evaluar y determinar el tiempo óptimo de flotación, la cual asegura la recuperación en el caso de la flotación Rougher: 3.7.1 Prueba de Flotación Cinética Rougher Bulk PRODUCTOS Tabla Nº 15: Condiciones de Flotación Cinética Bulk CONDICIONES REACTIVOS ADICIONADOS ETAPA Tiempo ph ORP (min.) Na 2 S C. Act. ZnSO 4 Complejo A-3418 Z-11 MIBC Molienda 20.26 7.8 80 20 50 Acon. Ro (Pb) 5 7.8-140.0 50 100 6.8 3 13.2 Flot. Rougher (Pb) 7 7.8-140.0 TOTAL 32.26 130 20 50 100 6.8 3 13.2 Fuente. Datos de laboratorio metalúrgico. Tabla Nº 16: Balance Metalúrgico Cinética Bulk PESO LEYES Fuente. Datos de laboratorio metalúrgico. RECUPERACIONES (%) (%) (g) Acum (%) Ag Cu Fe Pb Zn Ins Ag Cu Fe Pb Zn Ins Conc. Ro Pb (0.5min) 11.4 11.4 0.57 2016 0.167 18.99 32.63 5.39 13.68 47.03 1.52 0.94 60.14 0.84 0.16 Conc. Ro Pb (1.0min) 6.6 18.0 0.33 1091 0.313 22.92 15.8 7.95 18.64 14.68 1.64 0.65 16.8 0.72 0.12 Conc. Ro Pb (2.0min) 7.2 25.1 0.36 499 0.502 23.5 7.32 9.64 22.12 7.33 2.88 0.73 8.49 0.95 0.16 Conc. Ro Pb (3.5min) 7.6 32.7 0.38 225 0.576 21.13 2.5 9.82 27.44 3.49 3.49 0.69 3.06 1.02 0.21 Conc. Ro Pb (5.0min) 9.2 41.9 0.46 131 0.788 23.98 1.22 7.71 26.95 2.46 5.77 0.95 1.81 0.97 0.25 Conc. Ro Pb (7.0min) 8.0 49.9 0.40 90 0.816 23.05 0.67 8.48 26.84 1.48 5.25 0.8 0.87 0.93 0.22 Conc. Rougher Pb 49.9 2.50 748.18 0.515 22.05 11.29 7.93 22.19 76.47 20.55 4.76 91.17 5.43 1.12 Relave Bulk 1948.0 97.50 5.90 0.051 11.29 0.03 3.54 50.5 23.54 79.45 95.24 8.83 94.57 98.89 Cab. Calculada 1997.9 100.0 24.44 0.063 11.56 0.309 3.651 49.79 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 Cab. Ensayada 23.0 0.063 12.06 0.313 3.59 47.69 Cinética de Flotación Tiempo vs Grado/Rec. (Grado de Molienda: 70 % -m200 Ty) 35 32.63 100 30 25 61.71 69.03 72.52 74.98 76.46 90 80 70 20 15 47.03 15.80 60 50 40 10 5 7.32 2.50 1.22 0.67 30 20 10 0 0.0 1.0 2.0 3.0 4.0 5.0 6.0 7.0 8.0 Tiempo de Flotación: minutos Ley Parcial Pb (%) "Ley Acum. Pb: %" Ley Pb: Cabeza (%) Rec. Acum. Pb (%) Rec. Acum. Ag (%) Fuente. Datos de laboratorio metalúrgico. Gráfica Nº 13: Cinética de Flotación (Bulk) 0 22

Ley: % Recuperación : % 3.7.2 Prueba de Flotación Cinética Rougher Zinc ETAPA Tabla Nº 17: Condiciones de Flotación Cinética Zn CONDICIONES Tiempo (min) REACTIVOS ADICIONADOS ph Cal Na 2 S C. Activ. ZnSO 4 Metab. Complejo A-3418 Z-11 CuSO4 A-211 S-7261 MIBC Molienda 20.26 7.8 80 20 50 Acon. Ro I (Pb) 4 7.8 100 6.8 2 8.8 Acon. Ro II (Pb) 1 7.8 Flot. Rougher I (Pb) 3 7.8 100 Flot. Rougher II (Pb) 1 7.8 1 4.4 Acon. I (Zn) - Aire 5 11.5 1200 Acon. II (Zn) 5 11.5 48 Acon. III (Zn) 2 11.5 200 17 230 5 8.8 Flot. Rougher I (Zn) 20 11.5 4.4 TOTAL 61.26 1400 80.0 20.0 50.0 100.0 100.0 6.8 20.0 230.0 5.0 48.0 26.4 PRODUCTOS Conc. Rougher Pb Conc. Ro Zn (1.0 min) Conc. Ro Zn (3.0 min) Conc. Ro Zn (6.0 min) Conc. Ro Zn (10.0 min) Conc. Ro Zn (15.0 min) Conc. Ro Zn (20.0 min) Conc. Rougher Zn Relave Final Cab. Calculada Fuente. Datos de laboratorio metalúrgico. Tabla Nº 18: Balance Metalúrgico Cinética Zn (g) ACUM. (%) Ag Cu Fe Pb Zn Ins. Ag Cu Fe Pb Zn Ins. 39.04 1.95 952 0.772 24.60 14.22 9.30 16.02 75.51 21.04 4.33 91.54 4.92 0.63 149.6 149.6 7.47 26.30 0.510 19.02 0.06 40.16 5.76 7.99 53.26 12.84 1.46 81.50 0.87 70.9 220.5 3.54 22.10 0.166 43.02 0.07 9.17 11.14 3.18 8.22 13.76 0.77 8.82 0.80 29.0 249.5 1.45 20.50 0.095 41.96 0.07 3.62 15.50 1.21 1.92 5.49 0.33 1.43 0.46 19.4 268.9 0.97 15.60 0.058 32.89 0.05 1.40 25.68 0.61 0.79 2.88 0.17 0.37 0.51 13.3 282.1 0.66 10.40 0.046 16.64 0.03 0.81 41.28 0.28 0.43 1.00 0.07 0.15 0.56 13.5 295.6 0.67 13.60 0.040 16.16 0.07 0.45 42.42 0.37 0.38 0.98 0.16 0.08 0.58 295.6 14.77 22.73 0.315 27.70 0.06 23.02 12.58 13.65 64.99 36.95 2.96 92.34 3.77 1667.0 83.28 3.20 0.012 7.81 0.02 0.12 56.53 10.84 13.97 58.72 5.50 2.74 95.59 2001.7 100.00 24.59 0.072 11.07 0.303 3.682 49.25 100 100 100 100 100 100 Cab. Ensayada PESO LEYES 23.00 0.063 12.06 0.313 3.592 47.69 Fuente. Datos de laboratorio metalúrgico. (%) RECUPERACIONES (%) 45 40 35 30 25 20 15 10 5 0 40.16 12.84 26.60 32.09 9.17 3.62 Cinética de Flotación Rougher Zn Tiempo vs Grado/Rec. 34.97 35.96 36.95 1.40 0.81 0.45 0.0 5.0 10.0 15.0 20.0 Tiempo de Flotación: minutos 100 90 80 70 60 50 40 30 20 10 0 Ley Parcial Zn (%) Ley Acumulada Zn: % Ley Zn: Cabeza (%) Rec. Acum. Zn (%) Rec. Acum. Fe (%) Gráfica Nº 14: Cinética de Flotación Zn 23

3.7.3 Prueba de Flotación Cinética Cleaner Bulk y Zinc Tabla Nº 19: Condiciones de Flotación Cinética Cleaner Bulk y Zinc CONDICIONES REACTIV OS ADICIONADOS ET A PA T iem ( g / T M ) ( min po ph OR P C al N a2 S C.A ct iv. ZnSO4 M et abc omple A - 3 4 18 Z - 11 C uso4 A - 2 11 S- 72 6 1 M IB C M o liend a 20.26.) 7.8-140.0 80 20 50 Acon. Ro I ( Pb ) 4 7.8-140.0 100 6.8 2 8.8 A co n. R o II ( Pb ) F lo t. R o ug her I ( Pb ) 3 7.8 100 Flot. Rougher II ( Pb ) 1 7.8-140.0 1 4.4 R emo liend a Flot. Cleaner ( Pb ) 10 7.8-140.0 50 1 4.4 A co nd. I ( Z n) - A ire 5 11.50 1100 A co nd. II ( Z n) 5 11.50 200 42 Acond. III ( Zn) 2 11.50 100 15 230 5 8.8 F lo t. R o ug her I ( Z n) 1 11.50 4.4 Flot. Rougher II ( Zn) 4 11.50 2 2.5 4.4 Flot. Scavenger ( Zn) 4 11.50 1 2.5 4.4 Flot. Cleaner ( Zn) Ro II 1 7.8 2 7.8 15 11.80 T OT A L 77.3 1,4 0 0 80 20 50 10 0 150 6.8 22 235 5 42 3 9.6 Fuente: Datos de laboratorio metalúrgico. Fuente. Datos de laboratorio metalúrgico. Tabla Nº 20: Balance Metalúrgico Cinética Cleaner Bulk y Zinc PRODUCTOS Conc. Cl Pb (0.5 min) Conc. Cl Pb (1.0 min) Conc. Cl Pb (2.0 min) Conc. Cl Pb (4.0 min) Conc. Cl Pb (7.0 min) Conc. Cl Pb (10.0 min) Medios Pb (Rve-Cl) Conc. Rougher Pb Conc. Ro I Zn Conc. Cl Zn (0.5 min) Conc. Cl Zn (1.0 min) Conc. Cl Zn (3.0 min) Conc. Cl Zn (6.0 min) Conc. Cl Zn (10.0 min) Conc. Cl Zn (15.0 min) Medios Zn (Rve-Cl) Conc. Rougher Zn Conc. Scavenger Relave Final Cab. Calculada Cab. Ensayada PESO LEYES (%) (%) Ag Cu Fe Pb Zn Ins. Ag Cu Fe Pb Zn Ins. 0.39 2772.00 0.268 14.61 50.28 3.77 7.54 44.88 1.52 0.50 65.20 0.40 0.06 0.14 2161.30 0.392 21.00 33.70 5.32 9.90 57.28 2.30 0.76 80.69 0.61 0.09 0.16 1019.40 0.600 28.81 11.44 7.99 14.19 63.97 3.67 1.16 86.70 0.96 0.14 0.15 543.60 0.728 28.74 4.96 10.36 15.37 67.31 5.24 1.54 89.14 1.38 0.19 0.13 487.90 0.664 26.49 2.39 11.69 17.34 69.91 6.47 1.84 90.16 1.79 0.23 0.08 209.20 0.529 22.56 1.24 11.42 21.12 70.64 7.12 2.00 90.51 2.06 0.27 1.18 63.90 0.243 23.70 0.31 7.98 27.51 3.10 4.12 2.45 1.21 2.57 0.68 2.24 801.38 0.350 22.75 12.44 7.58 20.31 73.74 11.24 4.45 91.72 4.63 0.96 5.13 28.90 0.653 14.76 0.05 47.09 4.62 6.08 47.99 6.60 0.79 65.79 0.50 1.34 24.50 0.461 26.35 0.06 31.42 6.70 1.35 8.87 3.09 0.28 11.50 0.19 0.70 25.20 0.380 33.18 0.07 22.06 8.05 2.07 12.68 5.11 0.43 15.70 0.31 1.25 22.10 0.187 47.33 0.06 8.85 7.38 3.21 16.04 10.28 0.69 18.72 0.50 0.78 20.10 0.094 50.95 0.07 3.16 7.17 3.85 17.09 13.74 0.87 19.39 0.62 0.28 19.20 0.082 50.95 0.08 2.11 6.40 4.08 17.42 15.01 0.95 19.55 0.66 0.19 21.20 0.092 45.80 0.10 3.28 7.81 4.24 17.67 15.76 1.01 19.72 0.69 0.43 114.40 0.084 27.18 0.27 2.48 27.49 2.02 0.52 1.02 0.38 0.29 0.25 4.98 30.63 0.255 38.66 0.08 14.76 8.95 12.34 66.18 23.38 2.18 85.80 1.43 2.31 17.50 0.128 44.83 0.06 5.57 11.59 1.66 4.24 9.04 0.49 3.51 0.56 85.33 3.50 0.015 8.49 0.02 0.26 54.16 12.25 18.34 63.13 5.61 6.06 97.05 100.00 24.37 0.070 11.47 0.304 3.672 47.62 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 23.00 0.063 12.06 0.313 3.592 47.69 Fuente. Datos de laboratorio metalúrgico. RECUPERACIONES ACUMULADAS (%) 24

Ley (%) Recuperación (%) Ley (%) 50 40 30 20 10 50.28 80.69 65.20 33.70 57.28 44.88 86.70 63.97 11.44 Cinética de Flotación Cleaner Bulk Tiempo vs Grado/Rec. 89.14 90.16 90.51 67.31 4.96 69.91 70.64 0 0 0.0 2.0 4.0 6.0 8.0 10.0 12.0 2.39 Tiempo de Flotación: minutos 1.24 100 90 80 70 60 50 40 30 20 10 Recuperación (%) Ley Parcial Pb (%) Ley Acumulada Pb: % Ley Pb: Ro (%) Rec. Acum. Pb (%) Rec. Acum. Ag (%) Gráfica Nº 15: Cinética de Flotación Cleaner Bulk Fuente. Datos de laboratorio metalúrgico. 35 30 25 31.42 Cinética de Flotación Cleaner Zn Tiempo vs Grado/Rec. 100 90 80 70 20 15 22.06 60 50 40 10 5 15.70 11.50 3.09 5.11 8.85 18.72 10.28 19.39 19.55 19.72 13.74 3.16 15.01 2.11 15.76 3.28 0 0 0.0 2.0 4.0 6.0 8.0 10.0 12.0 14.0 16.0 Tiempo de Flotación: minutos 30 20 10 "Ley Parcial Zn (%)" "Ley Acum. Zn: %" "Ley Zn: Ro (%)" "Rec. Acum. Zn (%)" Rec. Acum. Fe (%) Gráfica Nº 16: Cinética de Flotación Cleaner Zn 25

Las pruebas de flotación tipo cinética Rougher se realizaron a una molienda de 70 % -m200 Ty equivalente a 95 micrones y manteniendo la dosificación definida en las pruebas Rougher. La mayor recuperación de Pb y Ag en el circuito bulk se da a los 5 minutos de iniciada la flotación, a partir de ese tiempo se mantiene casi constante la recuperación, el tiempo de flotación es corto debido a la ley marginal de Pb que contiene la muestra. En la cinética Rougher de Zn, se alcanzó al primer minuto de flotación una alta recuperación de Zn de 81.58% con poca activación de Fe de 12.84%. La máxima recuperación de Zn se dio hasta el minuto 6 de flotación manteniéndose luego constante sin variación significativa. Mientras que la activación del Fe se incrementa paulatinamente en los minutos siguientes. La cinética del Cleaner bulk se realizó con remolienda al concentrado rougher bulk; dando un grado de 50.28% de Pb al medio minuto de flotación, logrando las máximas recuperaciones al minuto 4 de iniciada la flotación. La cinética Cleaner Zn fue realizada al concentrado Rougher II sin aplicar remolienda, alcanzándose la mayor recuperación de Zn al minuto 6 de iniciada la flotación, en esta etapa la activación del Fe se mantiene controlada 3.8 Pruebas de Flotación Batch Las pruebas de flotación batch completas con 3 etapas Cleaner con o sin etapas de remolienda del concentrado rougher previo a las etapas Cleaner para ambos productos. Se realizaron con el objetivo de evaluar condiciones y esquemas de flotación, que aseguren la recuperación en el concentrado final. 3.8.1 Esquemas de Flotación Batch En el presente estudio se han evaluado 2 diferentes esquemas de flotación denominados: Esquemas de la gráfica Nº 17 y 18. Los cuales se presentan a continuación: 26

Gráfica Nº 17: Esquema de Flotación Batch Nº 01 27

Gráfica Nº 18: Esquema de Flotación Batch Nº 02 28

3.8.2 Condiciones y Resultados de flotación Batch con Etapas Cleaner Tabla Nº 21: Resumen de condiciones de Flotación Bulk y Zn RESUMEN TEST DE FLOTACION BATCH CONDICIONES TEST Nº Esquema CIRCUITO Molienda D80 REACTIVOS ADICIONADOS % -m200 Ty (µ) Cal Na2S C. Act. ZnSO 4 Complejo A-3418 A-211 Z-11 CuSO 4 Ac.Oxal/NH4Cl PM - 1111 D - 892 S-7261 Na2SiO3 Metab. MIBC 1 2 3 4 5 6 7 8 Nº 01 Nº 01 Nº 01 Nº 01 Nº 01 Nº 01 Nº 02 Nº 02 BULK 37 50 ----- 120 100 13.6 ----- 3 ----- ----- ----- ----- ----- ----- ----- 22 65 109 Zn 2140 ----- ----- ----- ----- ----- 10 11 200 ----- ----- ----- ----- ----- 125 8.8 BULK ----- 80 20 50 220 13.6 ----- 3 ----- ----- ----- ----- ----- ----- 100 26.4 70 95 Zn 2832 ----- ----- ----- ----- ----- 15 11 200 300 ----- ----- ----- ----- ----- 17.6 BULK ----- 80 20 50 220 6.8 ----- 3 ----- ----- ----- ----- ----- ----- 100 26.4 70 95 Zn 1844 ----- ----- ----- ----- ----- 15 11 200 ----- 114 ----- ----- ----- ----- 26.4 BULK 25 80 20 50 200 6.8 ----- 3 ----- ----- ----- ----- ----- ----- 100 17.6 70 95 Zn 1767 ----- ----- ----- ----- ----- 10 12 210 400 ----- ----- ----- ----- ----- 17.6 BULK ----- 80 20 50 200 6.8 ----- 3 ----- ----- ----- ----- ----- ----- 100 17.6 70 95 Zn 2033 ----- ----- ----- ----- ----- 5 12 225 ----- ----- 180 ----- 225 ----- 17.6 BULK ----- 80 20 50 200 6.8 ----- 3 ----- ----- ----- ----- ----- ----- 100 17.6 70 95 Zn 2006 ----- ----- ----- ----- ----- 5 17 240 ----- ----- ----- 96 200 ----- 13.2 BULK 47 80 20 50 225 6.8 ----- 3 ----- ----- ----- ----- ----- ----- 100 17.6 70 95 Zn 2145 ----- ----- ----- ----- ----- 5 20 226 ----- ----- ----- 52 ----- ----- 17.6 BULK 47 80 20 50 200 6.8 ----- 4 ----- ----- ----- ----- ----- ----- 100 17.6 70 95 Zn 2583 ----- ----- ----- ----- ----- 5 18 235 ----- ----- ----- 42 ----- ----- 24.2 29

Tabla Nº 22: Resumen de resultados Bulk y Zinc RESUMEN TEST DE FLOTACION BATCH TEST Nº Esquema CIRCUITO LEYES DE CONCENTRADO CLEANER (%) RECUPERACIONES CLEANER (%) RECUPERACIONES ROUGHER (%) Ag Cu Fe Pb Zn Ins. Ag Cu Fe Pb Zn Ins. Ag Cu Fe Pb Zn Ins. 1 2 3 4 5 6 7 8 Nº 01 Nº 01 Nº 01 Nº 01 Nº 01 Nº 01 Nº 02 Nº 02 BULK 3190 1.73 12.88 51.68 3.43 5.70 44.29 8.21 0.37 59.20 0.30 0.04 74.21 18.78 7.77 89.84 4.16 0.68 Zn 27 0.77 22.92 0.04 39.46 1.12 3.24 31.33 5.74 0.35 29.81 0.06 13.96 62.30 42.05 3.45 79.91 1.99 BULK 2840 2.02 13.09 49.11 3.17 11.04 41.41 10.43 0.41 67.29 0.30 0.08 74.84 20.16 2.85 88.64 2.46 0.67 Zn 21 0.48 30.41 0.05 30.24 1.10 3.94 32.32 12.24 0.84 36.69 0.10 11.50 56.98 35.80 3.51 76.22 0.96 BULK 3138 0.86 10.41 55.09 2.61 7.24 42.81 4.03 0.31 61.16 0.24 0.05 72.83 15.58 3.25 89.64 2.84 0.65 Zn 23 0.64 24.89 0.04 37.12 1.18 3.15 30.06 7.51 0.46 33.96 0.08 12.48 56.27 42.41 3.07 75.79 1.49 BULK 2992 0.17 11.41 55.74 2.48 7.13 41.72 0.90 0.36 65.10 0.24 0.05 71.24 9.80 4.36 90.33 3.74 0.84 Zn 38 1.06 15.57 0.05 47.83 1.16 3.52 36.89 3.26 0.40 30.13 0.06 14.71 68.08 33.29 3.65 76.07 1.60 BULK 3016 0.14 13.66 51.53 2.70 8.83 50.44 0.85 0.49 70.62 0.30 0.07 72.34 10.76 3.40 88.08 4.21 0.73 Zn 33 1.16 16.39 0.06 47.81 0.96 3.24 42.36 3.50 0.47 31.25 0.05 15.09 74.76 38.96 4.56 85.36 1.81 BULK 2920 0.45 15.32 48.01 2.91 7.86 57.77 3.11 0.61 74.93 0.37 0.07 75.98 13.94 3.45 90.95 4.12 0.63 Zn 22 0.71 11.81 0.03 52.30 1.36 2.12 24.00 2.25 0.25 31.87 0.06 9.93 60.49 20.56 2.44 77.68 1.80 BULK 2737 0.61 17.14 48.59 2.72 5.73 45.35 3.68 0.59 62.58 0.30 0.05 74.28 16.11 3.52 90.24 4.43 0.61 Zn 30 0.64 15.47 0.05 46.78 3.34 7.27 56.66 7.88 0.90 76.26 0.41 10.91 65.52 13.66 2.55 85.70 1.12 BULK 3150 0.17 15.40 53.03 2.25 7.04 51.41 0.81 0.44 68.09 0.20 0.05 76.11 11.55 4.38 89.72 3.70 0.61 Zn 24 0.66 12.41 0.05 48.93 3.46 6.64 52.41 6.03 1.01 73.58 0.38 12.41 68.11 22.17 2.88 91.12 1.91 Fuente. Datos de laboratorio metalúrgico. 30

Las pruebas batch con etapas Cleaner se realizaron tomando en cuenta las condiciones de flotación evaluadas anteriormente. Para el circuito bulk se adicionó carbón activado, Na2S, los depresores de Fe y Zn utilizados son el ZnSO4, complejo (ZnSO4/NaCN = 3/1), Na2S2O5, el colector primario es el A-3418 y como colector secundario se utilizó el Z-11. Manteniendo casi constantes las dosificaciones en la mayoría de las pruebas realizadas, el grado de molienda fue de 70% -m200 Ty (95 micras). Para la flotación de Zn fue necesario el uso de depresor de Fe (pirrotita) que ante la necesidad de encontrar la mejor selectividad Fe/Zn, se utilizó reactivos depresores (previa investigación) como la mezcla (Acido Oxálico/ NH4Cl), D-892, PM-1111 entre otros, mostrando mejores resultados de selectividad de Zn/Fe el uso del reactivo S-7261. Como reactivo activador del Zinc se utilizó el CuSO4, como colector primario el A-211, y como colector secundario el Z-11. También en el circuito de flotación de Zn se evaluó esquemas de flotación con remolienda y sin remolienda al concentrado rougher comparando luego cada prueba con el fin de definir el mejor esquema de flotación que luego fue aplicado en las pruebas cerradas. Las recuperaciones rougher promedio de Ag, Pb y Zn en las pruebas es de 73,99 %, 89,4 % y 81,38 % respectivamente. El desplazamiento de Fe con solo el uso de cal como depresor de Fe fue de 42,05 % y con la adición del reactivo depresor S-7261 la activación estuvo en el rango de 13,66 % a 22,17 % disminuyendo considerablemente. 3.9 Pruebas de Flotación Ciclo Cerrado (Cíclica) Las pruebas de ciclo cerrado se realizaron con 6 a 8 ciclos de la muestra, el objetivo es evaluar el comportamiento del mineral a un trabajo continuo y cerrado, con recirculación de productos medios, se evaluará en el esquema de flotación propuesto, basándonos en los parámetros de las pruebas de flotación batch. Los resultados metalúrgicos se evaluaron mediante balances realizados y así con los valores promedió de leyes del mineral, concentrados y relave se obtuvo un balance proyectado. Los esquemas utilizados se presentan a continuación: 31

Gráfica Nº 19: Esquema de Flotación Ciclo Cerrado Nº 01 32

Gráfica Nº 20: Esquema de Flotación Ciclo Cerrado Nº 02 33

3.9.1 Prueba de Flotación Ciclo Cerrado Tabla Nº 23: Condiciones de flotación Ciclo Cerrado Nº 01 (Esquema Nº 01) ETAPA CONDICIONES REACTIVOS ADICIONADOS Tiemp (min.) o ph ZnSO 4 C.Act Na2S Na 2 S 2 O 5 Complejo A-3418 MIBC Z-11 S-7261 A-211 CuSO 4 CAL Molienda 20.26 7.8 50 20 80 Acond. Ro (Pb) 5 7.8 100 100 6.8 8.8 2 Flot. Rougher I (Pb) 3 7.8 Flot. Rougher II(Pb) 1 7.8 4.4 1 Remolienda (Pb) 2 7.8 Flot. Cleaner I (Pb) 3 7.8 50 2.2 1 Flot. Cleaner II (Pb) 3 7.8 25 2.2 Flot. Cleaner III (Pb) 3 7.8 25 2.2 Acond. I (Zn) - Aire 3 11.50 1050 Acond. II (Zn) 5 11.50 42 Acond. III (Zn) 7 11.50 8.8 15 7.5 280 250 Flot. Rougher I (Zn) 1 11.50 Flot. Rougher II (Zn) 4 11.52 4.4 2 2.5 Flot. Scavenger (Zn) 4 11.53 4.4 1 2.5 120 Acond. Cleaner. 5 2.2 300 Flot. Cleaner I (Zn) 1.5 11.80 Flot. Cleaner II (Zn) 2 11.80 2.2 85 Flot. Cleaner III (Zn) 2 11.80 2.2 100 Flot. Cl Scv (Zn) 2 11.80 2.2 150 TOTAL 76.8 50 20 80 100 200 6.8 46.2 22 42 7.5 285 2055 Fuente. Datos de laboratorio metalúrgico. Considerando los ciclos en equilibrio se realizó el siguiente balance proyectado: Tabla Nº 24: Balance Metalúrgico Proyectado (Esquema Nº 01) Leyes Proyectadas Recuperaciones Proyectadas PRODUCTOS PESO % Ag Cu Fe Pb Zn INS Ag Cu Fe Pb Zn INS CONCENTRADO DE Pb CONCENTRADO DE Zn RELAVE Scv Cl RELAVE Ro Scv RELAVE TOTAL Cabeza Calculada 0.55 6.38 2.67 90.39 93.06 2675.78 33.84 20.65 4.47 4.93 0.78 0.63 0.08 0.03 0.03 18.49 14.34 35.68 10.52 11.25 0.03 46.54 3.72 0.06 0.08 0.02 46.89 2.18 0.27 0.33 7.60 3.62 20.51 51.91 51.01 68.74 6.50 0.89 90.22 0.62 0.09 10.00 56.73 7.97 1.30 90.23 0.48 2.56 3.30 8.24 0.79 1.76 1.15 18.70 33.47 82.89 7.69 7.39 98.28 21.27 36.76 91.13 8.48 9.15 99.43 100.00 21.58 0.07 11.48 0.29 3.32 47.75 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 Fuente. Datos de laboratorio metalúrgico. 34

PRODUCTOS Tabla Nº 25: Balance Metalúrgico Ciclo Cerrado Nº 01 (Esquema Nº 01) PESO LEYES (g) (%) Ag Cu Fe Pb Zn Ins. Ag Cu Fe Pb Zn Ins. Conc. Pb - Ciclo I 6.58 0.05 3232.30 0.237 13.37 54.39 2.72 5.98 7.04 0.16 0.05 9.32 0.04 0.01 Conc. Pb - Ciclo II 8.37 0.06 2958.80 0.220 15.70 50.93 2.92 7.20 8.20 0.19 0.08 11.11 0.05 0.01 Conc. Pb - Ciclo III 9.89 0.07 3040.40 0.246 15.90 50.06 3.01 6.93 9.95 0.25 0.10 12.90 0.06 0.01 Conc. Pb - Ciclo IV 11.23 0.08 2648.60 0.586 19.98 46.61 4.40 8.25 9.84 0.67 0.14 13.64 0.10 0.01 Conc. Pb - Ciclo V 10.80 0.08 2666.80 0.708 18.43 46.39 3.73 8.09 9.53 0.78 0.12 13.05 0.08 0.01 Conc. Pb - Ciclo VI 11.10 0.08 2658.20 0.275 18.63 46.85 3.59 7.39 9.77 0.31 0.13 13.55 0.08 0.01 Conc. Pb - Ciclo VII 11.00 0.08 2702.40 1.359 18.41 46.38 3.85 7.32 9.84 1.52 0.12 13.29 0.09 0.01 Conc. Pb (Total) 68.97 0.49 2811.09 0.552 17.53 48.34 3.54 7.40 64.17 3.87 0.74 86.86 0.50 0.08 Medios III (Pb) 4.40 0.03 817.70 2.342 32.89 6.92 9.43 13.08 1.19 1.05 0.09 0.79 0.08 0.01 Medios II (Pb) 8.40 0.06 547.20 1.699 30.56 4.58 11.29 15.71 1.52 1.45 0.16 1.00 0.19 0.02 Medios I (Pb) 49.10 0.35 157.40 0.615 30.66 0.99 8.18 21.33 2.56 3.07 0.92 1.27 0.82 0.16 Rougher Pb 130.87 0.93 1603.15 0.709 23.81 26.37 5.98 13.35 69.44 9.44 1.90 89.93 1.60 0.26 Conc. Zn - Ciclo I 92.04 0.66 31.20 0.713 12.15 0.06 50.89 2.74 0.95 6.67 0.68 0.14 9.56 0.04 Conc. Zn - Ciclo II 119.81 0.86 38.50 0.742 13.74 0.08 47.77 3.77 1.53 9.04 1.00 0.26 11.68 0.07 Conc. Zn - Ciclo III 127.92 0.91 34.40 0.685 16.02 0.06 44.97 3.14 1.46 8.91 1.25 0.20 11.74 0.06 Conc. Zn - Ciclo IV 109.32 0.78 31.30 0.614 14.33 0.06 47.70 2.78 1.13 6.83 0.95 0.18 10.64 0.05 Conc. Zn - Ciclo V 129.70 0.93 30.30 0.611 15.26 0.05 46.01 3.46 1.30 8.06 1.21 0.18 12.18 0.07 Conc. Zn - Ciclo VI 130.40 0.93 38.10 0.757 14.42 0.06 46.14 3.68 1.64 10.04 1.15 0.21 12.28 0.07 Conc. Zn - Ciclo VII 118.90 0.85 33.00 0.496 13.25 0.06 48.68 3.74 1.30 6.00 0.96 0.19 11.81 0.07 Conc. Zn (Total) 828.09 5.91 33.97 0.660 14.27 0.06 47.27 3.36 9.31 55.55 7.20 1.35 79.87 0.42 Medios III (Zn) 37.60 0.27 27.50 0.241 35.87 0.10 11.59 13.54 0.34 0.92 0.82 0.10 0.89 0.08 Medios II (Zn) 32.00 0.23 31.50 0.160 34.05 0.13 6.22 19.52 0.33 0.52 0.66 0.11 0.41 0.09 Conc -Scv-Cl (Zn) 22.50 0.16 30.70 0.216 41.16 0.09 7.75 7.97 0.23 0.49 0.56 0.06 0.36 0.03 Conc Scv - Zn. 106.70 0.76 18.90 0.095 41.16 0.06 3.75 14.53 0.67 1.03 2.68 0.17 0.82 0.23 Conc Ro+Scv - (Rve Scv-Cl). Rve Scv- Cl -Ciclo - I Rve Scv- Cl -Ciclo - II Rve Scv- Cl -Ciclo - III Rve Scv- Cl -Ciclo - IV Rve Scv- Cl -Ciclo - V Rve Scv- Cl -Ciclo - VI Rve Scv- Cl -Ciclo - VII Rve Scv - Cl Total. Conc Rougher + Scv Relave Final - Ciclo I Relave Final - Ciclo II Relave Final - Ciclo III Relave Final - Ciclo IV Relave Final - Ciclo V Relave Final - Ciclo VI Relave Final - Ciclo VII Rlv. Total Cab. Calculada Cab. Ensayada (%) 1026.89 7.33 32.02 0.560 19.06 0.07 39.30 5.50 10.88 58.51 11.93 1.79 82.34 0.84 22.35 0.16 19.30 0.068 45.99 0.07 1.10 10.35 0.14 0.15 0.63 0.04 0.05 0.03 21.17 0.15 22.20 0.080 26.72 0.10 2.02 29.01 0.16 0.17 0.34 0.05 0.09 0.09 25.88 0.18 23.60 0.087 17.62 0.11 2.26 35.63 0.20 0.23 0.28 0.07 0.12 0.14 29.23 0.21 20.80 0.080 35.87 0.10 1.65 19.78 0.20 0.24 0.64 0.07 0.10 0.09 56.16 0.40 20.60 0.082 37.20 0.08 2.08 19.97 0.38 0.47 1.27 0.12 0.24 0.17 32.20 0.23 22.80 0.097 21.30 0.12 2.98 31.75 0.24 0.32 0.42 0.10 0.20 0.15 70.20 0.50 19.70 0.080 41.11 0.07 1.90 15.75 0.46 0.57 1.76 0.13 0.27 0.17 257.18 1.8 20.97 0.082 34.06 0.09 2.02 21.75 1.79 2.15 5.34 0.59 1.06 0.84 1284.07 9.2 29.80 0.465 22.06 0.07 31.83 8.75 12.67 60.67 17.27 2.38 83.40 1.68 1789.7 12.78 4.00 0.023 10.36 0.02 0.928 51.40 2.37 4.19 11.30 0.98 3.39 13.75 1862.1 13.30 4.80 0.027 11.31 0.03 1.148 51.43 2.96 5.11 12.84 1.21 4.36 14.31 1829.8 13.07 4.70 0.024 11.14 0.03 0.883 52.06 2.85 4.47 12.42 1.24 3.30 14.24 1737.4 12.41 3.10 0.012 9.29 0.02 0.277 54.35 1.78 2.12 9.84 0.86 0.98 14.11 1791.9 12.80 5.00 0.028 10.94 0.03 0.268 51.13 2.97 5.10 11.95 1.17 0.98 13.69 1795.5 12.82 4.50 0.024 10.60 0.03 0.274 51.64 2.67 4.38 11.60 1.22 1.00 13.86 1779.1 12.71 3.90 0.025 10.03 0.02 0.272 52.97 2.30 4.52 10.88 1.02 0.99 14.09 12585.5 89.89 4.30 0.023 10.54 0.02 0.58 52.13 17.89 29.89 80.83 7.69 15.00 98.06 14000.4 100.0 21.58 0.070 11.718 0.274 3.501 47.79 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 23.000 0.063 12.056 0.313 3.592 47.69 Fuente. Datos de laboratorio metalúrgico RECUPERACIONES (%) 35

Tabla Nº 26: Condiciones de flotación Ciclo Cerrado Nº 02(Esquema Nº 02) ETAPA Molienda Acond. Ro (Pb) Flot. Rougher I (Pb) Flot. Rougher II(Pb) Remolienda (Pb) Flot. Cleaner I (Pb) Flot. Cleaner II (Pb) Flot. Cleaner III (Pb) Acond. I (Zn) - Aire Acond. II (Zn) Acond. III (Zn) Flot. Rougher I (Zn) Flot. Rougher II (Zn) Flot. Scavenger (Zn) Acond. Cleaner. Flot. Cleaner I (Zn) Flot. Cleaner II (Zn) Flot. Cleaner III (Zn) Flot. Cl Scv (Zn) TOTAL CONDICIONES REACTIVOS ADICIONADOS Tiempo ph (min.) ZnSO 4 C. Act Na2S Na 2S 2O 5 Complejo A-3418 MIBC Z-11 S-7261 A-211 CuSO 4 CAL 20.26 Nat. 50 20 80 5 8.15 100 100 6.8 8.8 2 3 8.12 1 8.00 4.4 1 2 3 8.00 50 2.2 1 3 8.00 25 2.2 3 8.00 25 2.2 3 11.50 1050 5 11.50 42 7 11.50 8.8 15 7.5 280 250 1 11.50 4 11.52 4.4 2 2.5 4 11.53 4.4 1 2.5 120 5 2.2 300 3 11.80 2 11.80 2.2 85 2 11.80 2.2 100 4 11.80 2.2 150 80.3 50 20.0 80.0 100.0 200.0 6.8 46.2 22.0 42.0 7.5 285.0 2055.0 Fuente. Datos de laboratorio metalúrgico. Considerando los ciclos en equilibrio se realizó el siguiente balance proyectado: Tabla Nº 27: Balance Metalúrgico Proyectado (Esquema Nº 02) Leyes Proyectadas Recuperaciones Proyectadas PESO % PRODUCTOS CONCENTRADO DE Pb CONCENTRADO DE Zn RELAVE Scv - Cl RELAVE Ro - Scv RELAVE TOTAL CABEZA CALCULADA 0.54 5.63 4.11 89.72 93.83 100.00 Ag Cu Fe Pb Zn INS 2661.72 31.55 25.62 3.13 4.12 19.95 1.28 0.54 0.14 0.01 0.02 0.06 18.70 12.96 34.41 9.67 10.76 10.92 46.80 0.05 0.12 0.02 0.02 0.28 3.89 49.65 8.24 0.34 0.69 3.46 7.12 2.62 16.46 53.45 51.83 48.82 Fuente. Datos de laboratorio metalúrgico. Ag Cu Fe Pb Zn INS 71.70 12.46 0.93 90.56 0.60 0.08 8.90 54.78 6.71 1.07 80.80 0.30 5.28 10.55 13.09 1.81 9.67 1.39 14.12 22.20 79.28 6.56 8.93 98.23 19.40 32.75 92.36 8.37 18.60 99.62 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 36

Tabla Nº 28: Balance Metalúrgico Ciclo Cerrado Nº 02(Esquema Nº 02) (%) (mg) (g) (g) (%) Ag Cu Fe Pb Zn Ins. Ag Cu Fe Pb Zn Ins. Ag Cu Fe Pb Zn Ins. 6.67 0.05 2788.70 0.532 15.62 50.63 2.82 6.85 18.61 0.04 1.04 3.38 0.19 0.46 6.33 0.40 0.07 8.86 0.04 0.01 12.90 0.09 2897.00 0.831 18.31 43.71 3.67 7.11 37.38 0.11 2.36 5.64 0.47 0.92 12.73 1.20 0.15 14.79 0.09 0.01 9.14 0.07 2840.70 0.374 16.30 47.68 3.00 6.69 25.96 0.03 1.49 4.36 0.27 0.61 8.84 0.38 0.10 11.43 0.05 0.01 10.98 0.08 2662.00 0.899 19.52 46.43 3.81 7.58 29.23 0.10 2.14 5.10 0.42 0.83 9.95 1.10 0.14 13.37 0.08 0.01 10.49 0.07 2784.00 0.996 19.48 46.63 3.67 7.26 29.19 0.10 2.04 4.89 0.38 0.76 9.94 1.17 0.13 12.82 0.07 0.01 10.65 0.08 2505.00 1.080 17.22 46.97 3.77 7.11 26.68 0.12 1.83 5.00 0.40 0.76 9.08 1.29 0.12 13.12 0.08 0.01 10.75 0.08 2697.00 1.772 19.40 46.79 4.24 7.00 28.99 0.19 2.09 5.03 0.46 0.75 9.87 2.13 0.13 13.19 0.09 0.01 Conc. Pb (Total) 71.58 0.51 2738.74 0.96 18.16 46.65 3.63 7.11 196.04 0.69 13.00 33.40 2.60 5.09 66.75 7.66 0.83 87.57 0.50 0.08 Medios III (Pb) 3.30 0.02 792.30 1.214 32.16 8.31 10.01 12.04 2.61 0.04 1.06 0.27 0.33 0.40 0.89 0.45 0.07 0.72 0.06 0.01 Medios II (Pb) 5.90 0.04 455.60 1.050 31.26 4.30 12.21 13.16 2.69 0.06 1.84 0.25 0.72 0.78 0.92 0.69 0.12 0.66 0.14 0.01 Medios I (Pb) 49.00 0.35 151.30 0.822 31.26 1.01 8.16 19.90 7.41 0.40 15.32 0.50 4.00 9.75 2.52 4.50 0.98 1.30 0.78 0.14 Rougher Pb 129.78 0.93 1608.55 0.917 24.06 26.52 5.89 12.34 208.76 1.19 31.22 34.42 7.64 16.01 71.07 13.30 1.99 90.26 1.49 0.24 Conc. Zn - Ciclo I 119.73 0.86 29.80 0.549 13.80 0.06 47.76 3.50 3.57 0.66 16.52 0.07 57.18 4.19 1.21 7.35 1.05 0.19 11.12 0.06 Conc. Zn - Ciclo II 111.40 0.80 37.00 0.673 14.00 0.08 48.48 2.80 4.12 0.75 15.60 0.09 54.01 3.12 1.40 8.38 1.00 0.25 10.50 0.05 Conc. Zn - Ciclo III 108.85 0.78 38.90 0.779 13.08 0.07 48.93 2.42 4.23 0.85 14.24 0.07 53.26 2.63 1.44 9.48 0.91 0.19 10.36 0.04 Conc. Zn - Ciclo IV 117.02 0.84 34.30 0.629 11.53 0.07 49.60 3.14 4.01 0.74 13.49 0.08 58.04 3.67 1.37 8.23 0.86 0.20 11.29 0.05 Conc. Zn - Ciclo V 106.40 0.76 34.70 0.717 13.08 0.05 49.49 2.24 3.69 0.76 13.92 0.06 52.66 2.38 1.26 8.53 0.89 0.15 10.24 0.04 Conc. Zn - Ciclo VI 112.90 0.81 29.60 0.459 12.32 0.05 49.78 2.66 3.34 0.52 13.91 0.06 56.20 3.00 1.14 5.79 0.89 0.15 10.93 0.04 Conc. Zn - Ciclo VII 114.70 0.82 30.50 0.466 13.48 0.05 49.66 2.94 3.50 0.53 15.46 0.06 56.96 3.37 1.19 5.97 0.99 0.16 11.08 0.05 Conc. Zn (Total) 791.01 5.65 33.46 0.608 13.04 0.06 49.09 2.83 26.47 4.81 103.14 0.49 388.31 22.38 9.01 53.72 6.58 1.29 75.51 0.33 Medios III (Zn) 71.20 0.51 28.30 0.336 30.95 0.08 22.46 9.47 2.01 0.24 22.04 0.06 15.99 6.74 0.69 2.67 1.41 0.16 3.11 0.10 Medios II (Zn) 60.00 0.43 30.90 0.287 34.65 0.11 15.66 11.06 1.85 0.17 20.79 0.06 9.40 6.64 0.63 1.92 1.33 0.17 1.83 0.10 Conc -Scv-Cl (Zn) 25.50 0.18 28.80 0.376 37.12 0.09 16.29 6.47 0.73 0.10 9.47 0.02 4.15 1.65 0.25 1.07 0.60 0.06 0.81 0.02 Conc Scv - Zn. 16.10 0.12 27.60 0.095 30.83 0.13 2.01 27.84 0.44 0.02 4.96 0.02 0.32 4.48 0.15 0.17 0.32 0.05 0.06 0.07 Rve Scv- Cl -Ciclo - II Rve Scv- Cl -Ciclo - III Rve Scv- Cl -Ciclo - IV Rve Scv- Cl -Ciclo - V Rve Scv- Cl -Ciclo - VI Rve Scv- Cl -Ciclo - VII Rve Scv - Cl Total. Conc Rougher + Scv Relave Final - Ciclo I Relave Final - Ciclo II Relave Final - Ciclo III Relave Final - Ciclo IV Relave Final - Ciclo V Relave Final - Ciclo VI Relave Final - Ciclo VII Rlv. Total Cab. Calculada PRODUCTOS Conc. Pb - Ciclo I Conc. Pb - Ciclo II Conc. Pb - Ciclo III Conc. Pb - Ciclo IV Conc. Pb - Ciclo V Conc. Pb - Ciclo VI Conc. Pb - Ciclo VII Conc Ro+Scv - (Rve Scv-Cl). Rve Scv- Cl -Ciclo - I Cab. Ensayada PESO LEYES 963.81 6.89 32.70 0.553 16.64 0.07 43.39 4.35 31.52 5.33 160.39 0.66 418.18 41.89 10.73 59.56 10.24 1.73 81.32 0.62 41.19 0.29 16.40 0.058 41.76 0.06 1.86 14.34 0.68 0.02 17.20 0.03 0.77 5.91 0.23 0.27 1.10 0.07 0.15 0.09 28.56 0.20 20.10 0.070 32.77 0.09 2.13 24.97 0.57 0.02 9.36 0.02 0.61 7.13 0.20 0.22 0.60 0.06 0.12 0.11 61.92 0.44 18.50 0.067 37.58 0.07 2.64 18.55 1.15 0.04 23.27 0.04 1.63 11.49 0.39 0.46 1.48 0.12 0.32 0.17 53.40 0.38 22.50 0.090 36.69 0.11 4.06 17.39 1.20 0.05 19.59 0.06 2.17 9.29 0.41 0.54 1.25 0.16 0.42 0.14 77.70 0.56 23.20 0.092 38.59 0.12 5.22 15.13 1.80 0.07 29.98 0.10 4.05 11.76 0.61 0.80 1.91 0.25 0.79 0.17 67.00 0.48 29.50 0.156 31.79 0.15 9.07 17.66 1.98 0.10 21.30 0.10 6.07 11.83 0.67 1.17 1.36 0.26 1.18 0.18 99.50 0.71 24.90 0.170 32.87 0.11 10.09 16.71 2.48 0.17 32.71 0.10 10.04 16.63 0.84 1.89 2.09 0.27 1.95 0.25 429.27 3.1 22.95 0.111 35.74 0.11 5.90 17.24 9.85 0.48 153.41 0.45 25.35 74.03 3.35 5.35 9.79 1.18 4.93 1.10 1393.08 10.0 29.70 0.417 22.53 0.08 31.84 8.32 41.37 5.81 313.80 1.11 443.52 115.91 14.09 64.91 20.02 2.92 86.25 1.72 1729.7 12.36 2.90 0.011 8.47 0.02 0.19 53.85 5.02 0.19 146.56 0.35 3.29 931.44 1.71 2.13 9.35 0.91 0.64 13.81 1815.0 12.97 4.00 0.021 10.54 0.02 0.88 52.35 7.26 0.38 191.30 0.38 16.03 950.15 2.47 4.26 12.21 1.00 3.12 14.09 1769.6 12.64 3.80 0.017 9.01 0.02 0.68 52.77 6.72 0.30 159.37 0.39 12.05 933.82 2.29 3.36 10.17 1.02 2.34 13.85 1840.1 13.15 4.30 0.019 11.40 0.02 0.736 51.73 7.91 0.35 209.77 0.40 13.54 951.88 2.69 3.91 13.39 1.06 2.63 14.12 1760.8 12.58 2.90 0.014 8.21 0.02 0.388 53.88 5.11 0.25 144.51 0.35 6.83 948.72 1.74 2.76 9.22 0.92 1.33 14.07 1784.2 12.75 3.30 0.014 10.54 0.02 0.374 54.08 5.89 0.25 188.05 0.36 6.67 964.90 2.00 2.79 12.00 0.94 1.30 14.31 1775.3 12.68 3.20 0.013 10.28 0.02 0.263 52.37 5.68 0.23 182.50 0.37 4.67 929.72 1.93 2.58 11.65 0.98 0.91 13.79 12474.7 89.12 3.49 0.016 9.80 0.02 0.51 52.99 43.59 1.95 1222.06 2.60 63.08 6610.64 14.84 21.78 77.98 6.83 12.27 98.04 13997.6 96.9 20.98 0.064 11.195 0.272 3.674 48.17 293.72 8.95 1567.09 38.13 514.25 6742.56 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 23.000 0.063 12.056 0.313 3.592 47.69 CONTENIDO METALICO Fuente. Datos de laboratorio metalúrgico RECUPERACIONES (%) 37

En el Balance proyectado se logra una recuperación de 90,22 % para el Pb y de 90,23 % para el Zn, el cual nos muestra la baja influencia de la remolienda de los medios de Zn (Conc. Scavenger + Conc. Scv-Cl) que puede afectar a la cinética de flotación del Zn. El desplazamiento de partículas mixtas de Zn al Rlv-Scv-Cl varió de la cíclica Nº 01 de 1,76 % a 9,67 % en la cíclica Nº 2, esta causa se dio por el efecto negativo de la remolienda (retarda la cinética de flotación del Zn), también se dio una variación de Fe desplazado al Rlv-Scv- Cl de 8,24 % en la Cíclica Nº 01 a 13,06 % en la Cíclica Nº 2; lo que nos muestra el nivel de asociación Fe/Zn. En el circuito Bulk y Zinc se logró la estabilidad a partir del V ciclo, manteniendo constante las calidades de concentrado Bulk y Zinc, así como también las recuperaciones Cleaner en ambos circuitos En el Balance proyectado de la Cíclica Nº 2 se logró una recuperación de 90,60 % para el Pb y de 80,33 % para el Zn, el cual nos muestra la influencia negativa de la remolienda previa al circuito de limpieza del Concentrado Rougher II. En el circuito Bulk y Zinc se logró la estabilidad a partir del IV ciclo, manteniendo constante las calidades de concentrado Bulk y Zinc, así como también las recuperaciones Cleaner en ambos circuitos En la cíclica Nº 2 se obtuvieron mejores calidades de concentrado de Zinc (49 %) en comparación a la cíclica Nº 01 que alcanzó calidades de 46 %; pero con recuperación de 80 % que es más baja que la cíclica Nº1 (90 %). 3.10 Caracterización Química de los Concentrados 3.10.1 Barrido ICP-Concentrados Tabla Nº 29: Análisis por ICP del Concentrado Bulk Cíclica Nº 01 Ag Al As Ba Be Bi Ca Cd Co Cr Cu Fe ppm % ppm ppm ppm ppm % ppm ppm ppm ppm % > 100 0.66 974 74 < 0.5 5375 1.83 319 31 43 4940 > 15.00 Ga K La Mg Mn Mo Na Nb Ni P Pb S ppm % ppm % ppm ppm % ppm ppm % ppm % 29 0.36 8.8 0.27 506 86 0.07 2 63 0.07 > 10000 > 10.00 Sb Sc Sn Sr Ti Tl V W Y Zn Zr ppm ppm ppm ppm % ppm ppm ppm ppm ppm ppm 452 1.6 34 36.1 0.08 < 2 17 368 4.1 > 10000 10.5 Fuente. Datos de laboratorio metalúrgico. 38

Tabla Nº 30: Análisis por ICP del Concentrado Zinc Cíclica Nº 01 Ag Al As Ba Be Bi Ca Cd Co Cr Cu Fe ppm % ppm ppm ppm ppm % ppm ppm ppm ppm % 24.5 0.3 48 38 < 0.5 29 1.14 3430 62 24 5560 > 15.00 Ga K La Mg Mn Mo Na Nb Ni P Pb S ppm % ppm % ppm ppm % ppm ppm % ppm % < 10 0.13 6.1 0.16 3366 10 0.07 < 1 19 0.05 378 > 10.00 Sb Sc Sn Sr Ti Tl V W Y Zn Zr ppm ppm ppm ppm % ppm ppm ppm ppm ppm ppm 11 1.1 < 10 18.5 0.06 < 2 11 5452 2.3 > 10000 9.8 Tabla Nº 31: Análisis por ICP del Concentrado Bulk Cíclica Nº 02 Ag Al As Ba Be Bi Ca Cd Co Cr Cu Fe ppm % ppm ppm ppm ppm % ppm ppm ppm ppm % > 100 0.61 679 66 < 0.5 5596 1.68 304 27 38 7240 > 15.00 Ga K La Mg Mn Mo Na Nb Ni P Pb S ppm % ppm % ppm ppm % ppm ppm % ppm % 25 0.36 8.9 0.25 476 88 0.06 < 1 55 0.07 > 10000 > 10.00 Sb Sc Sn Sr Ti Tl V W Y Zn Zr ppm ppm ppm ppm % ppm ppm ppm ppm ppm ppm 478 1.6 42 36.7 0.08 262 16 340 3.9 > 10000 7.7 Tabla Nº 32: Análisis por ICP del Concentrado Zinc Cíclica Nº 02 Ag Al As Ba Be Bi Ca Cd Co Cr Cu Fe ppm % ppm ppm ppm ppm % ppm ppm ppm ppm % 20.9 0.25 35 31 < 0.5 40 0.93 3484 57 17 4440 13.71 Ga K La Mg Mn Mo Na Nb Ni P Pb S ppm % ppm % ppm ppm % ppm ppm % ppm % < 10 0.1 5.9 0.13 3560 10 0.05 < 1 18 0.05 435 > 10.00 Sb Sc Sn Sr Ti Tl V W Y Zn Zr ppm ppm ppm ppm % ppm ppm ppm ppm ppm ppm 8 0.9 < 10 14.8 0.05 < 2 10 5720 2 > 10000 7.7 Fuente. Datos de laboratorio metalúrgico. 3.11 Caracterización Química de los Relaves 3.11.1 Barrido ICP Relaves Tabla Nº 33: Análisis por ICP del Relave Compósito Cíclica Ag Al As Ba Be Bi Ca Cd Co Cr Cu Fe ppm % ppm ppm ppm ppm % ppm ppm ppm ppm % 3.5 5.23 368 730 2.2 11 13.03 47 12 123 211 9.6 Ga K La Mg Mn Mo Na Nb Ni P Pb S ppm % ppm % ppm ppm % ppm ppm % ppm % 11 3.56 35.1 1.36 2140 10 0.27 6 46 0.17 226 4.69 Sb Sc Sn Sr Ti Tl V W Y Zn Zr ppm ppm ppm ppm % ppm ppm ppm ppm ppm ppm 17 75 42 20.2 0.27 < 2 86 138 19 4155 53.1 Fuente. Datos de laboratorio metalúrgico 39

CAPITULO IV 4.0 ANÁLISIS DE RESULTADOS 4.1 Clasificación de las variables de la investigación Se identificó todas las variables involucradas en la investigación y se hizo una clasificación de estas variables para determinar cuales tienen una mayor influencia sobre la recuperación (Variable respuesta) en los concentrados de Pb-Ag y Zn. Se nombró todas variables como variables de entrada y estas se clasificaron en variables estándar y variables de proceso para esta investigación.(ver Grafica N 24) Para las variables identificadas como estándar se tomaron acciones inmediatas de control a fin de eliminar o minimizar el impacto de estas en la investigación. Esto se logró mediante la implementación de procedimientos de trabajo, formatos, capacitación del personal involucrado y una supervisión constates al realizar las pruebas para mantener constante las variables estándar en todas las pruebas realizadas a lo largo de la investigación. Las variables de proceso las cuales son objeto de nuestra investigación se cambiaron a lo largo de las pruebas realizadas en función de nuestra variable respuesta (Recuperación) hasta obtener resultados satisfactorios y posteriormente optimizar estas variables influyentes para cumplir con el objetivo de la investigación. Una Vez identificado la influencia de la Variable de proceso sobre la Variable respuesta esta variable es sometida a los controles de las variables estándar para evitar su influencia sobre otras variables. 40

4.2 Descripción de las variables de proceso Antes de empezar a evaluar las variables de proceso en la investigación se hicieron pruebas iníciales para determina de manera general estas variables y tener un punto de partida para poder empezar con el análisis de estas variables. 4.2.1 Tamaño de partícula.- Al realizar las pruebas a diferentes P80 que vario de 176 a 95 micras como se muestra en Tabla 34 se observó recuperaciones aceptables de Pb-Ag y Zn a partir de 126 micras siendo el P80 mas optimo 108 micras. Tabla Nº 34: Resumen de resultados a diferentes P80 P80 % -m200 RECUPERACION Pb Ag Zn 176 50 72.26 65.98 94.69 147 55 86.67 68.82 94.52 126 60 87.57 72.45 95.97 108 65 89.40 74.83 96.01 95 70 88.76 72.79 96.02 Gráfica Nº 21: Tamaño de Partícula Vs Recuperación Se observa que el P80 para la recuperación del Zn no fue tan influyente, pero, para la recuperación de Pb-Ag es determinante. 4.2.2 Acondicionamiento. Las etapas de acondicionamiento para los reactivos fueron un factor muy influyente en la investigación al realizar las pruebas rougher 41

Circuito Pb-Ag Adicionando todos los reactivos en la etapa de acondicionamiento para el circuito de Pb-Ag se obtuvo recuperaciones aceptables de Pb pero bajas recuperaciones de Ag y relativamente una alta activación de Zn en el circuito Pb-Ag para esto se determinó que la adición de Na2S, ZnSO4 y Carbón activado se realice desde la molienda y la adición de Metabisulfito al inicio de la etapa de acondicionamiento pero el complejo NaCN/ZnSO4 adicionarlo justo antes de empezar la flotación. Circuito Zn En esta etapa el Acondicionamiento es totalmente determinante para obtener una buena recuperación de Zn con bajos contenidos de Fe debido a la presencia de pirrotita es necesario tener 3 etapas de Acondicionamiento y también controlar el tiempo exacto de acondicionamiento porque un tiempo prolongado de acondicionamiento favorece a la depresión de partículas mixtas Fe-Zn (Marmatita): En la primera etapa de acondicionamiento se realizó solamente adicionando aire ya que oxida al Fe y lo hace menos dócil para la flotación. En la segunda Etapa solo se adiciono el depresor de Pirrotita ya que se necesita una interacción total sin ninguna clase de interferentes para poder deprimir de manera eficiente a la pirrotita. En la tercera etapa se acondiciona la pulpa adicionando el activador de Zn, colectores y espumantes para empezar la flotación del Zn 4.2.3 Dosificación de reactivos Para la investigación se probaran diferentes reactivos entre espumantes, colectores, depresores y activadores poniendo más énfasis a los depresores de Fe (Pirrotita). Espumante: Espumante. M (MIBC/AF-65): Debido a que es un espumante fuerte y tiene ciertas características como colector favoreció a la flotación del Fe perjudicando la calidad del concentrado. 42

MIBC: Por sus características netamente como espumante permitió controlar mejor el colchón de espumas favoreciendo la selectividad de las partículas valiosas. Colectores: Z-11: Su empleo debió ser controlado usándolo en la menor cantidad posible por su baja selectividad ya que un exceso en la dosificación baja la selectividad de las partículas valiosas Pb-Ag y Zn. A-3418: Presento una alta selectividad en las partículas de Pb A-211: Presento una alta selectividad en las partículas de Zn Depresores: Aquí se evaluó mayormente depresores de pirrotita. NaCN: El cianuro de sodio al deprimir el Fe tuvo un efecto negativo en la recuperación de plata. Complejo (NaCN/ZnSO4): Al usar el cianuro de Sodio como complejo además de deprimir al Fe y Zn disminuyo sus efectos negativos sobre la recuperación de Ag pero su adición tiene que ser justo antes de empezar la flotación de Pb-Ag. Metabisulfito (Na2S2O5): Tuvo un efecto notable en la depresión de Fe y Zn ya que ayudo a tener una mayor selectividad en el concentrado Pb-Ag con una mínima activación de Zn. Gráfica Nº 22: Comparación de los Depresores de Fierro en El Circuito Pb-Ag 43

Quebracho, Mezcla (Ac.Oxalicio-NH4Cl), PM-1111, D-892: No lograron deprimir de manera eficiente al Fe (pirrotita) además deprimió las partículas mixtas Fe-Zn (Marmatita) teniendo una baja recuperación de Zn. S-7261: Fue el depresor que presento una mejor selectividad en la depresión de Fe ya que solo ataco a las partículas de Fe (Pirita Pirrotita) permitiendo la flotabilidad de las partículas mixtas Fe-Zn y tener altas recuperaciones con bajos contenidos de Fe. Gráfica Nº 23: Comparación de los depresores de Pirrotita Activadores CuSO4: El sulfato de cobre es el activador del Zn pero en este caso se tuvo que hacer un análisis para su dosificación ya que el mínimo exceso activaba a las partículas de Fe (Pirrotita) contrarrestando el efecto de los depresores. Na2S: Favoreció la recuperación de partículas Pb-Ag ya que sulfurizó a los óxidos de Pb presente ayudando a una mayor recuperación de valiosas. 44

Gráfica Nº 24: Clasificación de las Variables 45

4.3 Beneficios del Proyecto 4.3.1 Beneficios La minería es una de las actividades más importantes en el Perú, y es justo esto, lo que debe ser difundido: el impacto positivo de esta actividad económica, como generadora de empleo y mejora de la calidad de vida de los pobladores. Actualmente, antes de hablar de minería tenemos que comprobar mediante estudios socio ambiental, que esta no afecta el medio ambiente, la agricultura y el desarrollo, y que más bien aporta ganancias al sector educativo, a la salud y a la capacitación técnica. 4.3.2 Infraestructura El aumento a la base tributaria de la comunidad local asociada con la construcción y operación de una mina va mejorar significativamente la infraestructura pública que ayude a levantar permanentemente, la actividad de la economía local, estas mejoras involucran: Construcción y renovación de carreteras que unen zonas rurales con los mercados nacionales Reparación de vías y calles locales Renovación de suministro de energía Restauración e implementación de escuelas Expansión e implementación de mejoras en el sector salud para los habitantes. 4.3.3 Desarrollo humano La compañía minera en son de buscar el desarrollo social y cultural de la comunidad implementara un programa de capacitación laboral para el talento humano que se encuentre en la comunidad, brindando capacitación especializada para formar parte del equipo laboral de la mina así como asesoramiento para el desarrollo de las actividades económicas de la población generando nuevas capacidades y habilidades. 4.3.4 Desarrollo económico Al desarrollar las actividades mineras la compañía minera necesitara diferentes insumos en coordinación con el gobierno local se realizara un programa 46

proactivo de investigación sobre el potencial de abastecimiento local y la realización de talleres para informar y potenciar a futuros proveedores locales así como brindarles capacitación en habilidades necesarias, control de calidad para sus productos y generar nuevos empresarios en la comunidad. Así mismo también se originara nuevos tipos de actividades económicas relacionados de manera indirecta con la minería. 4.4 Costos Para calcular el Punto de equilibrio y ver si el desarrollo de este proyecto es viable se tomó como referencia los gastos de operación de una planta de 7500 TMD que produce concentrados de Pb-Ag y Zn. Tabla Nº 35: Resumen Costos de Operación para 7500 TMD COSTOS ( $/TMS) COSTO EN REACTIVOS, MOLTURANTES, FORROS ACERO y ANALISIS Q. 3,95 COSTO EN EPPS 0,09 COSTO EN HERRAMIENTAS 0,01 COSTO MANTENIMIENTO PLANTA 0,59 COSTO EN SUELDOS Y SALARIOS 6,03 COSTOS DE MINA 5,78 COSTOS DE TRASPORTE DE CONCENTRADO 1,37 COSTO ADMINISTRATIVO 0,95 COSTO EN ENERGIA 2,78 Para la comercialización del plomo y Plata solo se reconoce el 95% de su contenido y para el Zinc el 85%. 21,54 Tabla Nº 36: Resumen Valor de venta de los concentrados Metal Precio Mercado Produccion Diaria Valor de (25-03-2014) Libras Onz Ag Venta $ Pb ($/Lb) 0,94 41760,10 1603,72 71164,67 Zn ($/Lb) 0,90 478134,11 232,22 434826,27 Ag ($/Onz) 20,02 Total 505990,94 47

Tabla Nº 37: Resumen Cálculo del Punto de Equilibrio Costos ( $/TMS) Total $ A P.E $ Utilidad $ Fijos 13,34 100063,08 0,12 113897,46 392093,48 Variables 8,19 61459,41 El punto de equilibrio es aquella cantidad producida y vendida que permite recuperar exactamente la misma cantidad de los costos variables más los costos fijos asociados a la operación, formulas empleadas: P. E = COSTO FIJO (1 A) ; A = COSTO VARIABLE PRECIO DE VENTA Gracias a la utilización del depresor de pirrotita S-7231 se puede obtener concentrados comerciales y hacer rentable el desarrollo del proyecto. 48

CONCLUSIONES 1. El tamaño de partícula en la que se da recuperaciones aceptables en ambos circuitos es 60, 65 y 70%-m200, el más óptimo a 65%-m200. 2. El tipo y consumo de Colector es: a. Para el circuito Pb-Ag: A-3418 de 13.6 g/tm y : Z-11 de 02.0 a 03.0 g/tm. b. Para el circuito Zn: El A-211 de 10.0 g/tm 3. El tipo y consumo de Modificador: a. Para el circuito de Pb-Ag: : Z-11 de 11.0 a 15.0 g/tm. i. Depresores tenemos el Complejo 100.0 g/tm, ZnSO4 de ii. 80.0 a 100.0 g/tm y Metabisulfito 100.0 g/tm Activadores tenemos al Na2S en 80.0 g/tm. b. Para el circuito de Zn: i. Depresores tenemos el NaCN en 20 g/tm y, el S-7261 de ii. 50.0 a 70.0 g/tm. 4. El tipo y consumo de Espumante: Activador, el CuSO4 de 230 a 280 g/tm. a. Para el circuito Pb-Ag: El MIBC en la cantidad de 13.2 g/tm. b. Para e circuito de Zn: MIBC de 5.0 a 15.0 g/tm. 5. La adición y el acondicionamiento es un factor importante e influyente: Circuito Pb-Ag: Se obtuvo recuperaciones aceptables con la adición de Na2S, ZnSO4 y carbón activado en la molienda y la adición de Metabisulfito al inicio de la etapa de acondicionamiento pero el complejo NaCN/ZnSO4 adicionarlo justo antes de empezar la flotación. Circuito Zn: Es necesario tener 3 etapas de adición/acondicionamiento de los reactivos: En la primera etapa de acondicionamiento se realizó solamente adicionando aire ya que oxida al Fe y lo hace menos dócil para la flotación. En la segunda Etapa solo se adiciono el depresor de Pirrotita ya que se necesita una interacción total sin ninguna clase de 49

interferentes para poder deprimir de manera eficiente a la pirrotita. En la tercera etapa se acondiciona la pulpa adicionando el activador de Zn, colectores y espumantes para empezar la flotación del Zn 6. El tiempo de flotación con mayor recuperación en el circuito Pb-Ag, se da a los 5 minutos de iniciada la flotación. 7. El tiempo de flotación con mayor recuperación en el circuito Zn, se da a los 6 minutos de iniciada la flotación. 8. Desarrollar el circuito de flotación para el mineral polimetálico Ag-Pb-Zn. RECOMENDACIONES 1. Se recomienda en el tratamiento por flotación principalmente para el Zn realizar más pruebas a nivel laboratorio que nos permitan tener mayor selectividad Zn/Fe, donde se tendrá que evaluar los grados de liberación aplicando remoliendas más finas (P-80 < 40 micras), remolienda previa clasificación. 2. Se recomienda continuar con un estudio de separación magnética ya que la pirrotita tiene propiedades magnéticas, dependiendo de las condiciones del mercado y en el caso de requerir mejorar la ley del concentrado final de Pb y Zn. 3. Se recomienda realizar más pruebas selectivas, en caso de subsistir asociaciones muy finas se deberá de aplicar flotación inversa para limpieza final del concentrado de Zn flotando impurezas deprimiendo a los minerales de Zn previa remolienda. 4. Así mismo recomendamos que este estudio sea complementado con pruebas a nivel de planta piloto. 50

BIBLIOGRAFÍA 1. CERTIMIN S.A., Instructivos de Calidad Área de Metalurgia, 1ra Edición, Perú 2011. 2. CYTEC, Handbook Manual de Productos Químicos para Minería, 2da Edición, Perú 2010. 3. Delgado M, Juan, Flotación de Minerales, 1ra Edición, UNSA, Perú 2010. 4. Mamani F, Absalon R, Manual de Flotación de Minerales, 1ra Edición, Perú 1988. 5. Sutulov, Alexander, Flotación de Minerales, 2da Edición, Concepción 1963. 6. Taco C, Homar y Mamani C, Pedro, Preparación de Minerales, 1ra Edición, Perú 2010. 7. TECSUP, Manual de Procesamiento de Minerales, 1ra Edición, Perú 2011. 51

ANEXOS A-1 DETERMINACIÓN DEL TIEMPO DE MOLIENDA Análisis Granulométrico a diferentes tiempos (0, 6, 12, 18 y 24 minutos) 0.0 Min Malla Peso Ret. Ac. (+) Ac. (-) (µ) (µ) Tyler Abertura (µ) (g) (%) (%) (%) 80 % Pass 50 % Pass 0.00 0.00 100.00 0 0 10 1700 0.00 0.00 0.00 100.00 1337 0 14 1180 287.30 28.73 28.73 71.27 0 0 20 850 201.00 20.10 48.83 51.17 0 827 28 600 130.00 13.00 61.83 38.17 0 0 35 425 87.80 8.78 70.61 29.39 0 0 48 300 58.20 5.82 76.43 23.57 0 0 65 212 40.10 4.01 80.44 19.56 0 0 100 150 33.40 3.34 83.78 16.22 0 0 150 106 28.50 2.85 86.63 13.37 0 0 200 75 21.10 2.11 88.74 11.26 0 0 270 53 20.50 2.05 90.79 9.21 0 0 400 38 19.40 1.94 92.73 7.27 0 0-400 -38 72.70 7.27 100.00 0.00 0 0 TOTAL 1000.00 100.00 1337 827 6.0 Min Malla Peso Ret. Ac. (+) Ac. (-) (µ) (µ) Tyler Abertura (µ) (g) (%) (%) (%) 80 % Pass 50 % Pass 0.00 0.00 0.00 100.00 0 0 10 1700 0.00 0.00 0.00 100.00 0 0 14 1180 22.50 2.25 2.25 97.75 0 0 20 850 34.40 3.44 5.69 94.31 0 0 28 600 54.00 5.40 11.09 88.91 429 0 35 425 91.40 9.14 20.23 79.77 0 0 48 300 116.70 11.67 31.90 68.10 0 0 65 212 116.70 11.67 43.57 56.43 0 172 100 150 102.30 10.23 53.80 46.20 0 0 150 106 84.10 8.41 62.21 37.79 0 0 200 75 66.20 6.62 68.83 31.17 0 0 270 53 64.60 6.46 75.29 24.71 0 0 400 38 51.50 5.15 80.44 19.56 0 0-400 -38 195.60 19.56 100.00 0.00 0 0 TOTAL 1000.00 100.00 429 172 52

12.0 Min Malla Peso Ret. Ac. (+) Ac. (-) (µ) Tyler Abertura (µ) (g) (%) (%) (%) 80 % Pass 0.00 0.00 0.00 100.00 0 10 1700 0.00 0.00 0.00 100.00 0 14 1180 0.60 0.06 0.06 99.94 0 20 850 1.20 0.12 0.18 99.82 0 28 600 2.20 0.22 0.40 99.60 0 35 425 6.60 0.66 1.06 98.94 0 48 300 26.50 2.65 3.71 96.29 0 65 212 83.80 8.38 12.09 87.91 175 100 150 137.90 13.79 25.88 74.12 0 150 106 141.20 14.12 40.00 60.00 0 200 75 111.20 11.12 51.12 48.88 0 270 53 106.30 10.63 61.75 38.25 0 400 38 79.10 7.91 69.66 30.34 0-400 -38 303.40 30.34 100.00 0.00 0 TOTAL 1000.00 100.00 175 18.0 Min Malla Peso Ret. Ac. (+) Ac. (-) (µ) Tyler Abertura (µ) (g) (%) (%) (%) 80 % Pass 0.00 0.00 0.00 100.00 0 10 1700 0.00 0.00 0.00 100.00 0 14 1180 0.00 0.00 0.00 100.00 0 20 850 0.00 0.00 0.00 100.00 0 28 600 0.10 0.01 0.01 99.99 0 35 425 0.10 0.01 0.02 99.98 0 48 300 1.00 0.10 0.12 99.88 0 65 212 10.00 1.00 1.12 98.88 0 100 150 55.70 5.57 6.69 93.31 0 150 106 127.90 12.79 19.48 80.52 105 200 75 144.60 14.46 33.94 66.06 0 270 53 157.70 15.77 49.71 50.29 0 400 38 105.00 10.50 60.21 39.79 0-400 -38 397.90 39.79 100.00 0.00 0 TOTAL 1000.00 100.00 105 24.0 Min Malla Peso Ret. Ac. (+) Ac. (-) (µ) Tyler Abertura (µ) (g) (%) (%) (%) 80 % Pass 0.00 0.00 0.00 100.00 0 10 1700 0.00 0.00 0.00 100.00 0 14 1180 0.00 0.00 0.00 100.00 0 20 850 0.00 0.00 0.00 100.00 0 28 600 0.00 0.00 0.00 100.00 0 35 425 0.00 0.00 0.00 100.00 0 48 300 0.10 0.01 0.01 99.99 0 65 212 1.00 0.10 0.11 99.89 0 100 150 15.40 1.54 1.65 98.35 0 150 106 74.60 7.46 9.11 90.89 80 200 75 133.40 13.34 22.45 77.55 0 270 53 181.10 18.11 40.56 59.44 0 400 38 127.00 12.70 53.26 46.74 0-400 -38 467.40 46.74 100.00 0.00 0 TOTAL 1000.00 100.00 80 Fuentes: Datos de Laboratorio Metalúrgico 53

RESUMEN DEL ANÁLISIS GRANULOMÉTRICO Y RESULTADOS Fuentes: Datos de laboratorio metalúrgico 54