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UNIVERSIDAD NACIONAL DEL CENTRO DEL PERÚ 
FACULTAD DE INGENIERÍA METALÚRGICA Y DE MATERIALES 
TESIS 
 
PRESENTADA POR: 
Bach. JEAN PAUL CALDERON MARCELO 
PARA OPTAR EL TÍTULO PROFESIONAL DE INGENIERO 
METALURGISTA Y DE MATERIALES 
HUANCAYO - PERÚ 
2023 
“INFLUENCIA DEL pH Y TIPO DE COLECTOR EN LA 
FLOTACIÓN DE LA ESFALERITA Y LA GALENA PARA UN 
MINERAL DE BAJO GRADO EN LA PLANTA 
CONCENTRADORA PARAGSHA” 
 UNIVERSIDAD NACIONAL DEL CENTRO DEL PERU 
FACULTAD DE INGENIERIA METALURGICA Y DE MATERIALES 
 
 
Huancayo, 21 de julio del 2023 
 
Oficio Nº 007–2022-RWCC-FIMM 
Dr. 
JAIME ALFONZO GONZALEZ VIVAS 
Director de la Escuela Académico Profesional de la FIMM 
 
Presente.- 
 
 
ASUNTO : REMITO INFORME DE ORIGINALIDAD DEL SOFTWARE (TURNITIN) 
DE TESIS PARA TÍTULO PROFESIONAL 
INTERESADO : CALDERON MARCELO JEAN PAUL 
 
REFERENCIA : Oficio Nº 079–2023-TR-DEAP/FIMM 
 SOLICITUD 197667 -2023 (MESA DE PARTES VIRTUAL) 
 
Me dirijo a usted, a fin de hacerle llegar un cordial saludo y al mismo tiempo informarle que 
habiendo recepcionado el oficio de la referencia, en el cual se remite la tesis “INFLUENCIA DEL pH 
Y TIPO DE COLECTOR EN LA FLOTACIÓN DE LA ESFALERITA Y LA GALENA PARA UN MINERAL DE 
BAJO GRADO EN LA PLANTA CONCENTRADORA PARAGSHA” presentado por el bachiller: 
 
CALDERON MARCELO JEAN PAUL 
 
Con la finalidad de emitir el informe de originalidad 
 
Que, habiendo revisado la tesis en mención con el software (TURNITIN), se ha obtenido 
como resultado un 20% de similitud, dando la conformidad respectiva y remitiendo los archivos 
digitales del software para la culminación del trámite respectivo. 
 
Sin otro en particular, aprovecho la oportunidad para expresarle las muestras de mi especial 
consideración y estima personal. 
Atentamente, 
 
______________________________________ 
MSc. RAÚL WLADIMIR CARRIÓN CORNEJO 
DOCENTE ASESOR DE LA TESIS 
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Raul carrion cornejo
Tesis final 03 - 2019-2022 - IM
TESIS - CALDERON MARCELO, JEAN PAUL
CIA_DEL_pH_Y_TIPO_DE_COLECTOR_PARAGSHA_CALDER_N_co…
1.69M
80
12,416
64,326
15-may.-2023 01:51p. m. (UTC-0500)
2061229597
Derechos de autor 2023 Turnitin. Todos los derechos reservados.
TESIS - CALDERON MARCELO,
JEAN PAUL
por Raul carrion cornejo
Fecha de entrega: 15-may-2023 01:51p.m. (UTC-0500)
Identificador de la entrega: 2061229597
Nombre del archivo: CIA_DEL_pH_Y_TIPO_DE_COLECTOR_PARAGSHA_CALDER_N_corregida_2.pdf (1.69M)
Total de palabras: 12416
Total de caracteres: 64326
20%
INDICE DE SIMILITUD
18%
FUENTES DE INTERNET
5%
PUBLICACIONES
6%
TRABAJOS DEL
ESTUDIANTE
1 6%
2 5%
3 4%
4 1%
5 1%
6 1%
7 1%
TESIS - CALDERON MARCELO, JEAN PAUL
INFORME DE ORIGINALIDAD
FUENTES PRIMARIAS
www.scribd.com
Fuente de Internet
repositorio.uncp.edu.pe
Fuente de Internet
Submitted to Universidad Nacional del Centro
del Peru
Trabajo del estudiante
es.scribd.com
Fuente de Internet
idoc.pub
Fuente de Internet
Abdolrahim Foroutan, Majid Abbas Zadeh Haji
Abadi, Yaser Kianinia, Mahdi Ghadiri. "Critical
importance of pH and collector type on the
flotation of sphalerite and galena from a low-
grade lead–zinc ore", Scientific Reports, 2021
Publicación
Ralston, J.. "The chemistry of galena flotation:
Principles & practice", Minerals Engineering,
8 <1%
9 <1%
10 <1%
11 <1%
12 <1%
13 <1%
14 <1%
199405/06
Publicación
Submitted to unsaac
Trabajo del estudiante
Pacheco Gutierrez Luis Alberto. "Propuesta de
reaprovechamiento integral del agua de
proceso de una empresa minera empleando
sistemas biologicos anaerobios", TESIUNAM,
2006
Publicación
Submitted to Pontificia Universidad Catolica
del Peru
Trabajo del estudiante
hdl.handle.net
Fuente de Internet
www.ncbi.nlm.nih.gov
Fuente de Internet
Submitted to Universidad Nacional Jose
Faustino Sanchez Carrion
Trabajo del estudiante
Meraz Buendía Cynthia. "Estudio del efecto de
la concentración del CaO en un sistema de
flotación selectivo FeS2-PbS, con el potencial
de reposo y el potencial de flotación",
TESIUNAM, 2019
Publicación
15 <1%
16 <1%
17 <1%
18 <1%
19 <1%
20 <1%
Excluir citas Activo
Excluir bibliografía Activo
Excluir coincidencias < 15 words
Gomez Perez Juan. "Estudio de los residuos
solidos y aguas de una zona minera y su
efecto sobre el ambiente", TESIUNAM, 1991
Publicación
repositorio.undac.edu.pe
Fuente de Internet
www.slideshare.net
Fuente de Internet
moam.info
Fuente de Internet
worldwidescience.org
Fuente de Internet
docplayer.es
Fuente de Internet
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
M.Sc. RAÚL WLADIMIR CARRIÓN CORNEJO 
ASESOR 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
DEDICATORIA: 
Dedicado a María, mi madre quien siempre 
me apoyo en toda mi carrera universitaria 
 y a Héctor, mi padre quien me enseño la 
importancia de la perseverancia. 
 
 
 
INTRODUCCIÓN 
 
Ningún proceso metalúrgico desarrollado en el siglo XX se compara con el de 
la flotación por espuma y el profundo efecto que tuvo en la industria minera. La 
mayoría de los primeros desarrollos en el procesamiento de flotación se 
originaron en Australia entre 1900 y 1910. En los procesos de petróleo a granel 
que precedieron a la flotación por espuma, generalmente la separación fue 
ayudada por la levitación de la masa de petróleo/mineral, ya sea a través de la 
incorporación de aire durante la mezcla o por reducción de presión para generar 
burbujas, o por la adición de ácido sulfúrico para generar burbujas de dióxido 
de carbono a partir de minerales de carbonato en el mineral. 
 
El éxito de cualquier separación por flotación depende de la gama de reactivos 
químicos agregados al sistema para controlar el comportamiento superficial de 
los minerales en la mena. Los primeros reactivos de flotación para la flotación 
de minerales de sulfuro eran una gama casi ilimitada de varios aceites: 
derivados del alquitrán de hulla, petróleo crudo, alquitrán de madera y aceites 
de pino. El ácido oleico no podía usarse donde los minerales de ganga eran 
calcáreos. Los derivados del alquitrán de hulla contenían compuestos de azufre 
que probablemente poseían cierta afinidad por los minerales de sulfuro. Los 
metalúrgicos luchaban por realizar separaciones entre plomo y zinc, minerales 
de cobre y pirita y minerales de óxido. El éxito de cualquier separación por 
flotación depende de la gama de reactivos químicos agregados al sistema para 
controlar el comportamiento de la superficie de los minerales en la mena. Los 
primeros reactivos de flotación para la flotación de minerales de sulfuro eran 
 
una gama casi ilimitada de varios aceites: derivados del alquitrán de hulla, 
petróleo crudo, alquitrán de madera y aceites de pino. El ácido oleico no podía 
usarse donde los minerales de ganga eran calcáreos. Los derivados del 
alquitrán de hulla contenían compuestos de azufre que probablemente poseían 
cierta afinidad por los minerales de sulfuro. Los metalúrgicos luchaban por 
hacer separaciones entre plomo y zinc, minerales de cobre y pirita, y minerales 
de óxido. 
 
La regulación del pH ha sido el método más importante para regular la química 
de flotación. En 1929, Gaudin publicó por primera vez los resultados de sus 
mediciones de la flotación de una variedad de minerales en función del pH. Los 
modificadores más simples son los productos químicos para el control del pH. 
La química superficial de la mayoría de los minerales se ve afectada por el pH. 
Por ejemplo, en general, los minerales desarrollan una carga superficial positiva 
en condiciones ácidas y una carga negativaen condiciones alcalinas. Dado que 
cada mineral cambia de carga negativa a carga positiva a un pH particular, es 
posible manipular la atracción de los colectores hacia sus superficies mediante 
el ajuste del pH. También hay otros efectos más complejos debido al pH que 
cambian la forma en que los colectores particulares se adsorben en las 
superficies minerales. 
 
Considerando lo indicado líneas arriba, planteamos como objetivo de esta tesis, 
Mejorar la ley y recuperación de plomo para evitar pérdidas de zinc en el 
concentrado de plomo en la Planta Concentradora Paragsha y la hipótesis 
planteada es: El uso de un pH optimizado en la etapa de flotación del plomo 
 
mejora notablemente la ley y la recuperación del plomo, y evita las pérdidas de 
zinc en el concentrado de plomo y disminuye el contenido de hierro en él en la 
Planta Concentradora Paragsha. 
 
La “estructuración de la tesis que se ha considerado incluyen un primer capítulo 
donde se indican las generalidades, el segundo la formulación de la 
investigación, el tercero considera el marco teórico y en el cuarto la parte 
fundamental que incluye la investigación experimental, al final se exponen las 
conclusiones” y recomendaciones. 
 
Por esto es mi finalidad la de cumplir con las expectativas técnica científica de 
esta tesis y alcanzo a mis jurados este estudio para que me permita obtener el 
título de Ingeniero Metalurgista y de Materiales. 
 
Los Autores 
 
 
RESUMEN 
 
El tipo de colector y el pH de la pulpa juegan un papel importante en el proceso 
de flotación del mineral de plomo-zinc. En el presente estudio, se investigó el 
efecto del pH de la pulpa y los parámetros del tipo de colector en la flotación de 
la galena y esfalerita de un mineral complejo de plomo-zinc-hierro. Se utilizaron 
los colectores de xantato de etilo y Aero 3418 para la flotación de plomo y Aero 
3477 y xantato de amilo para la flotación de zinc. Se encontró que se podía lograr 
la máxima ley de plomo usando Aero 3418 como colector a pH 8. Además, las 
recuperaciones y leyes de hierro y zinc aumentaron en el concentrado de plomo 
a un pH más bajo, lo que provocó una reducción de la recuperación de zinc en 
el concentrado de zinc y una disminución de la cantidad de plomo. concentrado 
de grado. Además, los resultados mostraron que la ley máxima de zinc y la 
recuperación de 42.9 % y 76.7 % se lograron a pH 6 en presencia de Aero 3477 
como colector. Para ambos colectores a pH 5, la recuperación de zinc aumentó 
alrededor de un 2-3%; sin embargo, la recuperación de hierro también aumentó 
a este pH, lo que redujo la calidad del concentrado de zinc. Finalmente, se 
seleccionaron pH 8 y pH 6 como valores óptimos de pH para circuitos de flotación 
de plomo y zinc, respectivamente. 
 
INDICE 
DEDICATORIA……………………………..……………………………………………...3 
INTRODUCCIÓN.......................................................................................................4 
RESUMEN.................................................................................................................7 
CAPITULO I 
GENERALIDADES 
1.1.- Acerca de la concentradora Paragsha …………………………………….........11 
Historia de las operaciones de la UEA Cerro de Pasco ……………………………..11 
Ubicación y vías de acceso……………....................................................................13 
Aspectos geológicos……….....................................................................................15 
a) Descripción estratigráfica.....................................................................................15 
b) Mineralización………...........................................................................................16 
c) Geología económica………..................................................................................17 
CAPITULO II 
FORMULACIÓN DE LA INVESTIGACIÓN 
 2.1.- El problema………………………….................................................................19 
Planteamiento del problema.....................................................................................19 
Formulación del problema……………......................................................................21 
Problema general…………………............................................................................21 
Problemas específicos……………………………......................................................22 
2.2.- Objetivos………………………..........................................................................22 
Objetivo general……………………….......................................................................22 
Objetivos específicos…………………......................................................................22 
2.3.- Justificación ....................................................................................................23 
 
2.4.- Planteamiento de hipótesis………...................................................................23 
2.5.- Variables………………….................................................................................24 
CAPITULO III 
MARCO TEÓRICO 
3.1.- Fundamentación teórica……...........................................................................25 
Principios de la flotación de la galena......................................................................25 
Aspectos prácticos en las plantas concentradoras…………………….....................27 
Flotación sin colector…………………………............................................................30 
Flotación inducida por colector………......................................................................30 
Depresión………………………………………….......................................................34 
Oxidación………………………………………...........................................................36 
Interacción de las partículas finas de galena...........................................................41 
Interacción mineral – mineral………………..............................................................42 
Flotación de la esfarelita……………………..............................................................43 
3.2.- Análisis del proceso propuesto........................................................................47 
CAPITULO IV 
METODOLOGÍA EXPERIMENTAL DE LA INVESTIGACIÓN 
4.1.- Métodos de investigación…………..................................................................55 
Materiales………………………………………………………………….......................55 
Equipos…………………………………………………………………….......................55 
Método….………………………………………………………………….......................56 
4.2.- Procedimiento Experimental…………..............................................................56 
Medición del pH de la pulpa y el potencial redox……………………….....................58 
Experimento de flotación………………………………………………….....................58 
 
Estudio de cinética ………………………………………............................................59 
4.3.- Presentación y discusión de resultados…………………..................................60 
Análisis mineralógico................................................................................................60 
Etapa de Flotación de Plomo …………....................................................................63 
Distribución y ley de zinc y hierro en el concentrado de plomo ..............................64 
Etapa de Flotación de Zinc ….…………...................................................................66 
Tasas cinéticas de flotación de plomo, zinc y hierro................................................69 
CONCLUSIONES ………….....................................................................................75 
RECOMENDACIONES ……………………..............................................................77 
REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS.........................................................................78 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
CAPITULO I 
GENERALIDADES 
 
La Planta Concentradora “Paragsha” es constituyente de la Unidad Económica 
Administrativa Cerro de Pascode Volcan Cia. Minera SAA, es donde se ubica el 
desarrollo del presente estudio, a continuación indicamos algunas 
generalidades. 
 
1.1 Acerca de la Concentradora Paragsha 
La Historia de las operaciones de la Unidad Económica Administrativa 
Cerro de Pasco 
Unidad de negocio Cerro de Pasco VOLCAN S.A.A. Muestra signos de minería 
desde tiempos de los incas, los incas la valoraron como una zona estratégica, 
se sabe que también fue utilizada en la época colonial, los españoles 
descubrieron que esta zona era el principal proveedor de metales de los incas y 
 
por medidas. , que se consideraban obras obligatorias, comenzaron a producir 
plata con sistemas muy rudimentarios. 
En 1630 se encuentran accidentalmente los yacimientos de la mina, en 1740 el 
propietario es D. M. Retuerto, cuyos herederos venden uno a uno la mina a J. 
Maíz, quien tuvo serios problemas con su aprovechamiento en relación con 
1740. mi . agua en las minas. a los niveles inferiores de la mina, luego es 
apoyado en el bombeo de agua por una empresa inglesa y se trabaja la mina 
con excelentes resultados. 
En 1821, durante la Guerra de la Independencia, se detuvieron las operaciones, 
la Corporación Cerro de Pasco compró la mina en 1902, en 1905 llegó el 
ferrocarril a Cerro de Pasco, y en 1906 la fundición Tinyahuarco recibió su 
primer molde de cobre, que operó hasta 1922 cuando la fundición cesó sus 
operaciones, lo que motivó la construcción de una fundición y refinería en La 
Oroya y la producción de la primera barra de cobre. 
 
En 1943 entró en operación la concentradora Paragsha, procesando 635 t/día 
de mineral de cobre y plomo-zinc, y a partir de 1956 entró en operación el tajo 
McCune, ahora llamado Raúl Rojas, en 1963. Se amplió el uso del blitzing. , 
cuando se suspendió el cobre. 
 
En 1974, la mina pasó a manos del Estado bajo el nombre de EMPRESA MINING 
DEL CENTRO DEL PERU (CENTROMÍN PERÚ S.A.). En 1976, la unidad de 
Paragsha aumentó su capacidad a 5.534 toneladas por día. Se compra la 
concentradora San Expedito con una capacidad de 370 t/d de mineral Pb-Zn o 
 
300 t/d de cobre. En 1980 se concedió la licencia de funcionamiento con una 
capacidad instalada de 6.000 t/día. 
 
En 1981 se inauguró una planta de tratamiento de agua de mina. (extracción por 
solventes y recuperación electrolítica) con una capacidad instalada de 18 t/día, 
en 1996 se amplió la planta de Paragsha de 6,000 toneladas a 6,700 toneladas 
por día, en 1997 Paragsha Mining Company S.A.C. fue creado para cubrir todas 
las operaciones de Cerro de Pasco. 
 
En 1999, VOLCAN COMPAÑIA MINERA S.A.A. comprar Empresa Minera 
Paragsha S.A.C. Centromin Perú S.A. y en 2000 VOLCAN COMPAÑIA MINERA 
S.A.A. adquirir activos fijos y establecer la unidad de administración financiera 
de Cerro de Pasco. En 2001, VOLCAN COMPAÑÍA MINERA S.A.A. para ampliar 
la planta de 6.700 toneladas a 8.500 toneladas por día. 
 
La ubicación y las rutas de la U.E.A. 
Cerro de Pasco de Volcan Compañía Minera S.A.A., los lotes y territorios que 
abarca este proyecto, se encuentran estratégicamente ubicados: 
 
➢ Distritos: Simón Bolívar, Yanacancha y Chaupimarca. 
➢ Provincia: Cerro de Pasco 
➢ Departamento: Pasco 
➢ Región: Pasco 
 
 
La parte central de la mina está ubicada en la zona UTM 18S del sistema WGS 
1984 con las siguientes coordenadas UTM: 8 820 200 N; 361.900 E (zona 
industrial) con una altura media de 4.340 msnm. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Mapa de Ubicación de la Unidad Minera Cerro de Pasco 
 
Accesibilidad 
Referente al acceso, se llega por: 
 
DE A VIA 
HUANCAYO OROYA Tramo - Carretera 
Asfaltada 
OROYA CERRO DE PASCO Tramo - Carretera 
Asfaltada 
total 315KM – 5 HORAS 
 
 
 
 
Aspectos geológicos 
El marco geológico regional está constituido por rocas sedimentarias de edad 
Paleozoico (grupos Excelsior y Mitu), Triásico-Jurásico (grupo Pucará), 
Cretácico (grupo Machay) y Terciario (capas rojas). 
La secuencia sedimentaria está fallada y rota a lo largo del rumbo andino (NW). 
Un cuello volcánico del mismo nombre fue colocado sobre el eje de la falla 
longitudinal de Cerro de Pasco, el cual a su vez fue intruido por cuerpos 
hipobisicos y subvolcánicos secos (pórfido monsonítico de cuatro dígitos, 
aglomerado Rumiallan). 
 
El área minera Cerro de Pasco, sobre la cual se ubican las distintas áreas 
mineras de la unidad Cerro de Pasco, estuvo sometida a diferentes esfuerzos de 
compresión que actuaron en diferentes momentos y provocaron diferentes tipos 
de fracturas. 
 
En esta zona, el proceso de fractura se presenta principalmente entre los 95º N 
y los 135º I, lo que representó nueve fracturas identificadas con dirección general 
norte-sur con alta importancia regional y una permeabilidad promedio de 3.5 m 
por veta o fractura) sobre la meseta caliza y la la ausencia de horizonte de 
control está bien definida, las transiciones significativas son muy difíciles de 
detectar; por lo tanto, las vetas, al igual que las estructuras observadas, en su 
mayoría no representan la clase de falla. 
 
 
 
 
a) La Descripción estratigráfica 
El área de trabajo contiene únicamente rocas del Grupo Pucará, 
probablemente de la Formación Paria. Estas rocas son en su mayoría de color 
gris a gris oscuro con capas delgadas raras o lentes de esquisto negro. 
 
La mayoría de estas rocas consisten en calizas parcialmente silicificadas o 
dolomitizadas. Al este del área minera se encuentran calizas fuertemente 
silicificadas, además de restos fósiles, vetas transversales, brechas; donde se 
observa macroscópicamente al mismo tiempo la presencia de una brecha 
sedimentaria de grano fino. 
 
(a) mineralización 
La principal estructura que muestra mineralización en el área minera es el 
cuello volcánico de Cerro de Pasco. El citado cuello es de edad terciaria y está 
situado sobre el anticlinal principal, cuyo eje es norte-sur. Aquí, sobre el 
mismo eje, cae en ambas direcciones. 
En apariencia, este cuello es elíptico, con un diámetro de 2,3 y 2,5 km, y su 
eje principal sigue el curso del anticlinal principal.Hay depósitos de Pb, Zn, Ag 
y Pb en las partes este y sur del cuello. Cu con una profundidad de 700 metros. 
Consiste en un cuerpo masivo de Pb-Zn rodeado por un cuerpo de pirita 
afilado más grande. En este depósito se localizan cuellos secundarios de 
pirrotita. En la parte norte del yacimiento Cerro de Pasco, existe una serie de 
fracturas norte-sur. La formación de estas fracturas probablemente esté 
relacionada con fuerzas tectónicas compresivas rotacionales que causan 
pequeños pliegues transversales este-oeste con el tiempo. 
 
Esta falla principal y las uniones y fallas transversales se consideran los 
factores tectónicos detrás de la mineralización. Las calizas espaciales y las 
calizas finas puras se producen como guías petrográficas muy económicas. 
a) Geología económica 
La mineralización de la fractura volcánica de Compañía Minera provocó la 
paragénesis de sulfuros bastante monótonos y simples como pirrotita, pirita, 
esfaleritas y galena. 
 En este proceso se siguen los siguientes pasos: 
 • Fracturas 
 • Características petrográficas de las calizas 
 • Plegado en cruz 
De esta manera, la mineralización creó colonias explotables; debido a 
procesos posteriores, reflejaron el llenado de cavidades de disolución. 
Con base en un análisis de la ubicación del contacto de óxido y la geometría 
de las estructuras asociadas, es posible que los vacíos más profundos y 
delgados sean económicamente viables. 
 
Estos procesos de disolución produjeron una sedimentación interna que 
afectó la concentración por gravedad de la mineralización primaria portadora 
de metales de manera similar a la formación de placeres. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Figura N° 1.2.- Vista Aérea del Tajo Raúl Rojas y la Planta Concentradora 
Paragsha 
 
Figura N° 1.3.-Vista Panorámica de la Planta Paragsha 
 
 
 
 
 
 
 
 
CAPITULO II 
FORMULACIÓN DE LA INVESTIGACIÓN 
 
En el desarrollo de este capítulo se ha considerado el empleo del método científico, 
con la finalidad de validar la estructura de la presente tesis. 
 
2.1 El problema 
a) Planteamiento del problema 
La galena es un mineral abundante, que se encuentra comúnmente en 
depósitos de minerales de sulfuro en todo el mundo. En minerales de textura 
media, la galena generalmente forma granos angulares con límites definidos 
y bien definidos intercalados con esfalerita y otros sulfuros, así como con 
varios minerales de ganga. Dado que los problemas de liberación relevantes 
se abordan adecuadamente, la galena se puede separar de manera eficiente 
mediante el proceso de flotación. La disponibilidad generalizada de galena, 
su estructura cristalina bien definida y su ausencia de un ion metálico 
 
(dejando de lado las impurezas) que pueden cambiar fácilmente su estado 
de oxidación han conspirado para darle a la galena la discutible distinción de 
ser el mineral más estudiado desde el punto de vista de la flotación. A pesar 
de esto, la(s) forma(s) exacta(s) del colector presente en la superficie de la 
galena en condiciones de flotación aún se discuten, mientras que 
actualmente se están obteniendo nuevos conocimientos sobre la acción de 
los reactivos "estándar" como el cianuro, los procesos de oxidación en las 
superficies de galena y las interacciones partícula-partícula. Para explotar 
estos hallazgos dinámicos en la práctica y desarrollar estrategias de 
procesamiento más eficientes, el procesador de minerales debe, al menos, 
apreciar las implicaciones que subyacen a las observaciones de la 
investigación y comprender cómo se pueden aplicar a los circuitos existentes 
o nuevos. 
 
La galena (PbS) y la esfalerita (ZnS) son abundantes en la tierra y suelen 
existir juntas en el mismo depósito. La mayoría de los minerales de plomo-
zinc se procesan mediante flotación diferencial, en la que primero se recupera 
la galena seguida de la esfalerita. La adición/presencia de iones de plomo 
(Pb2+) en la pulpa de mineral puede promover directamente la flotación de 
esfalerita. Se consideró que los iones de plomo podían sustituir al Zn en la 
red de esfalerita para formar PbS o adsorberse en la superficie de la esfalerita 
en forma de Pb–O–Zn a un pH casi neutro condiciones. Se confirmaron que 
los iones de zinc y plomo pueden liberarse de la esfalerita y la galena durante 
la molienda, respectivamente. 
 
 
La flotación por espuma se usa ampliamente para procesar minerales de 
plomo-zinc de baja ley para cumplir con las especificaciones de concentrado 
requeridas para la extracción de metales. El grado de recuperación de los 
minerales de plomo y zinc, así como la selectividad de la separación, están 
fuertemente influenciados por las propiedades mineralógicas del mineral y 
varios parámetros del proceso. La flotación selectiva de minerales de plomo-
zinc depende de muchos parámetros, como la distribución del tamaño de las 
partículas de alimentación, colectores, desnatadores, amortiguadores, 
activadores, pH de la suspensión, molienda y extracción, lavado de múltiples 
etapas de concentrados más gruesos. 
 
Por esta, la Planta Concentradora de Paragsha, que beneficia 
fundamentalmente minerales polimetálicos como es el caso de los de tipo Pb 
- Zn, considerando una de las dificultades en su procesamiento la separación 
de los minerales de plomo y zinc, planteamos las siguientes preguntas. 
 
FORMULACION DEL PROBLEMA 
General 
¿Cómo se puede mejorar la ley y recuperación de plomo y evitar pérdidas de 
zinc en el concentrado de plomo en la Planta Concentradora Paragsha? 
 
 
 
 
Específicos 
a) ¿Cómo influye el pH en la caracterización del concentrado de plomo en el 
proceso de flotación? 
 
b) ¿Qué tipo de colector determina comportamiento más selectivo para el zinc 
y hierro en la etapa de flotación de plomo? 
 
2.2 Objetivos 
 
Objetivo General 
Mejorar la ley y recuperación de plomo para evitar pérdidas de zinc en el 
concentrado de plomo en la Planta Concentradora Paragsha. 
 
Objetivos Específicos 
a) Determinar la influencia del pH en la caracterización del concentrado de 
plomo en el proceso de flotación. 
 
b) ¿Qué tipo de colector determina comportamiento más selectivo para el 
zinc y hierro en la etapa de flotación de plomo? 
 
 
 
 
2.3 Justificación 
Este proyecto de investigación se justifica por los siguientes aspectos: 
a) Es conocida la complejidad mineralógica de nuestros yacimientos, como es 
el caso de los yacimientos que proporcionan el mineral a la Planta 
Concentradora de Paragsha, cuyo tratamiento ves diferente entre mina a 
mina, por esto se hace indispensable realizar estudios metalúrgicos que 
indiquen los parámetros operativos y para que posteriormente puedan ser 
optimizados. 
b) También justificamos este trabajo por el momento expectante que vive la 
minería a nivel mundial relacionado a los avances tecnológicos que implican 
la preocupación de los empresarios, por mejorar sus operaciones, de tal 
modo que redunde en beneficio de sus economías. 
c) Es importante la necesidad de difundir las tecnologías emergentes que 
resuelvan cualquier problema metalúrgico, y una de las formas es la de 
proponerlo como materia de un trabajo de tesis. 
 
2.4 Planteamiento de la Hipótesis 
General 
El uso de un pH optimizado en la etapa de flotación del plomo mejora 
notablemente la ley y la recuperación del plomo, y evita las pérdidas de zinc en 
el concentrado de plomo y disminuye el contenido de hierro en él en la Planta 
Concentradora Paragsha. 
 
 
Específicas 
a) La distribución de zinc y hierro aumenta a pH ácido (por debajo de 7) en el 
concentrado de plomo. 
 
b) El colector Aero 3418 A muestra un comportamiento más selectivo para el 
zinc y el hierro en comparación con el etilxantato de potasio en la etapa de 
flotación de plomo. 
 
2.5 Variables: 
Variables Independientes: 
• Composición mineralógica 
• pH de flotación 
• Tipo de colector 
 
Variables Dependientes: 
• Recuperación y grado de plomo 
• Recuperación y grado de zinc 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
CAPITULO III 
MARCO TEÓRICO 
 
Este capítulo de este estudio, muestra los fundamentos teóricos investigado 
de las referencias, que se originaron como consecuencia de la revisión del 
problema que se ha planteado en esta tesis, luego demostramos las hipótesis 
de la investigación. 
 
3.1 Fundamentación teórica 
Principios de la flotación de la galena 
Galena es un mineral abundante, que se encuentra comúnmente en depósitos 
de minerales de sulfuro en todo el mundo. En minerales de textura media, la 
galena generalmente forma granos angulares con límites definidos y bien 
definidos intercalados con esfalerita y otros sulfuros, así como con varios 
minerales de ganga. Usando Australia como ejemplo, la galena puede ser de 
grano grueso y las asociaciones relativamente simples, como es el caso de 
 
Broken Hill; tamaño de grano intermedio con asociaciones bastante complejas, 
como se encuentra en algunos yacimientos; o de grano muy fino (< 3 I.tm) y 
diseminado como es el caso del mineral del río McArthur. Dado que los 
problemas de liberación relevantes se abordan adecuadamente, la galena se 
puede separar de manera eficiente mediante el proceso de flotación. La 
disponibilidad generalizada de galena, su estructura cristalina bien definida y su 
ausencia de un ion metálico (dejando de lado las impurezas) que pueden 
cambiar fácilmente su estado de oxidación han conspirado para darle a la 
galena la discutible distinción de ser el mineral más estudiado desde el punto 
de vista de la flotación. 
 
A pesar de esto, la(s) forma(s) exacta(s) del colector presente en la superficie 
de la galena en condiciones de flotación aún se discuten, mientras queactualmente se están obteniendo nuevos conocimientos sobre la acción de los 
reactivos "estándar" como el cianuro, los procesos de oxidación en las 
superficies de galena y las interacciones partícula-partícula. Para explotar estos 
hallazgos dinámicos en la práctica y desarrollar estrategias de procesamiento 
más eficientes, el procesador de minerales debe, al menos, apreciar las 
implicaciones que subyacen a las observaciones de la investigación y 
comprender cómo se pueden aplicar a los circuitos existentes o nuevos. El 
propósito de este artículo es intentar cerrar la brecha entre la investigación y la 
práctica, utilizando la galena como vehículo para el viaje. Con este fin, la 
práctica de la planta se resume sucintamente en términos de recuperación: se 
 
revisan los datos de Eh, los principios de flotación de galena y se describen 
varios estudios de casos. 
 
Aspectos prácticos en las plantas concentradoras 
Ahora está firmemente establecido que el Eh es un parámetro de diagnóstico 
clave que controla la separación selectiva por flotación de minerales sulfurados. 
La recuperación de galena en función del Eh para concentradores de sulfuro de 
Australia y América del Norte se muestra en la siguiente figura, mientras que los 
tipos de reactivos y las condiciones se enumeran en la tabla siguiente. El 
xantato es el colector preferido, mientras que el cianuro de sodio es un depresor 
de esfalerita de uso común. A pesar de los diversos conjuntos de minerales en 
los que está incrustada la galena y las muy diferentes condiciones de 
procesamiento, existe una sorprendente similitud en el patrón de 
comportamiento, a saber: un aumento en la recuperación de -400 mV SHE, un 
pico o meseta que se acerca a +200 mV, seguido de una disminución en la 
recuperación más allá de alrededor de + 200 mV. Por supuesto, los datos 
proporcionados en la figura indicada no abarcan las curvas de recuperación de 
ley, selectividad mineral o tamaño por tamaño que hoy en día son obligatorias 
para diseñar una separación por flotación. La dependencia de recuperación - 
Eh es el punto de apoyo para esta discusión actual. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Recuperaciones de galena en función de Eh para concentradoras de 
sulfuro de Australia y América del Norte (a) y (b) (Pruebas de laboratorio) 
 
 
Reactivos utilizados en los circuitos de flotación de plomo para 
concentradores de flotación australianos y norteamericanos 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Principios 
Flotación sin colector 
La galena, molida en las condiciones correctas ciertamente puede flotar en 
ausencia de colector, tanto en la planta como en el laboratorio. Se forma una 
superficie hidrofóbica para la galena que está ligeramente oxidada: el estado de 
la superficie es rico en azufre y deficiente en metales y/o consiste en azufre 
elemental. Es importante destacar que la naturaleza del estado de la superficie 
depende de la dirección de aproximación, es decir, si se reduce u oxida Eh, un 
punto que es importante para comprender las interacciones subsiguientes del 
colector. La galena más fuertemente oxidada no muestra flotabilidad sin 
 
colector. Cuando la galena flota sin colector en un mineral real, la reducción del 
consumo del colector es una consecuencia deseable. 
 
Flotación inducida por colector 
El xantato se elige con frecuencia para la flotación de galena en la práctica, 
aunque se pueden usar otros colectores. En sistemas privados de oxígeno, pero 
en oxidación de Eh, hasta una monocapa estadística de xantato se adsorbe 
sobre la superficie de la galena, aparentemente por un mecanismo de adsorción 
específico. Cuando el oxígeno es abundante, la superficie de sulfuro de plomo 
se oxida (ver más abajo), se forman Pb(OH)2, PbCO3 y PbSO4 y se reemplazan 
por xantato de plomo hidrofóbico PbX2, ya sea por reacción en la superficie o 
por reprecipitación/coagulación de la solución. En el último caso, 
aparentemente se forman "parches" o "islas" (ciertamente multicapas) de PbX2 
en la superficie de la galena. 
 
También se ha detectado dixantogeno en el dominio multicapa, pero solo a 
concentraciones de xantato superiores a 1 x 10-4M. La flotación de galena 
también muestra una marcada dependencia de Eh, un punto que con 
demasiada frecuencia se pasa por alto en los textos existentes. La flotación de 
galena de un mineral en presencia de xantato de etilo se muestra en la figura 
siguiente, donde el mineral ha sido molido en un molino de bolas de hierro 
fundido. Existe una fuerte dependencia de Eh, con un máximo que ocurre a 100 
mV SHE a una concentración de colector de 0.20 kg/t. 
 
 
Existe una gran similitud entre la respuesta de galena que se muestra en la 
figura siguiente, los diversos resultados de minerales que se muestran en la 
figura anterior y los datos de Guy y Trahar. El inicio de la flotación ocurre a un 
Eh más bajo con una concentración de colector creciente. A -400 mV, la 
recuperación solo mejora ligeramente cuando hay xantato presente. Si la galena 
se muele en un entorno oxidante, se puede formar óxido de plomo y puede 
reducirse a plomo metálico si el Eh se reduce a valores suficientemente 
negativos. Cuando el metal de plomo es el reactivo, se forma xantato de etilo 
de plomo a Eh bajo, es decir 
 
Pb(EX)2 + 2e ↔ Pb + 2EX- E ° = -0.609V 
 
Cuando la galena se muele en un ambiente reductor, se piensa que la reacción 
con el xantato es 
 
PbEX2 + S ° + 2e ↔ PbS + 2EX- E ° = -0.124V 
 
La reacción 2 tiene un potencial de equilibrio de 154 mV a una concentración 
de xantato de etilo de sodio de 2 x 10 -5 M. El inicio de la flotación se produce 
entre -50 y +50 mV. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Recuperación de la galena en función de Eh y adición de xantato de etilo. 
Cero adiciones de cianuro (plomo/mineral de zinc). Molienda en molino 
de bolas de fundición. 
 
A valores de Eh superiores a 200 mV hay una disminución en la flotación de 
galena, atribuida a la formación del ion plumbita y dixantógeno: 
 
Pb(OH)3 + EX2 + 3H+ + 2e- ↔ -PbEX2 + 3H20 E° = -1.225V 
 
 
aunque esta reacción aún puede requerir mayor justificación. Es probable que 
el pH y la formación de especies de hidroxi en la superficie también 
desempeñen un papel en esta depresión de galena. 
 
La influencia del cianuro, normalmente considerado como un depresor, en la 
flotación de galena es de interés. Convencionalmente, se considera que el 
cianuro no tiene influencia, lo que contradice los resultados que se muestran en 
la siguiente figura. La adición de cianuro mejora la recuperación de flotación de 
galena para valores de Eh entre -200 mV y alrededor de +300 mV, por encima 
de los cuales hay una disminución en la recuperación en comparación con la 
ausencia de cianuro. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Recuperación de galena en función de Eh y adición de cianuro. Adición 
de xantato de etilo de sodio = 0,05 kg t -1 (plomo/mineral de zinc). 
Molienda en molino de bolas de fundición. 
 
 
Además, el inicio de la flotación ocurre a valores de Eh más bajos con 
concentraciones de cianuro aumentadas, con una recuperación máxima a 200 
mV para ambas concentraciones de cianuro informadas en la figura anterior. 
Este efecto también ha sido informado por Baker y otros para la flotación de 
galena a partir de minerales de plomo/zinc en la operación Pasminco Elura: la 
ley, la recuperación y la cinética de flotación de galena mejoraron en presencia 
de cianuro. Un estudio posterior sobre la galena, que utilizó técnicas de análisis 
de solución y superficie para sondear la interacción galena/xantato de 
etilo/cianuro, confirmó que el cianuro aumenta la velocidad y el grado de 
adsorción del xantato de etilo en la galena a valores de Eh < + 200 mV. Este 
efecto es más pronunciado cuando la galena se preoxida y se ha sugerido que 
el cianuro agotael azufre de la superficie de la galena, formando CNS-, dejando 
una superficie residual rica en plomo que es más receptiva a la interacción del 
xantato de etilo: 
 
PbS + CN- + 2EX- ↔ Pb(EX)2 + CNS- + 2e- 
 
Depresión 
pH 
La galena se deprime a valores de pH superiores a 11 debido a la formación de 
especies de hidroxi de plomo, particularmente Pb(OH)3
-, que aparentemente se 
retienen en la superficie. El esquema de hidrólisis del Pb2+ , liberado de la red 
de galena por procesos de disolución u oxidación es 
 
 
Pb2+ + H20 ↔ Pb(OH)+ + H+ 
Pb2+ + 2H20 ↔ Pb(OH)2aq + 2H+ 
Pb2+ + 3H20 ↔ Pb(OH)3
- + 3H+ 
Pb(OH)2aq ↔ Pb(OH)2solid 
 
La formación de Pb(OH)3
- en la interfase galena-agua en lugar de xantato de 
plomo es ciertamente preferible a pH 11. Si se forman partículas sólidas de 
hidróxido de plomo (reacción 8), pueden heterocoagularse con la superficie de 
galena por debajo de pH 12, por los dos sólidos tienen cargas opuestas. Estos 
productos de hidrólisis del plomo son hidrofílicos y conducen a una depresión 
por flotación a valores de pH elevados. 
 
Sulfuro 
El sulfuro de plomo es extremadamente insoluble, más que el Xantato de plomo. 
Si el Xantato se ha adsorbido para formar Pb(EX)2, se producirá una reacción 
de desplazamiento en presencia del ion sulfuro, S2-: 
 
Pb(EX)2solid + S2-
aq ↔ PbSsolid + 2EX- 
 
es decir, la entidad hidrófoba, Pb(EX)2, se reemplaza por PbS, por lo que se 
produce depresión. La extensión de esta depresión estará dictada por la 
concentración de S2- presente y la hidrofobicidad inherente de la superficie 
"PbS" recién generada. Por supuesto, S2- es un reductor fuerte y la depresión 
 
también puede ocurrir por una reducción en Eh, reduciendo el Eh "requerido" 
por debajo de los bordes de flotación que se muestran. 
 
Oxidación 
La oxidación de los minerales sulfurados, incluida la galena, ha recibido mucha 
atención y no se tratará aquí de manera exhaustiva. Para el presente propósito, 
es interesante sondear las primeras etapas de oxidación de las superficies de 
galena tanto en el aire como en el agua, antes de la introducción de los reactivos 
de flotación. La oxidación al aire de una muestra de galena natural que contiene 
Fe, Zn y Cu como impurezas menores se muestra en la figura siguiente para el 
plano de cristal 100. Las imágenes se obtuvieron mediante microscopía de túnel 
de barrido (STM), mientras que el análisis de la superficie se realizó mediante 
espectroscopia de fotoelectrones de rayos X (XPS). El crecimiento sistemático 
de productos de oxidación de regiones de < 0.6 a > 9.0 nm de diámetro ocurre 
cuando la galena se oxida en el aire de 0 a 270 minutos. La superposición de 
las regiones de oxidación comienza a ocurrir después de aproximadamente 180 
minutos. Los bordes escalonados no muestran preferencia por el inicio de la 
oxidación. Se encuentran islas distribuidas al azar sobre la superficie del cristal. 
Los defectos de puntos de red (por ejemplo, sitios de impurezas) aparentemente 
actúan como puntos de iniciación para la oxidación. Cuando se usa galena 
sintética extremadamente pura (99,99999 % PbS), se prefiere la oxidación a lo 
largo de los bordes del escalón. Poco después de la escisión de la galena en el 
aire, se produce una adsorción limitada de peróxido y probablemente de 
 
hidróxido. Después de 60 minutos, se observa carbonato de plomo y aparece 
hidroxicarbonato de plomo a los 120 minutos. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Imágenes STM de un área de 70nm x 70nm de: (a) superficie de galena 
natural recién escindida; (b) después de 270 lluvia. en aire. Las imágenes 
superiores son imágenes en escala de grises (de arriba hacia abajo); las 
inferiores son imágenes tridimensionales (rotadas) con escalas 
verticales de 1,8 y 3,8 nm respectivamente. Muestra de galena natural. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Imágenes STM en escala de grises (de arriba hacia abajo) de un área de 
500nm x 500nm de galena sintética (99,99999 % pura). Arriba de izquierda 
a derecha: 30 minutos de oxidación al aire; 60 minutos. Abajo, de 
izquierda a derecha: 90 minutos; 120 minutos La oxidación se produce a 
lo largo de los bordes. 
 
Después de 2 horas de acondicionamiento en soluciones acuosas en el rango 
de pH de 5 a 9, la mayor parte de la superficie de galena natural no se oxida. 
Una vez más, la oxidación tiene lugar inicialmente en defectos puntuales y el 
hidróxido de plomo y el óxido de plomo son los principales productos de 
oxidación. Se encuentran en la superficie en parches gruesos, particularmente 
a valores de pH de acondicionamiento altos y recuerdan las observaciones de 
 
Plaksin sobre la adsorción de xantato. Los iones de plomo aparentemente se 
disuelven de la red cristalina y se readsorben como iones hidroxi de plomo o 
partículas coloidales; este mecanismo permite que los cambios en el potencial 
zeta que ocurren durante la oxidación de la superficie se expliquen 
satisfactoriamente y es consistente con los estudios de STM, XPS y microscopio 
electrónico de barrido. de la superficie de galena. Estos diversos productos de 
oxidación de la galena son hidrófilos y, dado que están ubicados en la superficie 
de la galena, pueden reducir la flotación de la galena, dependiendo de la 
cantidad presente. 
 
La interacción del xantato con la superficie de la galena también se puede 
dilucidar en parte a través de imágenes STM. En la siguiente figura se muestran 
las superficies de galena sumergidas en soluciones con y sin xantato a pH 6 en 
función del tiempo. Se desarrollan pozos de disolución, así como "parches" 
donde está presente el xantato (confirmado por FTIR). La superficie también se 
"limpia" hasta cierto punto, con productos de oxidación separados de la 
superficie por la acción del xantato. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Imágenes STM de (a) un área tridimensional (rotada) de 200nm x 200nm 
de una galena natural carnosa y escindida sumergida en una solución 
acuosa a pH 9,5 durante 30 nfinutos y (b), (c) escala de grises (de arriba 
hacia abajo) de la misma muestra sumergida en soluciones de xantato 
10-3M durante 15 minutos y 110 minutos. 
 
Interacción de las partículas finas de galena 
La adhesión que puede ocurrir entre partículas de diferente carga conduce al 
fenómeno de "recubrimientos de limo" en el lenguaje de procesamiento de 
minerales o "heterocoagulación" en el lenguaje del químico coloidal. El trabajo 
clásico en relación con la galena fue realizado por Gaudin, Fuerstenau y Miaw, 
para limos de alúmina que deprimen la flotación de galena (ver la siguiente 
figura). 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
El porcentaje de recuperación frente al pH de la galena fluctuó en 
presencia de 0,0, 0,2 y 0,5 gpl de lodos de alúmina. Por debajo de un pH 
de 10, la alúmina está cargada positivamente y forma capas de limo 
sobre la galena cargada negativamente. 
 
 
 
Los mecanismos de interacción se han explorado solo en una medida muy 
modesta en la literatura científica coloidal. Se sabe que el cizallamiento puede 
eliminar las partículas adheridas al igual que la alteración de la concentración 
de iones determinantes del potencial, por ejemplo el pH. En la figura siguiente, 
se muestra la eliminación de un lodo de goethita de una resina de intercambio 
iónico. Cuando las partículas finas tienen el mismo signo de potencial que el 
sustrato, la fuerza de interacción electrostática es: 
 
 
 
donde e es la permitividad dieléctrica, r es la longitud de la doble capa y d es la 
separación entre partículas. 
 
Interacciones Mineral-Mineral 
Está bien documentado que las interacciones mineral-mineral ocurren cuando, 
por ejemplo, los minerales de sulfuro se muelen juntos. Los procesos de 
oxidación mejorados, las diferencias de solubilidad y/o la transferencia de 
productos de oxidación ocurren cuando los minerales se muelenjuntos en un 
ambiente oxidante, lo que dificulta la separación posterior. La molienda en un 
ambiente reductor claramente minimiza estas interacciones y puede resultar en 
que la galena muestre flotabilidad sin colector de un mineral. Las implicaciones 
para desarrollar estrategias de flotación mejoradas incluyen minimizar el 
consumo del colector, usar pre-flotación con nitrógeno para explotar ventanas 
de selectividad Eh, etc. 
 
Flotación de la esfalerita 
En flotación con xantatos de cadena corta, la esfalerita puede activarse con 
iones de metales pesados como Cu(II), Pb(II), Ag(I), Au(I), Cd(II) y Fe(II). Estos 
iones pueden agregarse deliberadamente, en particular Cu, o estar presentes 
de manera no intencional, derivados del agua de proceso, de minerales o de 
impurezas en la red de esfalerita. En la flotación de minerales de sulfuro de Cu-
Pb-Zn, los iones de Cu y Pb son frecuentemente sospechosos de la activación 
inadvertida de la esfalerita que causa la colocación incorrecta de concentrados 
de Pb y Cu. 
 
Los iones de plomo son el foco aquí. Se derivan de la mayoría de los minerales 
de plomo, incluida la galena, donde la generación se ve reforzada por la 
interacción galvánica con sulfuros de metales más nobles, en particular la pirita. 
Para ilustrar, en un estudio con un tamaño de partícula <10 Am, más del 10 % 
del Pb se podía extraer con EDTA del mineral que contenía galena. Esta 
experiencia refleja que en la planta, se ha informado una alta extracción de Pb 
por EDTA en estudios de circuitos de Cu, circuitos de Pb y circuitos de Zn. 
 
Existe abundante evidencia de que los iones de plomo pueden activar la 
esfalerita. La evidencia directa describe que quienes encontraron que la 
esfalerita flotaba al agregar iones de plomo hasta pH 9, y también observaron 
una mayor recuperación de esfalerita en pruebas de flotación por lotes cuando 
se añadían galena y minerales de plomo oxidado. . La evidencia circunstancial 
proviene del análisis de superficie que revela Pb en partículas de esfalerita que 
 
reportan concentrados de Cu/Pb y en muestras de esfalerita expuestas a lodos 
de mineral de Pb-Zn. 
 
La activación por Cu se ha explicado durante mucho tiempo por el intercambio 
iónico con algunos iones de red Zn superficiales. La fuerza impulsora 
termodinámica es el reemplazo de ZnS por CuS menos soluble, y dado que los 
radios iónicos son similares, la red no se deforma indebidamente. El mecanismo 
continúa refinándose. El argumento termodinámico ayuda a explicar la 
prevención de la absorción de Pb por la práctica común de agregar iones Zn 
para deprimir la esfalerita, pero los cálculos de energía de red sugieren que el 
intercambio es desfavorable. Generalmente, la activación por Pb se considera 
menos clara. 
 
Hay evidencia de intercambio reticular a pH ácido. El mecanismo implica una 
relación de intercambio Pb-Zn de la unidad. Se encontraron una relación ca. 1 
en medio ácido; a pH 3 se encontraron la relación inicialmente > 1 pero después 
de 60 min se acercó a 1, dejando la opción abierta. El intercambio de celosía 
implica que el Pb no se puede eliminar fácilmente: También a pH 4 y 5 
encontraron que el EDTA no extraía Pb de la esfalerita. Además del intercambio 
reticular, el Pb también puede reemplazar a los iones Zn adsorbidos. 
 
A pH alcalino, la formación de complejos hidroxi (incluidos los precipitados de 
hidróxido) oscurece el mecanismo. En el caso del Cu, la reacción con los 
complejos se incluye como paso intermedio en el intercambio iónico. Sobre esta 
 
base, el Cu(OH)2(s) se convierte en un reservorio de Cu, lo que puede explicar 
el uso común del condicionamiento, adicionalmente se propusieron un 
secuencia de reacción similar para Pb a pH alcalino. Se presentan 
contraargumentos, por ejemplo, cuestionando cómo el PbS formado en el límite 
de esfalerita/hidróxido (es decir, efectivamente "enterrado") reacciona 
posteriormente con el colector. Concluyen que el Pb(OH)2(s) es una especie 
activadora, aunque otros han argumentado que esta especie es fuertemente 
hidrófila. La situación se complica aún más por la posible formación de óxido de 
plomo e hidroxicarbonato en sistemas abiertos al aire. 
 
La activación puede proceder a través de productos de oxidación/hidratación 
presentes en la superficie del mineral. Aunque la esfalerita no se considera tan 
reactiva como la mayoría de los sulfuros, dichas especies se infieren del 
modelado de especies superficiales y por la liberación observada de iones Zn a 
la solución (antes de agregar iones) en exceso de la cantidad basada en la 
solubilidad de ZnS. Se incluyen la siguiente reacción superficial aplicable a 
alcalinidad moderada: 
 
SZnOH + PbOH+ → SZn-O-Pb+ + H2O45 
 
Empleando espectroscopía de absorción de rayos X, se identificó un enlace Pb-
O, que corresponde al producto final. El mecanismo es esencialmente uno 
propuesto para la absorción de metales hidrolizables en óxidos ("separación del 
 
agua"). Por analogía con el mecanismo de captación de Fe2+ en la esfalerita, se 
puede sugerir la siguiente variación 
 
SZnOH- + PbOH+ → SZnOH- PbOH+ 
 
 
Para permitir el intercambio con Zn, que aunque es variable, generalmente se 
observa, las reacciones anteriores podrían modificarse para sugerir el 
intercambio de PbOH por ZnOH. Otra posibilidad es que la superficie original 
tuviera algunos sitios SZn –O –Zn+ o sitios SZnOH Zn+ (dada la movilidad de 
los iones metálicos liberados de los sulfuros, esto parece probable), entonces 
el intercambio podría ser entre el –Zn+ y el Pb del PbOH+. La facilidad con la 
que el EDTA extrae el plomo de la esfalerita a pH alcalino y de muestras de 
plantas en general en comparación con el Cu implica que se mantiene en la 
doble capa y no en la red. 
 
Se concluyó que no hay datos suficientes para determinar el mecanismo de 
activación del Pb. Los estudios electroquímicos y de conductividad 
complementarios pueden ayudar a resolver el problema. Es posible que los 
estudios deban considerar el contenido de Fe de la esfalerita; en un estudio de 
circuito observó que era más probable que la esfalerita con bajo contenido de 
Fe informara al concentrado de Pb que la esfalerita con alto contenido de Fe. 
Argumentando que menos Fe significaba menos sitios hidrófilos de Fe-hidroxi, 
 
sugirieron que la esfalerita con bajo contenido de Fe era más susceptible a la 
activación por iones metálicos como Pb. 
 
3.2 Análisis del Proceso Propuesto 
El mundialmente famoso depósito de Cu-Zn-Pb-Ag en Cerro de Pasco, Perú, 
consiste en pirita texturalmente masiva, esfalerita-galena-pirita texturalmente 
masiva y vetas que contienen pirita y enargita. Históricamente, se ha 
considerado que el depósito es el producto hidrotermal del complejo volcánico 
e intrusivo del Mioceno adyacente (conocido localmente como el "ventilador"). 
Sin embargo, tanto los sulfuros texturalmente masivos del depósito como los 
estratos pre-miocenos están cortados por la falla Longitudinal, una de las fallas 
más grandes del distrito, pero el Vent no lo está. La imbricación por la zona de 
falla longitudinal (estructuras dúplex) ha engrosado el depósito de modo que es 
apto para la minería a cielo abierto. Los diques y las vetas de pirita-enargita 
pasan desde el respiradero hacia los sulfuros masivos; fragmentos de pirita 
masiva ocurren en el Vent. Por lo tanto, sin importar cuál sea su origen, los 
sulfuros texturalmente masivos son más antiguos y, por lo tanto, genéticamente 
no están relacionados con el Vent. 
 
Como estrategia de procesamiento, los minerales valorizados se separan de los 
minerales de ganga mediante el proceso de conminución (para lograr una 
adecuada liberación) y luego flotación diferencial de galena y esfalerita. En la 
planta de flotación de Paragsha, la galena flota primero en el circuito de plomo, 
mientras que la esfalerita y la pirita se deprimen con NaCNy ZnSO4. En el 
 
circuito de flotación de zinc, la esfalerita se activa con sulfato de cobre y se hace 
flotar con colectores específicos. El diagrama esquemático de la planta de 
flotación de Paragsha se muestra en la Fig. 1A y 1B. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
FIG. 1A - Diagrama de Flujo Circuito de Flotación de Plomo – Espesado y Filtrado (Proceso de Beneficio 8500 
TMSD) 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
FIG. 1B - Diagrama de Flujo Circuito de Flotación de Zinc – Espesado y Filtrado (Proceso de Beneficio 8500 
TMSD) 
 
 
 
Tanto en los circuitos de plomo como de zinc, la pirita es el principal mineral 
sulfurado de ganga. Es crítico disminuir la presencia de hierro (Fe) y Zn en el 
concentrado de plomo durante la flotación de la galena. Además, la reducción 
de la cantidad de hierro en el concentrado de zinc también es importante para 
hacer que el proceso sea más económico. Además, aumentar la recuperación 
de la flotación de plomo y zinc disminuirá el impacto adverso de los relaves 
producidos en el medio ambiente. 
 
En la práctica, esto no siempre es fácil debido al diferente comportamiento de 
los minerales complejos de los minerales simples puros. La flotación selectiva 
de minerales sulfurados a partir de minerales complejos depende de varios 
parámetros, como el tipo y la dosificación de los colectores, las interacciones 
galvánicas y la activación por iones disueltos. Por lo tanto, los depresores se 
han utilizado para mejorar la selectividad de los minerales deseados actuando 
sobre una superficie mineral o reaccionando con otros reactivos como 
colectores y activadores. El quitosano se ha utilizado como depresor selectivo 
en la flotación diferencial de sulfuros de Pb y Zn en mezclas de esfalerita y 
galena sintetizadas11. Se ha demostrado que, después de la adición de EDTA, 
la recuperación de esfalerita se ha reducido mientras que la galena se ha flotado 
a pH 4. Se ha demostrado que la esfalerita podría ser activada por complejos 
de cianuro cuproso en el circuito de flotación de plomo y conduce a la adsorción 
de cobre en el circuito de flotación de plomo. superficie de esfalerita. Significa 
que se necesita una mayor cantidad de cianuro para lixiviar el cobre de la 
 
superficie de esfalerita para la depresión eficiente de la esfalerita. También se 
indicó que la esfalerita se puede separar de la mezcla de esfalerita-galena 
usando dextrina como depresor de galena a pH 12. 
 
Por otro lado, el pH de la pulpa determina la carga superficial de los minerales 
y la adsorción de reactivos sobre los minerales que condujo a la flotación 
selectiva de minerales del mineral. Por lo tanto, el pH se puede ajustar para que 
actúe como un depresor simple y económico para lograr una mayor selectividad. 
Además, este método tiene menos problemas ambientales y se considera el 
primer paso en la optimización del proceso. Por ejemplo, la depresión de pirita 
con cal a altos valores de pH es una de las condiciones operativas bien 
conocidas en las plantas de flotación de minerales sulfurados. 
 
Además, para lograr una mejor selectividad y recuperación, la dosificación de 
reactivos juega un papel crucial en el proceso de flotación. Por lo tanto, los 
reactivos, especialmente los colectores y el pH, deben equilibrarse con precisión 
para obtener un grado y una recuperación óptimos. Los colectores de xantato 
son uno de los colectores más utilizados para la flotación de minerales 
sulfurados, especialmente para minerales fáciles de tratar donde la selectividad 
contra los sulfuros de hierro y los elementos de penalización no es un problema 
crítico. El aumento de la longitud de la cadena de carbono de los xantatos 
aumenta el poder de recuperación y reduce la selectividad. Por otro lado, la 
estabilidad de estos colectores a pH bajo disminuye y por lo tanto no son aptos 
para rotación en condiciones ácidas. Los investigadores han investigado el 
 
comportamiento de flotación de la galena y el mecanismo de adsorción del 
colector en la superficie de la galena después del tratamiento con cianuro. Se 
encontró que hay adsorción electrostática en la interacción entre el xantato de 
butilo y la superficie de la galena después del tratamiento con cianuro en el 
rango de pH de 4.2 a 8.4. Por lo tanto, para obtener los resultados metalúrgicos 
deseados, es necesario utilizar otros tipos de colectores o una combinación de 
dos o más colectores diferentes. Los colectores a base de fosfina y ditiofosfatos 
son una de las alternativas que se utilizan en la flotación de minerales complejos 
en combinación con xantatos o se utilizan individualmente. El Aero 3418 A y 
Aero 3477 son opciones adecuadas para aumentar la selectividad en los 
circuitos de rotación de sulfuro de plomo y sulfuro de zinc, respectivamente. 
Aero 3418 A tiene una buena selectividad contra el sulfuro de hierro y Aero 3477 
es fuerte y selectivo para los minerales de zinc activado y muestra selectividad 
contra los sulfuros de hierro. Por lo tanto, el objetivo de este estudio es encontrar 
el pH óptimo y el tipo de colector y la dosis para la flotación de galena y esfalerita 
a partir de un mineral complejo de plomo-zinc 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
CAPITULO IV 
 
METODOLOGIA EXPERIMENTAL DE LA INVESTIGACIÓN 
 
La mayor parte del plomo y el zinc del mundo provienen de sus depósitos de 
sulfuro, generalmente en forma de bandas finamente divididas de galena y 
esfalerita con cantidades variables de pirita. La flotación por espuma se usa 
ampliamente para procesar minerales de plomo-zinc de baja ley para cumplir 
con las especificaciones de concentrado requeridas para la extracción de 
metales. La recuperación de minerales que contienen plomo y zinc, así como 
la selectividad de la separación, está muy influenciada por la mineralogía del 
mineral y las diversas etapas del proceso.; luego nuestro objetivo es usar el 
método científico para poder trabajar las hipótesis planteadas para 
demostrarlas experimentalmente, para lograr nuestras conclusiones finales. 
 
 
 
4.1 Métodos de Investigación 
Materiales 
En el trabajo experimental a desarrollar usaremos muestras de mineral 
provenientes de minerales de Pb – Zn considerados como de baja ley. 
 
Los reactivos que se van a usar en los experimentos de flotación son los 
siguientes: 
* Sulfato de zinc 
* Cianuro de sodio 
* Xantato etílico de potasio 
* Aero 3418 
* MICB 
* Xantato amílico de potasio 
* Aero 3477 
* Agua de alta pureza 
 
Equipos 
Los equipos a ser usados en el laboratorio metalúrgico son los equipos de 
conminución como chancadoras de quijadas y de rodillos, y para obtener la 
pulpa final un molino de bolas y para las pruebas de flotación un equipo 
estándar Denver, adicionalmente ese empleará un equipo de medición de 
pH, independientemente de los equipos para las determinaciones de las 
características mineralógicas como los microscopios y determinaciones de 
sólidos por difracción de rayos X. 
 
Método 
Las muestras de mineral de bajo grado de plomo zinc, serán triturados y 
molidos en los equipos indicados, parte de la muestra es empleada para la 
determinación de los componentes mineralógicos desde el punto de vista 
cualitativo y cuantitativo. Las pruebas de flotación serán desarrolladas de 
acuerdo al esquema experimental, en función a las variables a estudiar 
como es el caso del pH y tipo de reactivo de flotación. 
 
4.2 Procedimiento Experimental 
Materiales 
El mineral de plomo-zinc fue suministrado por la mina. Las muestras de mineral 
se trituraron para producir partículas de -2 mm utilizando trituradoras de 
mandíbula y de rodillos. Diez, las muestras se molieron en un molino de barras 
de acero dulce durante un cierto tiempo para lograr un tamaño de partícula del 
80 % - 75 µm. Todos los productos químicos se utilizaron en gradoindustrial sin 
más purificaciones. Se realizaron difracción de rayos X en polvo (GIXRD, 
ASENWARE AW-XDM 300) y fluorescencia de rayos X (XRF, Philips PW1480) 
en la alimentación de fotación, concentrados de plomo y zinc y relaves para 
identificar el contenido mineral y la composición elemental. El contenido de 
minerales se calculó semicuantitativamente por el método Rietveld-like (RIR). 
En este método, los resultados de los análisis XRD y XRF se combinaron para 
determinar la abundancia de minerales (porcentaje en peso) en las muestras. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Figura 2. El diagrama de flujo simple de las pruebas de flotación. 
 
 
Medición del pH de la pulpa y del potencial redox. 
El pH de la solución se midió usando un medidor de pH Metrohm 827. El 
potencial redox se determinó con referencia a un electrodo de Ag/AgCl saturado 
utilizando un electrodo de Pt conectado a un medidor de pH Metrohm 827. La 
precisión de las medidas se probó utilizando una solución redox estándar Crison 
de 250 mV a 25 °C. 
 
Experimento de flotación. 
Las pruebas de flotación se realizaron en una máquina de flotación Denver auto 
aireada con una celda de 2.3 L y la velocidad de agitación se ajustó a 900 rpm. 
El pH de la pulpa (5–11.5) y el tipo de colector en la celda de flotación se 
cambiaron de acuerdo con los requisitos experimentales. En la flotación de 
plomo, ciertas cantidades de depresores (sulfato de zinc 400 g/ton y cianuro de 
sodio 50 g/ton con 5 min de acondicionamiento), colector (PEX 40 g/ton o 
Aero3418 10 g/ton con 2 min de acondicionamiento) y espumante (Se añadieron 
20 g/ton de MIBC con 1 min de acondicionamiento, respectivamente, después 
de ajustar el pH a los valores deseados (5 – 11.5). El pH de la pulpa se controló 
después de agregar cada reactivo. 
 
Las pruebas de flotación de zinc se realizaron después de determinar las 
condiciones óptimas para la flotación de plomo. En los experimentos de flotación 
de zinc, luego del ajuste de pH, se acondicionó agregando sulfato de cobre 
como activador de esfalerita (250 g/ton por 2 min), PAX (50 g/ton) o Aero 3477 
(20 g/ton) como colector de esfalerita para 2 min y vaporizador (MIBC 20 g/ton 
 
durante 1 min). Después del acondicionamiento, la flotación se inició con la 
inyección de aire en la celda de flotación, mientras que el regulador auto aireado 
se mantuvo completamente abierto en todas las pruebas de flotación. La 
flotación se realizó durante 3 min para concentrados de plomo y zinc como se 
muestra en la Fig. 2, luego, los productos de flotación se pesaron y analizaron 
químicamente. Usando la conocida ecuación [Eq. (1)], se calcularon 
recuperaciones (o distribuciones). 
𝑅 =
𝐶𝑐
𝐹𝑓
𝑥 100 
 
donde C es el peso del concentrado de plomo o zinc y F es el peso del alimento 
que aquí es de 1 kg. Los símbolos c y f son los grados de plomo, zinc o hierro 
en los concentrados y la alimentación, respectivamente. 
 
Estudio de cinética. 
Los experimentos de cinética se realizaron para circuitos de plomo y zinc 
utilizando colectores PEX y PAX, respectivamente. Los experimentos se 
llevaron a cabo a valores de pH de 6 y 8. El modelo clásico de flotación de 
primer orden como modelo estándar se utilizó para encontrar los parámetros 
cinéticos de los circuitos de flotación de plomo y zinc. 
𝑅 = 𝑅∞(1 − exp(−𝑘𝑡)) 
 
 
donde k es la constante de tasa de flotación promedio, R∞ denota la 
recuperación final, R es la recuperación de minerales deseados y t es el tiempo 
de rotación. 
 
4.3 Presentación y Discusión de Resultados 
Análisis mineralógico. 
La composición elemental de la alimentación de flotación, el concentrado de 
plomo y zinc y los relaves se proporcionan en la Tabla 1. Como se puede ver, 
las cantidades de plomo y zinc son 0.93% y 2.8% en peso en el mineral. Es 
importante investigar el contenido mineral del mineral para identificar qué 
minerales contienen estos elementos a fin de seleccionar el tipo de colector y el 
pH de operación adecuados. El contenido mineral de la alimentación de 
rotación, el concentrado de plomo y zinc y los relaves se enumeran en la Tabla 
2. Los estudios mineralógicos y de TXRD mostraron que la pirita y la esfalerita 
son los principales minerales de sulfuro y la galena es el mineral de sulfuro 
menor. Además, la dolomita, la barita y el cuarzo son los principales minerales 
de ganga. La tasa de oxidación del plomo y el zinc fue del 11 y el 5 por ciento, 
respectivamente. Las imágenes microscópicas transmitidas (arriba) y reflejadas 
(abajo) de la sección transversal del mineral de la mina se muestran en la Fig. 
3. En la Fig. 3 se pueden ver cristales de esfalerita, galena y pirita como 
minerales de sulfuro y dolomita como principal mineral de ganga. Algunas de 
las grietas se rellenan con galena y una pequeña cantidad de minerales 
bituminosos. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Tabla 1. Composición elemental de la alimentación de flotación, concentrados de plomo y zinc y relaves. 
 
 
 
 
 
Elemento Feed (Wt%) 
 
Concentrado de plomo (Wt 
%) 
Concentrado de zinc 
(Wt%) 
Relaves ( Wt% ) 
SiO2 48.73 41.50 32.68 48.85 
CaO 7.82 5.54 4.91 7.45 
Fe2O3 4.41 4.93 4.79 4.56 
K2O 2.28 2.29 1.57 2.13 
MgO 5.55 4.04 3.51 5.33 
Al2O3 7.02 4.12 3.98 7.91 
Na2O 4.89 3.04 2.94 6.93 
MnO 0.28 0.21 0.18 0.27 
Ba 0.41 0.30 0.25 0.36 
S 2.50 4.26 13.73 1.06 
Pb 0.93 11.22 - - 
Zn 2.80 3.00 25.37 - 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Tabla 2. Contenido mineral de alimentación de flotación, concentrado de plomo y zinc y relaves. 
 
Mineral Feed (Wt%) 
 
Concentrado de plomo 
(Wt %) 
Concentrado de 
zinc (Wt%) 
Relaves ( Wt% ) 
Cuarzo (SiO2) 37 31 26 37 
Mica-illita 
(KAl2Si3AlO10(OH)2) 
22 19 13 23 
Dolomita (CaMg(CO3)2) 21 17 11 22 
Albita (NaAlSi3O8) 2 2 1 4 
Clorito (Mg,Fe)6 
(Si,Al)4O10(OH)8 
8 7 6 8 
Esfalerita (Zns) 5 5 39 - 
Pirita (FeS2) 3 2 2 2 
Galena (PbS) 1 15 - - 
Otro 1 1 2 4 
 
 
63 
Etapa de flotación de plomo. 
Efecto del pH sobre el grado y recuperación de plomo. Como colector se 
utilizaron PEX y Aero 3418. El PEX es un colector común y se utiliza en la 
planta Paragsha para la flotación de galena. Se seleccionó el Aero 3418 
porque no solo tiene menor afinidad hacia el sulfuro de zinc deprimido, sino 
que también tiene menor selectividad por el sulfuro de hierro. Por lo tanto, se 
investigó el efecto de estos colectores sobre la recuperación de plomo a 
diferentes valores de pH. Los resultados de la flotación de plomo usando 
PEX y Aero 3418 A en varias cantidades de pH se muestran en la Fig. 4. 
Como puede verse, el grado de plomo se acercó al valor más alto a pH 8 y 
disminuyó a valores de pH más altos para ambos colectores, mientras que 
la recuperación de plomo disminuyó al aumentar el pH. Como muestra la Fig. 
5, se observó un aumento sustancial en el potencial redox de la pulpa cuando 
el pH disminuye de 8 a 5, lo que puede facilitar la recuperación de plomo. Se 
ha informado que la flotación de la galena pura tiene lugar a valores de pH 
en el rango de 2-10. Se ha informado que la formación de plumbita en lugar 
de xantato de plomo es una razón para la reducción de la recuperación de 
plomo a valores de pH superiores a 11. Además, se ha demostrado que el 
Pb(OH)+ adsorbido en la superficie de galena o esfalerita puede reducir la 
capacidad colectora para la flotación de galena en los valores de pH entre 7 
y 9.5, pero tuvo un efecto activador significativo sobre la flotabilidad de la 
esfalerita en el rango de pH 7.5–10.5. La flotación de plomo a escala 
industrial se suele realizar en un rango de pH de 7 a 10.5 con base en la 
mineralogía y petrogénesis del mineral. Pero, dado que el grado de plomo 
 
 
64 
es una consideración importante, se deben reducir otras impurezas como el 
zinc y el hierro en el concentrado de plomo.Distribución y ley de zinc y hierro en el concentrado de plomo. 
 La influencia del pH y tipo de colector sobre la distribución de zinc en el 
concentrado de plomo se muestra en la Fig. 6. Para ambos colectores se 
observó que la distribución de zinc en el concentrado de plomo y su ley tiene 
una tendencia a la baja, cuando el pH aumentó de 5 a 8. A pesar de una 
mayor recuperación de plomo a pH 5 (Fig. 4), la distribución de zinc en el 
concentrado de plomo también es mayor, lo que provoca pérdidas 
inaceptables de zinc en el concentrado de zinc. El valor de pH de 8 es el pH 
óptimo para la flotación de plomo porque el grado de plomo está en su valor 
máximo y la distribución de zinc en el concentrado de plomo es baja. 
 
 
 
 
65 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Figura 3. Imagen microscópica de una sección delgada de un 
fragmento de Gushflore, imagen transmitida (arriba), imagen reflejada 
(abajo). Los minerales mostrados son esfalerita (Sp), galena (Ga), 
pirita (Py), dolomita (Do), betún (Bit). 
 
 
 
66 
 
El efecto del pH de la pulpa sobre la distribución y grado de hierro en el 
concentrado de plomo se muestra en la Fig. 7. Se ve claramente que la 
distribución y el grado de hierro en el concentrado de plomo son inferiores al 
10% para ambos colectores a pH 8. Significa que la distribución y ley del 
hierro está en el rango aceptable para la fotación de plomo. Asimismo, el 
colector Aero 3418 mostró un comportamiento adecuado frente al hierro y 
zinc a valores de pH más bajos. 
 
Como puede verse en las Figs. 6 y 7, la distribución de zinc y hierro en el 
concentrado de plomo aumenta al disminuir el pH. Debe atribuirse a la 
disminución del ion cianuro (CN-) en la pulpa a un valor de pH más bajo. El 
ion cianuro tiene un efecto depresor sobre el zinc y el sulfuro de hierro. En el 
rango de pH de 6 a 8.4, el cianuro se volatiliza y más del 90 % ocurre como 
cianuro de hidrógeno en la pulpa, lo que conduce a pérdidas de cianuro de 
la pulpa. 
 
Etapa de flotación de zinc. 
Influencia del pH y tipo de colector en la recuperación y ley de zinc. Luego 
de la flotación de plomo a pH óptimo 8, se realizó la flotación de zinc a 
diferente pH (5-11.5), con dos tipos de colectores, para estudiar la 
recuperación y ley de zinc en el concentrado de zinc. La Figura 8 muestra el 
grado y la recuperación de zinc en el concentrado de zinc usando colectores 
PAX o Aero 3477 a pH 5–11.5. Se puede observar que la máxima ley y 
recuperación de zinc se obtuvo a pH 6 para ambos colectores. La ley y la 
recuperación de zinc se redujeron de 43 a 17 % y de 77 a 42 % al aumentar 
 
 
67 
el pH de 6 a 11.5 en presencia de Aero 3477 en la pulpa. Por lo tanto, se 
recomienda el uso de Aero 3477 a valores de pH más bajos. 
 
La ley de zinc y la recuperación se redujeron en el rango de pH de 6 a 8 de 
33 a 23 % y de 78.5 % a 64 %, respectivamente, cuando se usó PAX como 
colector, sin embargo, hay un aumento en la ley y la recuperación de 23 % 
a 26.2 % y del 64 al 77% a pH 8 a 11.5. Fuerstenau y otros reportaron que 
la recuperación máxima de esfalerita en presencia de PAX ocurre a pH 3.5 
y disminuye al aumentar el pH. El aumento en la recuperación de zinc a 
valores de pH en el rango de 8 a 11.5 en este estudio puede deberse a la 
adición de sulfato de cobre como activador de esfalerita en la pulpa, lo cual 
ha sido informado por Hu y otros. Tey informó que, en ausencia de sulfato 
de cobre, la recuperación de esfalerita disminuye gradualmente de pH 3 a 8 
con xantato de butilo como colector, pero en presencia de sulfato de cobre, 
la recuperación de esfalerita puede ser superior al 90 % a pH<12, lo cual 
está de acuerdo con nuestros resultados. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
68 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Figura 4. Efecto del pH y tipo de colector en la recuperación y ley de 
Pb. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Figura 5. Eh (mV.SHE) vs. pH después del ajuste de pH y antes de 
agregar químicos en la pulpa para la flotación de plomo. 
 
 
 
69 
Distribución y ley de hierro en el concentrado de zinc. La distribución y ley 
de hierro en el concentrado de zinc se presentan en la Fig. 9. La distribución 
de hierro más baja se observó para ambos colectores a pH 6. Por otro lado, 
a este pH, la ley y distribución de zinc fueron máximas (Fig. 9). 
 
Tasas cinéticas de flotación de plomo, zinc y hierro. 
Los valores de pH de 6 y 8 fueron seleccionados como pH óptimo para la 
flotación de plomo y zinc respectivamente. Las tasas cinéticas de flotación 
de plomo, zinc y hierro en la etapa de flotación de plomo a valores de pH de 
6 y 8 se muestran en la Fig. 10. Como puede verse, hay un fuerte aumento 
en la recuperación de plomo en el primer minuto y luego la recuperación de 
plomo aumenta gradualmente de aproximadamente 60% a 80%. 
 
 
 
70 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Figura 6. Efecto del pH y tipo de colector sobre la distribución y ley de 
zinc en el concentrado de plomo. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Figura 7. Efecto del pH y tipo de colector sobre la distribución y ley de 
hierro en el concentrado de plomo. 
 
 
71 
 
La constante de velocidad de flotación promedio (k) y la recuperación última 
(R∞) para el plomo, el zinc y el hierro se muestran en la Tabla 3. Los cambios 
en el pH no tienen un efecto considerable en la constante de velocidad de 
flotación promedio del plomo, pero, la recuperación final es 5% mayor a pH 
6. Por otro lado, las distribuciones de zinc y hierro son 46.28% y 16.47% a 
pH 6. Es decir, no es lógico usar este pH para la flotación de plomo. Además, 
para aumentar la recuperación en la flotación del circuito de plomo a pH 6, 
se debe usar más sulfato de zinc y cianuro de sodio para deprimir el sulfuro 
de zinc y hierro. La figura 11 muestra las tasas cinéticas de flotación de zinc 
y hierro en la etapa de flotación de zinc. La constante de velocidad de 
flotación promedio (k) y la recuperación final (R∞) se tabularon en la Tabla 
3. De acuerdo con la Tabla 4, la constante de velocidad de flotación promedio 
del zinc a pH 6 es más de 2 veces su valor a pH 8. se logró una recuperación 
del 79,56 % a pH 6 mientras que fue del 77,67 % a pH 8. Esto indica que, a 
efectos del diseño de la celda, debe tenerse en cuenta el pH. Como se 
muestra aquí, podría lograrse una mayor recuperación con menores 
volúmenes de células debido a la mayor tasa cinética a pH 6. Los parámetros 
cinéticos del hierro son relativamente similares a pH 6 y 8. 
 
 
 
 
72 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Figura 8. Efecto del pH y tipo de colector en la recuperación y grado de 
zinc en el concentrado de zinc. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Figura 9. Efecto del pH y tipo de colector sobre la distribución y ley de 
hierro en el concentrado de zinc. 
 
 
 
 
 
73 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Figura 10. Cinética de flotación de plomo, zinc y hierro a pH 6 y 8 en la 
etapa de flotación de plomo. 
 
 
 pH 6 pH 8 
K R∞ k R∞ 
Pb en el concentrado de Pb 1.69 79.36 1.60 74.31 
Fe en el concentrado de Pb 0.68 27.48 0.69 11.00 
Zn en el concentrado de Pb 0.55 58.25 0.41 11.97 
 
Tabla 3. Parámetros de tasa de cinética de flotación para plomo, zinc y 
hierro en la etapa de flotación de plomo. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
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Figura 11. Cinética de flotación de zinc y hierro a pH 6 y 8 en la etapa 
de flotación de zinc. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Tabla 4. Parámetros de tasa de cinética de flotación para zinc y hierro en 
la etapa de flotación de zinc. 
 
 
 
 
 
 pH 6 pH 8 
K R∞ k R∞ 
Zn en el concentrado de Zn 1.31 79.56 0.59 77.67 
Fe en el concentrado de Zn 0.44