INNOVACION DE LOS REACTIVOS EN LA FLOTACION DE MINERALES DE PLATA CON SULFURO DE MANGANESO EN LA

U. P. UCHUCCHACUA

Eduardo Castro Martínez – ecastro@buenaventura.com.peWaldir Guillermo Cisneros – wguillermo@buenaventura.com.pe

INTRODUCCION:

La U. P. Uchucchacua perteneciente a la Cia. de Minas Buenaventura S.A.A. actualmente realiza sus operaciones en la Provincia de Oyón, Departamento de Lima. El mineral producido en esta mina es minera lógicamente muy complejo, debido a la presencia de una serie de minerales de plata, óxidos, arcillas y elevados porcentajes de manganeso que varían entre 8 y 13 % como consecuencia de la presencia de la Alabandita, un sulfuro de manganeso que por su alta flotabilidad viene a constituirse como un componente mas de los concentrados. Desde el año 1975, período en que se inició el tratamiento metalúrgico a nivel industrial, a través de un proceso de flotación diferencial para obtener concentrados de Pb-Ag-Mn y Zn-Ag-Mn; el problema de la alta flotabilidad del MnS persistió, alcanzándose en estos productos leyes entre 15 y 25 % de manganeso, lo cual hacía muy dificultosa la comercialización de estos productos por las siguientes razones:

La acción oxidante de las bacterias sobre el MnS a condiciones del nivel del mar es muy rápida, lo que origina la auto combustión del concentrado poniendo en riesgo la integridad de los depósitos de almacenaje y medios de transporte.

La alta ley de manganeso en el concentrado Pb-Ag origina problemas en las fundiciones, puesto que condiciona la separación de los principales metales

BREVE DESCRIPCIÓN DE LA PLANTA DE LIXIVIACION:

En razón a lo expuesto anteriormente, desde el año 1978 la Planta Concentradora puso en práctica un proceso de Lixiviación Ácida como una etapa de limpieza química adicional con la finalidad de eliminar el MnS de los concentrados, mejorando así la calidad de estos productos y consecuentemente hizo viable su comercialización y con ello la producción económica de la Unidad. En este sentido, se alcanzó a reducir el Mn de niveles de 14

– 25 % á 2 – 4 % en los concentrados de Pb-Ag-Mn y subir de 100 – 160 OzAg/TCS á 200 – 300 OzAg/TCS. Lamentablemente los sub-productos generados en este proceso hidrometalúrgico originaron una serie de impactos ambientales a todo el entorno incluidos el aire, agua, suelo instalaciones, equipos, maquinarias y sobretodo a la salud de los trabajadores. Las principales reacciones químicas del proceso de lixiviación son las siguientes:

MnS(s) + H2SO4(l) MnSO4(l) + H2S(g)CaCO3(s) + H2SO4(l) CaSO4(s) + CO2(g) + H2O(l)

La generación de los sub-productos tales como el MnSO4, H2S, CaSO4.H2O y CO2 indujeron a nuestra Empresa a invertir y tomar acciones inmediatas a fin de implementar una serie de medidas de control ambiental tales como:

Construcción de una planta de Sulfuro de Sodio para aprovechar y eliminar los gases H2S y CO2 a través de los siguientes procesos químicos:H2S + NaOH NaHS + H2ONaHS + NaOH NaS + H2OCO2 + 2NaOH Na2CO3 + H2O

Recuperación del Mn como MnO2 el cual resultó inviable por el alto costo de producción.

Construcción de una planta de tratamiento de aguas ácidas para tratar el MnSO4 y el H2SO4 remanente. En este proceso activo se precipita y elimina el Mn como Mn(OH)2. Sin embargo, el alto consumo de cal apagada (gasto mensual aproximado de US $ 30,000) y los resultados no muy aceptables que se lograron (continuaron a menor escala todos los impactos negativos), ocasionaron altos costos de operación cada vez más difíciles de sostener.

RESEÑA HISTORICA DE LAS PRUEBAS DE INVESTIGACIÓN METALURGICA PARA DEPRIMIR EL MnS:

Guilermo, 1 de 9

Efecto A3-3 (gr/Ton)

20.8

11

5

0.00

5.00

10.00

15.00

20.00

25.00

0 600 800

% Mn

Pese a las investigaciones y trabajos efectuados por la Compañía en pos de eliminar los impactos negativos, no se lograron resultados plenamente satisfactorios, por lo tanto los esfuerzos fueron orientados a buscar una solución técnica en el proceso de flotación, siendo el objetivo hallar un reactivo químico que tuviera una acción directa y depresora del MnS. En el año 1999, gracias al arduo y detallado trabajo en conjunto llevado a cabo entre el laboratorio metalúrgico de la Planta con la ayuda de otros laboratorios externos y luego de efectuar un gran número de pruebas de laboratorio se desarrolló y logró fabricar “made in home” un reactivo depresor específico del Mn y un buen dispersante para lamas como es el A3-3 que en buena cuenta es una suspensión coloidal constituido por una mezcla en diferentes proporciones de los siguientes reactivos : 43 % Na2SiO3 ; 28 % Al2(SO4)3; 29 % Na2S2O5. Finalmente cabe mencionar que al evaluar el comportamiento del A3-3 se demostró que con el mineral producido básicamente por la mina Carmen (± 95 % del producido por toda la Unidad), éste reactivo depresor tuvo una gran efectividad, por cuanto las leyes del Mn en los concentrados Pb-Ag obtenidos fueron reducidos de 20.8 % hasta 5.0 % tal como se muestra en la y Figura N° 1.

Tabla Nª 1 – Cuadro de resultados metalùrgicos obtenuidos en las pruebas con el reactivo A3-3

Producto Leyes %, Onz Ag/TonPb Zn Ag Mn

Conc. 3er Cl 12.8 4.56 165.1 20.8Conc. 1er Cl 9.22 6.16 124.9 17.6Conc. 1er Cl + Cl Scv 8.19 6.21 112.9 16.3Relave 1er Cl 0.37 7.94 9.2 7.79Conc. Ro 3.98 7.19 57.0 11.7Relave Ro 0.18 0.27 3.28 9.43Cabeza (calc.) 1.02 1.80 15.2 9.93

Producto Leyes %, Onz Ag/TonPb Zn Ag Mn

Conc. 3er Cl 10.8 2.52 129.2 5.00Conc. 1er Cl 7.54 3.93 103.2 11.2Conc. 1er Cl + Cl Scv 6.20 4.20 88.3 11.6Relave 1er Cl 0.69 4.18 11.9 8.32Conc. Ro 4.36 4.20 62.9 10.5Relave Ro 0.14 1.13 3.1 11.2Cabeza (calc.) 0.97 1.73 14.9 11.1

Figura N° 1. Efecto del Reactivo A3-3 (gr/Ton)

SITUACION METALURGICA ACTUAL:

Dentro de la complejidad de la metalurgia de Uchucchacua y cuando todo hacía suponer que el problema del Mn por lo menos ya estaba controlado, desde inicios del año 2002 período en que paulatinamente entró en franca producción la mina Socorro como parte integrante de la zona productiva de esta Unidad (actualmente su contribución en la producción de mina es de ± 20 % del total) , se evidenció en el mineral de cabeza la presencia de una abundante cantidad de Alabandita (MnS) muy activada con porcentajes de Mn que van entre 18 y 30 %. Estas nuevas condiciones lamentablemente han distorsionado todo el esquema de tratamiento que se tenía establecido y ha quedado demostrado que el reactivo depresor del Mn A3-3 tiene sus limitaciones ya que nuevamente han persistido los problemas de calidad de los concentrados Pb-Ag-Mn y Zn-Ag-Mn y de la metalurgia en general. Ante estas circunstancias, con el apoyo de la Gerencia nuevamente nos hemos trazado un Plan de Investigación con el soporte de un laboratorio metalúrgico del extranjero para encontrar la solución al nuevo problema a nivel de la flotación y así evitar en lo posible el tener que recurrir nuevamente al proceso de lixiviación ácida. En este sentido, se ha trabajado durante casi cinco (5) meses “fabricando” y probando nuevos reactivos químicos de las series XP-200 y P-100 para deprimir el MnS de estas características con lo cual nuevamente hemos abierto posibilidades muy fundadas para dar solución definitiva al nuevo problema metalúrgico.

NUEVO PROGRAMA DE PRUEBAS DE INVESTIGACIÓN METALURGICA CON EL MINERAL DE LA MINA SOCORRO

1. Objetivo de las Pruebas de Laboratorio:

Guilermo, 2 de 9

- Encontrar un reactivo depresor del Mn contenido en el mineral de la mina socorro, que pueda actuar eficientemente durante la flotación bulk Pb-Ag.

- Mejorar la ley de Ag en el concentrado final

- Examinar la posibilidad de mejorar la eficiencia de recuperación de la Ag.

2. Descripción de las Muestras Utilizadas en las Pruebas del Laboratorio:

Tabla N° 2. Análisis Químico de las Muestras de los Minerales de Socorro

Elem.Leyes

Nv. 120 - Cx. 190

Nv. 180 - Tj. 610

Ag 18.29 Onz./TCS 18.10 Onz./TCSPb 0.44 % 0.73 %Zn 0.51 % 0.84 %Fe 2.97 % 6.43 %S 7.91 % 7.01 %

Mn 17.10% 14.00 %CaO 24.80 % 27.3 %

3. Caracterización del Proceso para el Mineral de Socorro:Después de realizar dos (2) pruebas de flotación preliminar con los minerales provenientes de las principales zonas de explotación de la mina Socorro, fue posible inferir lo siguiente :- En ambas muestras existen diferencias

mineralógicas lo que hace variar significativamente las características de su procesamiento.

- Estos minerales contienen una buena cantidad de Ag nativa. En la figura N° 2 se muestra la fotografía de la Ag nativa en el concentrado producido de estos minerales.

- Algunos minerales como la proustita (Ag3AsS3), frierbergita /(Ag,CuZn,Fe)12(Sb,As)4S13) / y diaporita (Pb2Ag3Sb3S8/AgPbSbS3) son de baja flotabilidad y se deprimen durante las etapas de limpieza. Del mismo modo, una porción de la Ag se encuentra finamente diseminada con los minerales de ganga y la Ag nativa en algunos casos se presenta en forma de pequeñas placas que hacen dificultosa su flotabilidad. Estas son las causas principales de la pérdida de Ag en los relaves aunado a la baja flotabilidad de algunos minerales de Ag.

- El tamaño de la partícula del Mn juega un papel muy importante en su depresión y en su flotabilidad. Cuando el tamaño de la partícula de la alabandita decrece se incrementa significativamente la actividad y flotabilidad del Mn. Asimismo, la alabandita alterada y los carbonatos de Mn son muy friables y tienden a enlamarse durante la molienda y por lo tanto son fuentes primarias de contaminación del concentrado.

DESARROLLO DE LAS PRUEBAS METALURGICAS CON LOS MINERALES DE LA MINA SOCORRO

Para el desarrollo de estas pruebas se utilizó condiciones estándar de flotación con el objetivo de experimentar y evaluar las principales variables en el comportamiento y la depresión del Mn durante la flotación bulk del Pb-Ag . El Flow Sheet establecido para seguir este programa de pruebas fue el siguiente:

Figura N° 2. Flow Sheet establecido para realizar las pruebas metalúrgicas

a) Estudio de las Principales Variables en el Comportamiento y la Depresión del Manganeso:

Guilermo, 3 de 9

Molienda

Rougher Pb-Ag Scv. Pb-Ag

Remolienda

1er Cl. Pb-Ag

2do Cl. Pb-Ag

3er Cl. Pb-Ag

Concentrado Final Pb-Ag

1er Cl-Scv Pb-Ag

Acondicionamiento

Acondicionamiento

Rougher Zn Scavengher Zn

3er Cl. Pb-Ag

2do Cl. Pb-Ag

1er Cl. Pb-Ag

Remolienda

Concentrado Final Zn-Ag

1er Cl-Scv Zn

Relave Final

Mineral (02 Kg)

Reducción del pH de Flotación utilizando diferentes Ácidos:- En Uchucchacua no es posible

modificar el pH de flotación a condiciones ácidas utilizando el H2SO4, porque el mineral contiene gran cantidad de carbonatos (gangas solubles en ácidos), por lo cual las pruebas fueron efectuadas utilizando cualquier ácido fosfórico o nítrico.

- Los resultados alcanzados utilizando el ácido fosfórico fueron significativamente mejores que los obtenidos a un pH natural de flotación. Sin embargo, en la presencia de ácido nítrico como modificador existe cierta reducción en la recuperación de la Ag .

Tipos y Efectos de Colectores Secundarios:- Durante la serie de pruebas

realizadas, fueron extensamente examinados una serie de colectores secundarios que no fueran suficientemente selectivos en la flotación del Mn.

- Dentro de éstos, fueron probados los colectores de la serie CICA que son reactivos sintetizados de las aminas terciarias y dithiofosfátos.

- En líneas generales, los colectores CICA2 y CICA3, mostraron excepcionalmente una buena selectividad contra el Mn y los sulfuros de Fe.

Efectos de la Molienda sobre la Recuperación de la plata y el Manganeso en el Concentrado Bulk:- Un incremento en la fineza en la

molienda de K80 = 75 µm hasta 35 µm, permite incrementar la recuperación de la Ag desde 77 % hasta alrededor de 86 % en el concentrado bulk rougher.

- Con el incremento en la fineza de la molienda, se incrementa dramáticamente la actividad y flotabilidad del Mn.

- En la Figura N° 3 (a) y (b) se muestra la relación entre la molienda y la recuperación de la Ag/Mn en el concentrado bulk rougher.

- Por lo visto, quedó claramente demostrado que el mayor problema representa deprimir el Mn fino.

(a) Plata

(b) Manganeso:

Figura N° 3. Efectos de la Molienda sobre la Recuperación de la Plata y el Manganeso en el Concentrado Bulk.

Efectos del Tiempo de la Remolienda sobre el Contenido de Manganeso en el Concentrado Bulk Final de Plomo/Plata: - La fineza conseguida a través de la

remolienda no afecta la ley del concentrado final ni la recuperación en la limpieza.

Guilermo, 4 de 9

76

77787980

81

82

83

8485

8687

30 35 40 45 50 55 60 65 70 75

P80 micrones

% R

ecup

erac

ión

Ag

25

27

29

31

33

35

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41

43

30 35 40 45 50 55 60 65 70 75P80 micrones

% M

n en

el C

onc.

Ro

de A

g

68

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70

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600

700

800

900

1000

1100

1200

1300

1400

1500

Adicion del XP-205 (gr/t)

% R

ecup

erac

ión

Ag

en e

l Rou

gher

- Sin embargo, un incremento en la fineza de la remolienda incrementa significativamente el contenido de Mn en el concentrado bulk final.

- La Figura N° 4, muestra los efectos de la mencionada relación.

Figura N° 4. Efectos del Tiempo de Remolienda sobre el Contenido de Mn en el Concentrado Bulk Final.

Tipos y Efectos de los Reactivos Depresantes del MnS:- Con la finalidad de evaluar diversos

reactivos depresores, durante el desarrollo de un gran número de pruebas fueron examinados varias modificaciones de mezclas de sulfitos con aminas y dextrinas.

- Mezclas conteniendo azufre modificados con aminas reportaron resultados similares a los alcanzados con el depresor estándar XP-205A. Por otra parte, quedó demostrado que la alta dosificación de este reactivo no tiene efectos positivos sobre la depresión del Mn, muy por el contrario tiene un efecto negativo en la recuperación de la Ag, tal como se muestra en la Figura N° 5.

- Mezclas conteniendo azufre modificados con la dextrina como es la constitución del depresor P-199, muestran un significativo mejoramiento en la ley del concentrado y en la depresión del Mn en la etapa de limpieza.

- Con el uso de este nuevo reactivo depresor P-199 la ley del concentrado bulk se incrementó notablemente y el contenido del Mn en este producto se redujo desde 14.9 % hasta 6.38 %

- Otros depresores de las series MX y KD no fueron muy efectivos.

- Por otro lado, se evaluó extensamente otros depresores secundarios como el Na2S y el NaHS, notándose ligero mejoramiento en la depresión del Mn con la adición del primero de ellos.

- Fueron examinados también, diferentes tipos de dextrina como parte del depresor P-199. Todas ellas mostraron performances muy similares.

- La alternativa de poder utilizar algunos colectores secundarios con el nuevo sistema de depresión del Mn demostró que es posible mejorar la recuperación de la Ag siempre y cuando se utilice un xantato un poco más fuerte que el amílico, pero por el momento el colector principal A-3418 no puede ser reemplazado por otro.

- La flotación del Zn del relave en general, hasta cierto punto representó un problema específico desde el mismo momento en que el Mn se reactiva con el CuSO4 y flota fácilmente en este circuito. Sin embargo, se encontró que una mezcla de la dextrina y el silicato de sodio mejoró significativamente la depresión y controló significativamente la flotación del Mn. A esta mezcla se le denominó como el reactivo depresor ZM-1.

Guilermo, 5 de 9

8

10

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14

16

18

Tiempo en minutos

% M

n en

el C

onc.

Cl P

b/Ag

Figura N° 5. Efecto del Nivel de Adición del Depresor XP-205 sobre la Recuperación Rougher de la Plata.

b) Ciclo Cerrado Final de las Pruebas Metalúrgicas de Flotación:Se efectuaron dos (2) pruebas finales completas de ciclo cerrado con el compósito de los minerales de Socorro a fin de evaluar la performance del nuevo sistema de depresión del Mn con la introducción del reactivo depresor P-199 y con la combinación de diferentes colectores. El diagrama de flujo seguido fue el mismo que se planteó inicialmente para este programa de pruebas. Las condiciones y los resultados se muestran en la Tabla N° 5 de donde se puede extractar lo siguiente:

- Pueden obtenerse buenos resultados metalúrgicos si se utiliza el Xantato Iso-butílico (SIBX) y el Aerophine A-3418

- La alternativa del colector KT-3 no funciona, puesto que reduce la recuperación de la Ag e incrementa el contenido del Mn en el concentrado final.

c) Composición de los Nuevos Reactivos Depresores del Manganeso: Reactivo Depresor P-199

- Thiosulfito de Sodio (Na2S2O4) = 40 %

- Thiosulfato de Sodio (Na2S2O3) = 20 %

- Metabisulfito de Sodio (Na2S2O5) = 20 %

- Dextrin W9524 = 20 % Reactivo Depresor ZM-1

- Silicato de Sodio (Na2SiO3) = 20 %- Dextrin W9524 = 80 %

Tabla Nª 3 Ciclo final de las pruebas de flotaciòn con el mineral de Socorro – Efecto del Depresor P-199 y de los colectores.

Reactivos Producto Leyes %, Onz Ag/Ton

Pb Zn Ag MnP-199

(1350 g/t)Xantato

KT-3

Conc. Pb/Ag 24.5 3.20 531.34 12.3Conc. Zn 0.40 35.6 35.87 12.8Relave Zn 0.18 0.36 6.17 13.6Cabeza (calc) 0.70 0.82 17.84 13.5

Reactivos Producto Leyes %, Onz Ag/TonPb Zn Ag Mn

P-199 (1350 g/t)

SIBX3418-A

Conc. Pb/Ag 25.9 2.08 577.12 4.05Conc. Zn 0.41 35.3 27.55 7.34Relave Zn 0.12 0.21 5.04 13.0Cabeza (calc) 0.62 0.73 16.55 12.7

CONCLUSIONES

Los minerales provenientes de la mina Socorro y otros tipos de minerales del cuerpo de Uchucchacua son muy variables en su composición y por lo tanto las características de sus procesamiento también son variables. Como consecuencia de ello, la metalurgia de la Planta varía notablemente con respecto a la calidad del concentrado bulk Pb-Ag y al contenido de Mn en dicho producto.

Ha quedado demostrado que el problema principal en la depresión del Mn es la presencia de la Alabandita finamente alterada y de los limos de carbonatos de Mn presentes en el mineral. Indudablemente existe una relación directa entre la fineza que se logra en la molienda y remolienda y el contenido de Mn en el concentrado bulk Pb-Ag.

Durante el desarrollo de este trabajo se encontró nuevos reactivos y sistemas depresores del Mn que pueden controlar efectivamente la flotación del Mn en los circuitos Pb-Ag y Zn-Ag. El nuevo depresor P-199 puede también, controlar la flotación de los sulfuros de hierro lo cual influirá positivamente en la calidad del concentrado final.

Luego de haber examinado extensivamente diversas combinaciones de colectores, se pudo concluir que el uso de un Xantato menos fuerte como el Iso-butílico de sodio Z-14 (SIBX) mejora la recuperación de la Ag, sin embargo el tratar de reemplazar al colector Aerophine A-3418 siempre ha dado como resultado una ostensible baja en la recuperación de la Ag.

El nuevo esquema de dosificación de reactivos modificado puede ser aplicado sucesivamente y eficientemente para todos los tipos de minerales que produce la U.P. Uchucchacua.

Guilermo, 6 de 9

RECOMENDACIONES:

Se debe hacer lo posible para preparar e introducir en cuanto sea posible un programa de mezclas del mineral de cabeza (“blending”), a fin de obtener un mineral de alimentación a la Planta más constante en leyes y en características. Esto será esencial para mantener estable y razonablemente buenos resultados metalúrgicos.

Introducir en el proceso un nuevo esquema de dosificación de reactivos el cual debe contemplar lo siguiente:

- Preparar e introducir el nuevo reactivo depresor P-199 en el circuito de flotación Pb-Ag.

- Preparar e introducir el nuevo depresor ZM-1 al circuito de flotación Zn-Ag

- Reemplazar el xantato PAX (Z-6) con el xantato SIBX (Z-14).

Por consiguiente, los nuevos niveles y puntos de adición de los reactivos de flotación estarán en base al siguiente esquema :

Tabla N° 4. Nuevo Esquema de Dosificación de Reactivos de Flotación - Año 2003.

Reactivo Punto de AdiciónAlimento cc3/min

Mín. Máx.CIRCUITO Pb-Ag

P-199 Ent. Molino sag 3500 5000P-199 Cajón bomba 5x10 3500 5000P-199 Alimento Denver 1-5 1500 3000ZnSO4 Ent. Molino Sag 1300 1300ZnSO4 Cajón bomba 5x10 1300 1300Z-14 U/F D-10 0 275Z-14 U/F D-6 M. 7x12 0 140Z-14 Alim. 1er Scv 275 550Z-14 Alim. Columna N°1 0 140

A-3418 U/F D-10 55 70A-3418 Alim. 1er Scv 0 7MIBC U/F D-6 M. 7x12 75 75MIBC Alim. Columna N°1 10 10

CIRCUITO Zn-AgCuSO4 Alim. Acond. N°1 7450 9300

CuSO4 Espumas Bco. Ro 1900 2050Z-14 Alim. Acond. N°2 70 210Z-14 Alim. Cl-Scv 0 70Z-14 Alim. 4ta celda OK-8 0 70ZM-1 Alim. Acond. N°1 1700 5000ZM-1 Alim. al VTM 1700 5000ZM-1 Alim. OK-20 850 1700ZM-1 Alim. Celda Unitaria 850 1700

A-3894 Alim. Acond. N°1 0 15

Modificar en la planta el circuito de limpieza Pb-Ag de acuerdo a la Figura N°6.

Figura N° 6. Esquema de Circuito de Limpieza Pb-Ag.

LOGROS ALCANZADOS:

Consolidar el proceso de reducción de os costos de operación en US $ 0.70/TCS de mineral tratado dando un equivalente mensual de aproximadamente US $ 42,000.

Continuar dejando de consumir y transportar H2SO4 en un promedio de 1,200 TM/mes con un ahorro aproximado de US $ 120,000

Continuar dejando de consumir la cal apagada en la planta de tratamiento de las aguas ácidas sub-productos de la lixiviación, cuyo consumo estaba en el orden de 600 TM/mes lo cual sigue representando un ahorro mensual de US $ 30,000.

Seguir dejando de producir Na2S con el uso de NaOH cuyo costo mensual fue de aproximadamente US $ 15,000.

Guilermo, 7 de 9

Scave ngher

Al CircuitoZinc

P b 1st Cleaner

ConcentradoPb-Ag

5'*1

0' 1er Cleaner1er C l - Scv

Roughe r

3er Cleaner2do Cleaner

2do Cl - Scv

3er C l - Sc v

Alimento

Dejar de emitir al ambiente el gas SO2

originado por combustión del H2S remanente de la planta de Na2S.

Eliminación de los sub-productos líquidos (MnSO4 y H2SO4 remanente) generados en la planta de lixiviación los cuales impactaron en forma negativa todo el sistema acuífero aguas abajo de las instalaciones de la Planta.

Eliminación total del gas H2S generado en la disolución ácida, de todos los ambientes laborales de la zona industrial y zonas urbanas de los campamentos de Uchucchacua que por casi 23 años impactaron a la población.

Al brindarles nuevas y mejores condiciones de trabajo continuar mejorando paulatinamente la salud de todos los trabajadores y población en general.

Consolidar la eliminación total de la corrosión de los motores, tableros eléctricos, sistemas electrónicos, maquinarias, equipos e infraestructura de la Planta, los cuales originaban un costo adicional de mantenimiento de aproximadamente US $ 5,000.

Después de los cambios iniciales que se efectuaron a partir del mes de Mayo del año 2000, los mismos que fueron consolidados con la reciente ejecución y resultados obtenidos al término de todo el nuevo Programa de Investigación Metalúrgica, se logró incrementar en un promedio de 3.9 % la recuperación de la Ag. Asimismo, se logró mejorar la calidad del concentrado bulk final el mismo que se refleja en un aumento del R.C. en aproximadamente 3.67 puntos de más, con contenidos de Mn no mayores de 6.0 %, tal como se puede apreciar en los Balances Metalúrgicos Finales de los años 2000 (May.-Dic.), 2001 y 2002 en comparación al Balance

del año 1999 en donde todavía se utilizaba el proceso de disolución ácida.

Guilermo, 8 de 9

Guilermo, 9 de 9