Flotación de Minerales Sulfurados

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UNIVERSIDAD NACIONAL DEL CENTRO 
DEL PERÚ 
 
FACULTAD DE INGENIERÍA METALÚRGICA 
Y DE MATERIALES 
 
 
TESIS 
 
 
 
 
 
 
PRESENTADA POR EL BACHILLER: 
HEBERT EDUARDO GAMARRA MALDONADO 
 
PARA OPTAR EL TÍTULO DE: 
INGENIERO METALURGISTA Y DE MATERIALES 
 
 
HUANCAYO – FEBRERO 
2019 
 
“FLOTACION BULK DE MINERALES SULFURADOS DE 
PLOMO – ZINC REFRACTARIOS DE BAJO GRADO EN 
LA PLANTA CONCENTRADORA DE HUARI DE LA 
UNCP” 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
ASESOR 
ING. CESAR PAÚL ORTIZ JHAN 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
DEDICATORIA 
 
A mis padres por su amor, sacrificio y 
trabajo, procurándome su apoyo incondicional 
que me motiva a continuar en el camino 
adecuado para llegar a obtener los logros y 
metas planteados en mi vida profesional y 
personal, con valores que siempre priman en 
cada uno de los pasos que doy. 
 
 
 
 
 
 
 
AGRADECIMIENTOS 
 
En primer lugar deseo expresar mi agradecimiento a Dios por la vida de 
mis padres y por darme la fortaleza para poder superar cada obstáculo y 
dificultad que se me iban presentado en la vida. 
A nuestra alma mater por acogerme en sus instalaciones y brindarme las 
herramientas necesarias para mi formación profesional que hicieron accesible el 
maravilloso camino de la investigación. 
A nuestros profesores que durante toda la carrera profesional han 
aportado a mi formación profesional con sus conocimientos y experiencias. 
A mi asesor, por el apoyo que me ha brindado en la orientación y 
atención a este proyecto respetando mis sugerencias e ideas. 
A mis padres y hermanos, a quienes admiro y respeto, por todo su apoyo 
incondicional. 
A todas aquellas personas que hicieron posible el inicio, progreso y 
culminación del presente proyecto; estoy perenemente agradecido. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
INTRODUCCIÓN 
En la Planta Concentradora de Huari de la UNCP, es común encontrar 
problemas derivados de la complejidad de los minerales polimetálicos y su 
aplicación en la flotación de dichos minerales sulfurados de cobre - plomo - zinc, 
las separaciones por flotación de esos valiosos minerales han sido un problema 
difícil debido al entrecruzamiento finamente asociado y la flotabilidad similar de 
estos minerales sulfurados. Denominamos minerales sulfurados de plomo – zinc 
refractarios, a aquellos que son muy difíciles de tratar debido a sus 
características mineralógicas, por ejemplo a que entre ellos hay un 
entrelazamiento en su estructura mineralógica o existe una afectación en sus 
características de flotabilidad debido a la presencia de impurezas mineralógicas, 
o la existencia de sales solubles. 
 
Al ser importantes materiales metálicos básicos, el cobre, el plomo y el 
zinc se usan ampliamente en diversos campos de la industria moderna. Estos 
metales existen principalmente en forma de sulfuros como la calcopirita, la 
esfalerita, la galena, etc. Además, los minerales de sulfuro están finamente 
asociados entre sí en las formas de entrecruzamiento e incrustación. Por un 
instante, la esfalerita generalmente contiene calcopirita en forma de gota 
formada al mezclar una solución sólida, y el grano de difusión de la galena es 
relativamente fino. Todos los factores mencionados anteriormente conducen a 
una liberación deficiente de minerales en el proceso de molienda, produciendo 
un bajo grado de concentrado con minerales valiosos mutuos existentes en 
concentrados en operaciones comerciales de flotación. Para resolver este 
problema, se han realizado trabajos experimentales relevantes sobre la 
optimización del proceso de separación por flotación, incluido el desarrollo 
tecnológico de reactivos de flotación de alta eficiencia y la aplicación de la 
columna de flotación. 
 
Ha sido un problema difícil conseguir una separación de flotación efectiva 
de los minerales de sulfuro polimetálico Cu-Pb-Zn, debido a sus complejas 
texturas. Según los datos de las operaciones comerciales y las pruebas, es una 
tendencia inevitable desarrollar tecnológicamente nuevos agentes de flotación 
con bajo costo y mejor efecto. El proceso de flotación debe ajustarse 
oportunamente de acuerdo con prácticas similares de flotación de los mismos 
tipos de minerales. 
 
El objetivo general de esta tesis es recuperar óptimamente por flotación 
los valores de plomo y zinc, a partir de los minerales refractarios de plomo y zinc 
de bajo grado en la Planta Metalúrgica de Huari, de la UNCP y como hipótesis 
general indicamos que la flotación bulk de los minerales refractarios de plomo y 
zinc de bajo grado permite recuperar óptimamente los valores metálicos en la 
Planta Metalúrgica de Huari, de la UNCP. 
La tesis tiene la siguiente estructuración: se desarrolla un primer capítulo 
donde se presentan las generalidades de la tesis, a continuación, en el segundo 
se muestra la formulación de la investigación, luego en el tercer capítulo la 
fundamentación teórica, y en el cuarto capítulo presentamos los aspectos 
experimentales de la investigación, donde se realiza el trabajo de laboratorio, la 
presentación y la discusión de resultados. 
 
Es nuestro anhelo es que esta investigación alcance las expectativas de 
los señores miembros del jurado docente de la Facultad de Ingeniería 
Metalúrgica y de Materiales de la UNCP y de la comunidad en general. 
 
El Autor 
 
 
 
 
 
 
RESUMEN 
 
En esta investigación, se estudió la flotación bulk de un mineral de plomo 
y zinc refractario de bajo grado que contiene 3,5% de Zn y 1% de Pb y 1,9% de 
Fe. Debido a los problemas involucrados en la flotación secuencial del mineral 
de sulfuro de plomo y zinc finamente diseminado, se practicó la producción de 
concentrado bulk de plomo y zinc. Se investigaron los parámetros de flotación 
como la dosis del activador (CuSO4), el tipo de colector [xantato de amilo y 
potasio, xantato isopropílico sódico] y la dosis, el tiempo de flotación, el tamaño 
de partícula y el pH. Los resultados experimentales mostraron que la dosificación 
|del colector fue el factor más significativo que afecta las recuperaciones de Zn 
y Pb. En la etapa de flotación bulk donde se usaron 100 g t⁄ de 𝐶𝑢𝑆𝑂4 y 150 g t⁄ 
de xantato amílico de potasio (a pH 8 y 10 minutos de tiempo de flotación) se 
obtuvieron recuperaciones máximas de Zn y Pb de 94 y 83%, respectivamente. 
 
 
 
 
INDICE 
 
Contenido 
DEDICATORIA ......................................................................................................................................... 3 
AGRADECIMIENTOS............................................................................................................................... 4 
INTRODUCCIÓN ....................................................................................................................................... 5 
RESUMEN .................................................................................................................................................. 8 
CAPITULO I ............................................................................................................................................. 11 
GENERALIDADES ................................................................................................................................. 11 
1.1 Datos Importantes de la Planta Concentradora de Huari de la UNCP. ............................................. 11 
1.1.1 Reseña Histórica ........................................................................................................................ 11 
1.1.2 Ubicación Geográfica ................................................................................................................ 12 
1.1.3. Accesibilidad .............................................................................................................................. 1 
1.2 Descripción de laPlanta Concentradora ............................................................................................. 1 
1.2.1 Sección Chancado ....................................................................................................................... 1 
1.2.2 Sección Molienda y Clasificación ............................................................................................... 2 
1.2.3 Concentración – Flotación ........................................................................................................... 3 
1.2.4 Circuito de Plomo ........................................................................................................................ 4 
1.2.5 Circuito de Zinc ........................................................................................................................... 4 
1.2.6 Circuito de Cobre ........................................................................................................................ 5 
CAPITULO II .............................................................................................................................................. 6 
FORMULACIÓN DE LA INVESTIGACIÓN ........................................................................................... 6 
2.1 El problema ........................................................................................................................................ 6 
2.1.1 Planteamiento del problema ........................................................................................................ 6 
2.1.2 Formulación del problema ........................................................................................................... 8 
2.2 Objetivos ............................................................................................................................................ 8 
2.2.1 Objetivo General ......................................................................................................................... 8 
2.2.2. Objetivos Específicos ................................................................................................................. 9 
2.3 Justificación ........................................................................................................................................ 9 
2.4 Planteamiento de la Hipótesis ........................................................................................................... 10 
2.4.1. General ..................................................................................................................................... 10 
2.4.1 Específicas ................................................................................................................................. 10 
2.5 Variables: .......................................................................................................................................... 10 
2.5.1 Variables Independientes:.......................................................................................................... 10 
2.5.2 Variable Dependiente: ............................................................................................................... 11 
CAPITULO III ........................................................................................................................................... 12 
MARCO TEÓRICO .................................................................................................................................. 12 
3.1 Fundamentación Teórica .................................................................................................................. 12 
3.1.1Teoría de la flotación de minerales ............................................................................................. 12 
3.1.2 El concepto fisicoquímico del mecanismo de flotación ............................................................ 13 
file:///C:/Users/HP/Downloads/TESIS%20FLOTACION%20BULK%20PB%20ZN%20REFRACTARIOS%20HUARI.docx%23_Toc32435716
3.1.3 Mecanismo de interacción entre el colector y la superficie ....................................................... 16 
3.1.4 Aspectos teóricos de la flotación de minerales de plomo y zinc ............................................... 17 
3.1.5 Minerales complejos sulfurados de Plomo y Zinc ..................................................................... 19 
3.1.6 Características Geológicas y Mineralógicas Generales de las Menas de Plomo-Zinc ............... 23 
3.1.7 Propiedades de Flotación de Ores de Plomo-Zinc y Clasificación del Mineral Según la 
Tratabilidad ........................................................................................................................................ 27 
3.1.8 Aspectos electroquímicos en la flotación de la galena .............................................................. 31 
3.2 Análisis del Proceso Propuesto ......................................................................................................... 33 
CAPITULO IV ........................................................................................................................................... 36 
METODOLOGIA EXPERIMENTAL DE LA INVESTIGACIÓN ........................................................ 36 
4.1 Métodos de Investigación ................................................................................................................. 36 
4.1.1 Materiales .................................................................................................................................. 36 
4.1.2 Equipos ...................................................................................................................................... 37 
4.1.3 Método....................................................................................................................................... 37 
4.2 Procedimiento Experimental ............................................................................................................ 38 
4.3 Presentación y Discusión de Resultados ........................................................................................... 40 
4.3.1 Efecto del tamaño de partícula en la flotación bulk:.................................................................. 40 
4.3.2 Efecto de la cantidad del colector: ............................................................................................. 49 
4.3.3 Efecto del tipo de colector adicional: ........................................................................................ 51 
4.3.4 Efecto del pH ............................................................................................................................. 53 
4.3.5 Efecto del activador de esfalerita:.............................................................................................. 55 
4.3.6 Efecto de la relación sólida: ....................................................................................................... 57 
4.3.7 Efecto del tiempo de flotación: .................................................................................................. 59 
CONCLUSIONES .................................................................................................................................... 61 
RECOMENDACIONES........................................................................................................................... 64 
REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS .................................................................................................... 65 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
CAPITULO I 
GENERALIDADES 
 
A continuación presentamos los aspectos generales vinculados a la 
Planta Concentradora de Huari de la Universidad Nacional del Centro del Perú. 
 
1.1 Datos Importantes de la Planta Concentradora de Huari de la 
UNCP. 
 
1.1.1 Reseña Histórica 
La Planta Concentradora de HUARI, fue construida por el Banco Minero 
del Perú,iniciando sus operaciones por el año 1980 fue administrado por la 
misma institución financiera. La finalidad de instalación de esta planta fue 
para dar tratamiento de minerales a los provenientes de la pequeña minería 
de la zona. A inicios de la década de los 90, esta planta concentradora es 
donada a la Universidad Nacional del Centro del Perú, con el objetivo de 
implementar y contribuir con la formación académica de los estudiantes de 
la Facultad de Ingeniería Metalúrgica y de Materiales. 
 
“ El proyecto minero de operación de la planta concentradora está dentro 
de las actividades de la pequeña minería, como rige por la ley Nº 27651, que 
lo definen en la condición de pequeño productor minero (Art. 10).” 
 
“ La planta Concentradora HUARI, sirve como centro de prácticas y 
experimentación para estudiantes de la Universidad Nacional del Centro del 
Perú.” 
 
1.1.2 Ubicación Geográfica 
La planta concentradora de HUARI se ubica geográficamente en el centro 
poblado de Huari, distrito de Huayhuay, provincia de Yauli – La Oroya en el 
departamento de Junín. Está a una distancia de aproximadamente 1,5 km 
de la Carretera Central y 22 km de la ciudad de La Oroya. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Mapa de Ubicación de la Planta Concentradora de Huari – UNCP 
 
 
1.1.3. Accesibilidad 
El acceso terrestre a la planta concentradora se realiza a través de la 
Carretera Central vía La Oroya – Huancayo a la altura del km 22, donde existe 
una desviación de carretera afirmada que comunica a los distritos de Huari, 
Huayhuay y Suitucancha, a 1 km de la desviación se encuentra la tranquera 
que vendría ser la parte baja de la planta. 
 
1.2 Descripción de la Planta Concentradora 
El proceso metalúrgico se inicia desde la cancha de depósito de minerales 
polimetálicos con presencia de: Pb, Cu, Zn y Ag principalmente estos minerales 
son extraídos y transportados por los pequeños mineros artesanales que 
provienen de diferente zonas como las de Comas – Concepción; Ayacucho, 
Cerro de Pasco, Huancavelica, etc. 
 
1.2.1 Sección Chancado 
“Los minerales polimetálicos una vez ya depositados en la cancha de minerales 
es transportado por palas en un BODCAT, hacia la tolva de gruesos de 11.04 
m3 con una capacidad de aproximadamente de unos 45 toneladas. Esta tolva 
a su vez es descargada por una compuerta que sirve como alimentador hacia 
la chancadora primaria con una zaranda grizzli estacionaria de 11” x 19” de 
abertura con un set de descarga de (1,75” – 1”) instalada con un motor de 24 
HP, Seguidamente el mineral triturado es llevado por una faja transportadora 
número 1 de 45cm de ancho con una longitud de 12,9 m hacia la zaranda 
vibratoria de 4x8 ft instalada con una inclinación de 22° y una luz de la malla 
de 3/4”. El undersize de la zaranda es llevado hacia la Chancadora secundaria 
 
de 6”x21” de abertura, con un set de descarga de (3/4” – 3/8”), esta descarga 
es llevado por una faja transportadora número 2 de 8,37m de largo y de ancho 
45,8cm, aquella alimenta a la faja numero 1 convirtiéndose en un circuito 
cerrado inverso.” 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
1.2.2 Sección Molienda y Clasificación 
“La sección molienda es la última etapa de conminución de minerales donde se 
realiza la liberación de las menas sulfuradas en este caso: Galena, Esfalerita, 
Calcopirita, Marmatita. En todos estos casos la liberación se hace de acuerdo 
a la mineralogía y al amarre que podrían tener con las gangas del mineral.” 
 
“La alimentación a los molinos de bolas se hace por una compuerta de la Tolva 
de finos con Capacidad de 90 tn aproximadamente, con un volumen de 
 
22,525m3 de alojamiento de mineral. Una vez alimentado por la compuerta esta 
se dirige mediante una faja transportadora de 90cm hacia el molino primario de 
5x6 ft la descarga del molino con una granulometría de menos malla 200 es 
llevada al clasificador húmedo del tipo D10B de aquí los gruesos del hidrociclón 
es alimentado al molino número 2 de 4x4 ft para una remolienda y obtener una 
mejor liberación, cuyo producto de este se vuelve a alimentar al Feed del 
hidrociclón, convirtiéndose en un circuito cerrado.” 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
1.2.3 Concentración – Flotación 
“El objetivo de esta etapa es concentrar a los minerales valiosos de las gangas 
por el método de las burbujas o llamada flotación. Que consiste en un proceso 
hidrometalúrgico extractivo basado en el fenómeno físico – químico de 
 
superficies de mineral sólido en el cual, se aprovechan las propiedades 
hidrofóbicas de los minerales (sulfuros, no sulfuros, metálicos, no metálicos, 
etc).” 
 
“En la planta concentradora de Huari, luego de la molienda se recibe un 
alimento de los finos u overflow del Hidrociclón D10B con una granulometría de 
menos malla 200 (74um) con una densidad de pulpa de 1250 g l⁄ ” 
 
1.2.4 Circuito de Plomo 
“El primer descabezador que recibe al overflow del hidrociclón es una celda 
serrana de 7x6 ft donde el concentrado se dirige directamente a las cochas (en 
el caso de minerales con presencia de solo una mena), por otro lado se hace 
una flotación bulk y el relave pasa una segunda celda serrana de las mismas 
dimensiones que la primera. Luego el concentrado de esta se dirige a una celda 
serrana Cleaner de 4x4 ft, y el relave de esta tercera celda serrana se dirige a 
un banco de celdas del tipo Denver que consta de 6 celdas (3 rougher y 3 
scavenger). Todo esto es para concentrar a las menas del plomo (galena).” 
 
1.2.5 Circuito de Zinc 
“Para concentrar a las menas del Zinc como es el caso de la blenda (ZnS) y la 
marmatita (ZnFeS, más complicado por la presencia del hierro). En este circuito 
es alimentado por los relaves del banco de las Denver y de la celda Serrana 
cleaner del circuito Plomo.” 
 
 
“Se recepciona en un acondicionador de 7x6 ft para poder acondicionar a un 
pH de 11, y deprimir a las gangas luego de acondicionado pasa a una 
descabezadora de 7x6 ft pasando el concentrado a las cochas y el relave a un 
banco de 6 celdas del tipo Denver distribuidas como (1 cleaner, 2 rougher, 3 
scavenger), obteniendo así el concentrado final de Zn hacia las cochas.” 
 
1.2.6 Circuito de Cobre 
“Para concentrar el cobre se tiene el 1er acondicionador de 5x5 ft luego un 2do 
de 4x4 ft para llegar a un pH aproximado de 8, y llevar a las condiciones 
necesarias de flotabilidad de Cu. Para ello la planta consta de un banco de 6 
celdas marca Denver. Distribuidas de la siguiente manera: (1 rougher, 3 
scavenger, 1 cleaner, 1 recleaner).” 
 
“El campo de acción de esta planta concentradora de Huari, está inmersa en 
un sistema de gestión integrado: seguridad y salud, ambiente y responsabilidad 
social que van de la mano con la producción para el bienestar de esta empresa. 
Cabe resaltar que esta planta tienen varios aspectos competitivos y ventaja 
respecto a las competencias aledañas como lo son: PERU SOL, Planta 
concentradora MEDINA. Una de las ventajas bien remarcadas son la 
LIBERACIÓN DE MINERALES que se obtiene por ser el único que posee una 
remolienda en el circuito de conminución. 
 
 
 
 
 
 
 
CAPITULO II 
FORMULACIÓN DE LA INVESTIGACIÓN 
 
La presencia de minerales de difícil tratamiento en nuestro país, especialmente 
en el centro del Perú, es inherente a la problemática y al quehacer del ingeniero 
metalurgista, por tal razón existe la necesidad de formular este trabajo de 
investigación, siguiendo el esquema de la metodología científica. 
 
2.1 El problema 
2.1.1 Planteamiento del problema 
La existencia de minerales polimetálicos en nuestra cordillera, es la que 
ha dado a nuestro país el sitial relevante en la producción minera a nivel 
mundial. Los principales metales son el oro y el cobre, pero también 
estamos muy bien ubicados en la producción de los minerales de plomo, 
zinc y plata, recientemente se le está dando importancia a losminerales 
de molibdeno. 
 
Los metales de plomo y zinc son ampliamente utilizados en los campos 
tales como eléctrico, mecánico, militar, metalúrgico, químico, mjnero y 
médico. Como un importante recurso de mineral de plomo y zinc, los 
 
minerales sulfurados juegan un papel importante en el desarrollo de la 
economía mundial. Sin embargo, en la mayoría de los casos, los 
minerales sulfurados de plomo-zinc se encuentran agrupados en los 
depósitos que los contienen. 
 
En forma general, existen dos enfoques básicos para lograr la separación 
mineral de sulfuro de plomo-zinc: deprimir el sulfuro de zinc y flotar el 
sulfuro de plomo, o concentrar un bulk de sulfuro de plomo y de sulfuro de 
zinc primero, seguido de la separación de Pb-Zn. En las últimas décadas, 
se han llevado a cabo muchos estudios sobre separación por flotación de 
minerales de sulfuro de plomo y zinc. 
 
Siendo uno de los objetivos académicos de la Planta Concentradora de 
Huari, propiedad de la UNCP, el de desarrollar trabajos de investigación, 
específicamente en el área de procesamiento de minerales se propone en 
este estudio el de analizar las condiciones de la flotación de los minerales 
de baja ley de plomo y zinc, con el fin de optimizar las recuperaciones de 
los valores de los metales indicados. 
 
En este estudio planteamos el análisis del problema involucrado en la 
flotación secuencial del mineral de sulfuro de plomo y zinc finamente 
diseminado, partiendo de la producción de concentrado bulk de plomo y 
zinc. Para el efecto se investigará los parámetros de flotación como la 
dosis del activador (CuSO4), el tipo de colector [xantato de amilo y potasio, 
 
xantato de isopropilo sódico] y la dosis, el tiempo de flotación, el tamaño 
de partícula y el pH. 
 
Esto nos permite plantear el siguiente interrogante: 
 
2.1.2 Formulación del problema 
General 
¿Cómo se podrán obtener recuperaciones óptimas en la flotación de 
los minerales refractarios de plomo y zinc de bajo grado en la Planta 
Metalúrgica de Huari, de la UNCP? 
 
Específicos 
a) ¿Cuáles son las características del mineral problema que hacen 
refractaria a la mena? 
b) ¿Cuál es el diagrama de flujos adecuado en el proceso de flotación 
propuesto para lograr obtener resultados óptimos? 
 
2.2 Objetivos 
2.2.1 Objetivo General 
Recuperar óptimamente por flotación los valores de plomo y zinc, a partir de 
los minerales refractarios de plomo y zinc de bajo grado en la Planta 
Metalúrgica de Huari, de la UNCP. 
 
2.2.2. Objetivos Específicos 
a) Determinar las características del mineral problema que hacen refractaria 
a la mena. 
b) Establecer el diagrama de flujos adecuado en el proceso de flotación 
propuesto para lograr obtener resultados óptimos. 
2.3 Justificación 
Esta investigación se justifica por los siguientes criterios: 
a) En la Planta Concentradora de Huari se proporcionan servicios de 
concentración por flotación de minerales, fundamentalmente a la 
pequeña minería de la región: En esta zona, los minerales explotados 
por estos mineros son de carácter polimetálico, específicamente de 
cobre, plomo y zinc, y para el efecto, esta planta concentradora cuenta 
con los circuitos que permiten obtener concentrados separados de los 
metales indicados. Esto implica que existe la necesidad de desarrollar 
tecnología adecuada para obtener en forma óptima, desde el punto de 
vista de las recuperaciones y calidades de dichos concentrados. 
 
b) La actividad minero metalúrgica desarrollada en la zona, tanto a nivel 
de pequeña, mediana y gran minería, requiere del desarrollo 
tecnológico en todas sus áreas, de la implementación de trabajos de 
investigación, que ayuden a resolver los problemas inherentes a dichas 
actividades. 
 
 
c) El Perú es potencialmente minero, de cuyas actividades dependemos 
para incrementar el erario nacional, que permite sostener las 
necesidades sociales, económicas, salud y educación, por esto las 
instituciones como las universidades deben propender a resolver los 
problemas tecnológicos y ambientales. 
 
2.4 Planteamiento de la Hipótesis 
2.4.1. General 
La flotación bulk de los minerales refractarios de plomo y zinc de bajo grado 
permite recuperar óptimamente los valores metálicos en la Planta 
Metalúrgica de Huari, de la UNCP. 
 
2.4.1 Específicas 
a) El grado de liberación para las especies de plomo y zinc, se dan en 
fracciones extremadamente finas, que hacen difícil su recuperación 
individual de sus concentrados en forma convencional. 
 
b) El diagrama de flujos incluye etapas rougher y varias etapas de limpieza 
y agotamiento, logrando obtener resultados óptimos. 
 
2.5 Variables: 
2.5.1 Variables Independientes: 
 Composición química del mineral 
 Granulometría de la muestra mineral 
 pH 
 
 Adición de CuSO4 
 Densidad de pulpa 
 Tiempo de flotación 
2.5.2 Variable Dependiente: 
 Recuperación de plomo 
 Recuperación de zinc 
 
 
 
 
 
 
 
CAPITULO III 
MARCO TEÓRICO 
 
Para desarrollar y plantear las hipótesis de este trabajo de investigación 
es indispensable realizar un estudio teórico acerca de la propuesta 
planteada en la formulación de la investigación. 
 
3.1 Fundamentación Teórica 
3.1.1Teoría de la flotación de minerales 
Teoría de la flotación 
Mientras que la flotación ha progresado principalmente en líneas empíricas, 
las consideraciones teóricas sobre las razones de los fenómenos 
observados son cada vez más conocidas y, por lo tanto, se ha hecho más 
probable un mayor avance. No se ha encontrado aún ninguna teoría que sea 
universalmente aceptable o aplicable a los hechos conocidos. Las siguientes 
teorías, sin embargo, se han presentado durante los últimos cuarenta y cinco 
años: 
a) La teoría eléctrica o de la cataforesis. De acuerdo con esto, las partículas 
minerales llevan una carga eléctrica de signo opuesto a la de las burbujas 
de aire, a las cuales se unen en consecuencia. Las partículas de ganga 
 
tienen una carga similar a la de las burbujas y, en consecuencia, son 
repelidas. 
b) La teoría del gas. Esto postula una capa de gas adsorbido en la partícula 
mineral, a la cual la burbuja de aire se adhiere fácilmente. 
c) La teoría química. Esto supone que los reactivos de flotación reaccionan 
químicamente en las moléculas de la superficie de los minerales. 
d) La teoría de la adsorción. De acuerdo con esto, las moléculas colectoras 
se adsorben sobre las superficies de los minerales que el colector puede 
hacer flotar. Las fuerzas involucradas son demasiado débiles para actuar 
sobre las partículas de ganga. Se supone la agrupación de los átomos de las 
moléculas del colector. 
e) La teoría del ángulo de contacto. Esto postula que la flotación está 
relacionada con la histéresis del ángulo de contacto. Cuanto menor es el 
ángulo de contacto, menor es la probabilidad de flotación, y esto se vuelve 
igual a 0 cuando el ángulo de contacto es igual a 0 °. 
 
3.1.2 El concepto fisicoquímico del mecanismo de flotación 
En el intento de explicar el mecanismo de flotación, la opinión se dividió entre 
la adsorción y la reacción química. Existe mucha evidencia de que tanto la 
adsorción como la reacción química juegan su parte en cada separación por 
flotación. El concepto fisicoquímico del mecanismo de flotación tiene en 
cuenta las propiedades de la química física como la energía superficial, la 
tensión superficial, la adsorción, el ángulo de contacto, la polaridad, el estado 
de la superficie y la reactividad, así como la química de la superficie. 
 
Una partícula mineral se une a una burbuja de aire cuando su superficie es 
hidrófoba y, a la inversa, una partícula con una superficie hidrófila no se 
adherirá a una burbuja de aire. Este hecho es evidente a partir de una 
consideración teórica de las relaciones del ángulo de contacto en el límite 
mineral superficie-agua-aire, y se ha verificado experimentalmenteen un 
gran número de casos. Se han observado dos tipos de unión de burbuja en 
la práctica de flotación real. En un tipo, la partícula mineral se encuentra en 
la interfaz líquido aire, y parte de ella se proyecta en el espacio aéreo. Este 
es el tipo de archivo adjunto que sería predicho por la teoría. En un segundo 
tipo de unión, la partícula mineral está completamente en el líquido, pero es 
contigua a la burbuja. En este caso, es probable que el mineral se mantenga 
en la capa interfacial adsorbida entre el aire y el líquido. En cualquier caso, 
el mineral flotante tiene una superficie hidrófoba, mientras que el no flotante 
es hidrófilo. Prácticamente todos los minerales que se encuentran en estado 
natural poseen una superficie hidrofílica. La función del colector es convertir 
la superficie del mineral que se va a flotar de un estado hidrofílico a uno 
hidrofóbico. Al mismo tiempo, no debe alterar la superficie hidrofílica de la 
ganga. Ha habido una considerable controversia sobre el mecanismo real 
por el cual el colector ejerce su asombrosa acción selectiva. Una escuela 
sostiene que en la mayoría de los casos hay una reacción química 
estequiométrica entre el colector y el mineral, que se produce solo en las 
capas superficiales del mineral insoluble y da como resultado un compuesto 
hidrófobo. El otro argumento es que el colector está adsorbido y orientado 
en la superficie del mineral para formar una película hidrofóbica. 
 
La hipótesis de la reacción química se establece de la siguiente manera por 
Taggart, Taylor y Knoll [28]: "Todos los reactivos disueltos que, en pulpas de 
flotación, ya sea por acción sobre las partículas flotantes o no flotantes 
afectan su flotabilidad, función a causa de reacciones químicas de tipos bien 
reconocidos entre el reactivo y la partícula afectada ". "Reacciones químicas 
de tipos bien reconocidos" es una descripción cuyo significado difiere de un 
metalúrgico a otro; parece, sin embargo, que, en la práctica, la hipótesis 
equivale a una afirmación de que la metátesis tiene lugar entre el mineral y 
el agente, produciendo un producto de reacción menos soluble que precipita 
en la superficie del mineral. 
 
La hipótesis de adsorción adoptada por Wark [29] puede ser establecida de 
la siguiente manera: "Todos los iones disueltos en un licor de pulpa de 
flotación se adsorben en superficies minerales. En cada superficie mineral, 
la adsorción de cada ion disuelto es específico; es decir, depende del ion 
disuelto y del mineral; esta adsorción de iones específica también es una 
función de la concentración del ion disuelto considerado y de otros iones 
disueltos, Si y cuando una proporción suficiente de la superficie mineral está 
cubierta por los iones colectores efectivos, la partícula se vuelve flotable ". 
 
Algunos trabajos rusos [30] sobre los agentes de flotación conocidos como 
xantatos ampliamente utilizados explican su acción debido a la interacción 
entre los aniones del xantato y el catión disuelto de la galena, calcopirita, 
pirita, blenda o minerales similares bajo tratamiento. Esto conduce a la 
precipitación del xantato de metal pesado y a su unión selectiva a la partícula 
 
de sulfuro en la pulpa. En la flotación de calcita, barita, espato flúor y 
minerales polares no metálicos similares, la acción es más compleja. 
 
Los colectores siguen la regla de composición general de los agentes 
tensoactivos porque poseen porciones polares (hidrófilas) y no polares 
(hidrófobas) en la molécula. La porción polar se une por medios químicos o 
de adsorción a la superficie de la partícula, dejando los radicales no polares 
extendidos en el agua que rodea la partícula. Si entonces una burbuja de 
aire entra en contacto con esta superficie, existe la posibilidad de que se 
reduzca la superficie total del líquido. La referencia de la figura siguiente 
demostrará este hecho. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
3.1.3 Mecanismo de interacción entre el colector y la superficie 
 
En la figura se puede ver que la burbuja está rodeada por moléculas de 
espuma y la superficie por moléculas colectoras, ambas de naturaleza polar. 
 
3.1.4 Aspectos teóricos de la flotación de minerales de plomo y zinc 
La mayor parte del plomo y zinc del mundo procede de sus depósitos de 
sulfuros, que generalmente se presentan como bandas finamente 
diseminadas de galena y esfalerita con cantidades variables de pirita. La 
flotación con espuma es ampliamente utilizada para la concentración de 
minerales de plomo y zinc de baja ley para cumplir con las especificaciones 
requeridas de los concentrados para la extracción de metales (Wills 1988). 
La recuperación de los minerales que contienen plomo y zinc, así como la 
selectividad de la separación, están muy influenciados por las características 
mineralógicas del mineral y los diversos parámetros del proceso. La flotación 
selectiva del mineral de plomo y zinc depende de una serie de parámetros 
como la distribución del tamaño de partícula de la alimentación, el colector, 
el espumante, el depresor, el activador, el pH de la pulpa, el relimpiado y la 
limpieza en múltiples etapas de los concentrados rougher, etc., diagrama de 
flujo de proceso para una muestra de mineral dada, es necesario examinar 
los efectos de diferentes variables en el rendimiento del proceso (Pradip, Das 
y Singh 1995). 
 
Hoy en día, debido a la limitación de las fuentes y suministros de materias 
primas minerales y la necesidad de tratar minerales de grados cada vez más 
bajos, así como aquellos que son finos, complejos desde el punto de vista 
mineralógico y refractarios, se debe desarrollar mejoras tecnológicas en los 
procesos de flotación. 
 
 
La flotación es, de hecho, el proceso más común en la separación de sulfuros 
metálicos y es la principal forma de recuperar metales valiosos como plomo 
(Pb) y zinc (Zn), o cobre (Cu) a partir de los minerales. 
 
Se sabe que la separación por flotación de los minerales útiles de la ganga 
en una pulpa acuosa ocurre cuando las partículas con superficies polares, 
hidrófilas o humectables permanecen en la fase líquida, mientras que las 
partículas con superficies apolares hidrófobas o no humectables se adhieren 
a las burbujas de aire. Los colectores o los reactivos depresores / activadores 
modifican las características superficiales de los minerales, lo que influye en 
la afinidad hacia el agua. Por lo tanto, la investigación de nuevas tecnologías 
de separación se refiere principalmente a la búsqueda de nuevos reactivos 
de flotación. 
 
De hecho, el valor de un concentrado de flotación que contiene un mineral 
dado, del cual se extrae un metal deseado mediante un proceso metalúrgico, 
disminuye con un aumento en la presencia de minerales que contienen 
metales distintos al de mayor interés. Por lo tanto, es necesario diseñar 
nuevos colectores específicos para separar el mineral deseado de la ganga. 
Los colectores generalmente empleados en la flotación son surfactantes que 
forman, por ejemplo, enlaces electrostáticos con los sólidos (Leja 1982). Por 
lo tanto, la dificultad surge cuando un mineral metálico en particular, como 
los sulfuros de Pb o Zn, debe separarse de un mineral de composición 
compleja o de baja ley (minerales de sulfuro complejo) o cuando las 
propiedades superficiales del mineral (mineral oxidado de Pb y Zn) la 
 
respuesta a la flotación se obtiene un concentrado extremadamente pobre. 
Para superar este inconveniente básico en la flotación de mineral metálico, 
se ha investigado la posibilidad de utilizar nuevos compuestos dotados de 
una gran afinidad por los metales mismos. La búsqueda de nuevos reactivos 
para la flotación mineral busca descubrir colectores (o depresores) capaces 
de vincularse más selectivamente con un elemento dado presente en el 
mineral. 
 
3.1.5 Minerales complejos sulfurados de Plomo y Zinc 
Minerales complejos sulfurados dePb-Zn se han definido como aquellos 
minerales para los cuales es difícil recuperar uno o más productos selectivos 
de calidad aceptable y valor económico con pérdidas mínimas y a costos 
razonables. Los minerales de sulfuro complejo son asociaciones íntimas y 
finas de calcopirita (CuFeS2), esfalerita (ZnS) y galena (PbS), diseminadas 
en pirita dominante y que contienen cantidades valiosas de elementos 
menores. 
 
En general, los colectores empleados para la recuperación de sulfuro son 
del tipo tiol, y los más utilizados son los xantatos. Se han llevado a cabo una 
gran cantidad de estudios sobre xantatos, examinando su mecanismo de 
adsorción mediante técnicas espectroscópicas tales como espectroscopía 
infrarroja (Giesekke 1983, Kongolo y col., 1984, Little y col., 1961, Marabini 
y col., 1983), técnicas IRATR (Mielczarski). et al., 1987, Mielczarski et al., 
1981), espectroscopía de fotoelectrones de rayos X (XPS) (Laajalehto y 
 
otros, 1988, Page y otros, 1989), y también por técnicas colorimétricas 
(Partyka et al., 1987, Arnaud et al. 1989). 
Sin embargo, los xantatos son activos en toda clase de minerales de sulfuro, 
en lugar de ser específicos para un mineral individual. Por lo tanto, para flotar 
un mineral dado de una mezcla de minerales que pertenecen a la misma 
clase de sulfuro, se usan modificadores para hacer más específica la acción 
del colector y para mejorar la eficiencia de separación (Finkelstein et al., 
1976). 
 
Sin embargo, hay muchos problemas en este procedimiento y los resultados 
deseados no siempre se obtienen, especialmente en el caso de minerales 
de una composición compleja como en el caso tratado. 
 
De ahí la importancia de buscar colectores capaces de vincularse 
selectivamente con un solo mineral dado en lugar de con toda la clase. La 
vinculación selectiva es posible si la estructura del colector incorpora grupos 
activos que tienen afinidad específica para cierta característica de catión de 
la superficie del mineral. 
 
Por lo tanto, la búsqueda de nuevos reactivos más selectivos para la flotación 
de sulfuros minerales se refiere principalmente a los reactivos formadores de 
quelatos. De hecho, los reactivos quelantes son reactivos complejantes 
particulares que consisten en moléculas orgánicas grandes, capaces de 
unirse al ion metálico a través de dos o más grupos funcionales, con la 
formación de uno o más anillos, formando así un enlace muy estable. La 
 
estabilidad de los quelatos de metales está influenciada por muchos factores 
que gobiernan la selectividad y especificidad de la reacción de quelación. 
Se conocen ejemplos del uso de reactivos quelantes en flotación a partir de 
estudios sobre colectores de tiol tradicionales. De hecho, tanto el 
dixantógeno como el tionocarbamato actúan como reactivos quelantes 
(Ackerman et al., 1987). Existen muchos estudios sobre agentes quelantes 
como colectores más selectivos que los xantatos (Marabini et al., Rinelli y 
otros, Usoni y otros, Barbaro y otros, Somasundaran) y Pradip publicó una 
revisión sobre este tema (Pradip 1988). El uso de reactivos de tipo quelato 
ofrece la posibilidad de mejorar la selectividad en la separación por flotación 
de minerales de sulfuro complejos (Marbini et al., 1990 y 1991). 
 
Los minerales de plomo-zinc son los minerales más abundantes en el mundo 
y se encuentran en todas partes, como América del Norte, América del Sur, 
la Península de los Balcanes, Europa, Rusia, Australia y África. Existe una 
variedad bastante grande de minerales, que van desde minerales 
carbonáceos que son relativamente fáciles de tratar hasta minerales 
refractarios, donde el proceso de tratamiento aún no se ha desarrollado por 
completo. Los tipos de minerales especiales, que se consideran minerales 
de plata, en realidad son minerales de plomo-zinc que se tratan 
específicamente para la recuperación de plata. La mayor parte del mineral 
de plomo-zinc contiene plata y, en menor grado, oro. Casi el 85% de la 
producción de plata en el mundo proviene de minerales de plomo-zinc. 
 
 
Se enfatiza la recuperación de plata en una gran cantidad de minerales, 
específicamente de América del Sur, y algunos de estos circuitos fueron 
diseñados para proporcionar la recuperación de plata más alta posible. El 
esquema de reactivos utilizado en el tratamiento de minerales de plomo-zinc 
varía considerablemente y depende de la naturaleza y mineralogía del 
mineral. En la mayoría de los casos, el sistema depresor NaCN-ZnSO4 se 
usa con colectores de xantato _ ditiofosfato. Estos esquemas de reactivos 
se emplean normalmente para el procesamiento de minerales carbónáceos 
y sulfuros masivos de grano grueso. Sin embargo, para el tratamiento de 
minerales de sulfuro masivos diseminados, se utiliza un esquema de 
reactivos mucho más complejo. En varios casos, se requiere quitar el zinc 
del concentrado de plomo o eliminar arsenopirita del concentrado de zinc. 
Esto se suma a la complejidad del proceso de tratamiento. 
 
El tipo de esquemas de reactivos también varía según las regiones, donde 
la aplicación de nueva tecnología (es decir, nuevos colectores y depresores) 
en algunas regiones es muy lenta y las plantas operativas dependen de los 
viejos procesos y tecnología convencionales. 
 
En cuanto a los minerales de cobre-zinc, algunos de los minerales de plomo-
zinc se tratan mediante flotación en masa seguida de separación de plomo-
zinc. Este método se utiliza básicamente en casos en los que el zinc se 
preactiva in situ o durante la molienda. También se usa para el tratamiento 
de minerales que contienen cationes solubles y minerales con pH natural 
ácido. 
 
3.1.6 Características Geológicas y Mineralógicas Generales de las 
Menas de Plomo-Zinc 
Uno de los depósitos más importantes desde un punto de vista económico 
es el de origen hidrotermal y sedimentario. Otros depósitos de valores 
económicos incluyen depósitos relacionados con rocas intrusivas félsicas 
(cicatrices de plomo-zinc), minerales en rocas sedimentarias clásticas 
(minerales de plomo-zinc alojados en arenisca) y minerales en rocas de 
carbonato. 
 
Los depósitos sedimentarios de plomo-zinc son fuentes importantes de 
plomo y zinc y representan aproximadamente el 50% de la producción 
mundial de plomo-zinc. Debido a que muchos depósitos sedimentarios se 
forman en cuencas de medio gabro, se dividen en zonas asimétricas, que 
varían en forma de venteo con montículo de formación, complejos a flancos, 
sedimentos intercalados y epiclásticos. Estos depósitos de los yacimientos 
a nivel mundial, se producen dentro de sedimentos basales que cubren 
secuencias gruesas de sincronicidad continental, gruesa de clástico de 
grano grueso y se forman a partir de la descarga de fluido hidrotermal en el 
fondo marino. Los principales rasgos característicos de estos depósitos se 
describen a continuación: 
 
La mayor parte del mineral está contenido en un cuerpo de sulfuro 
estratiforme con varias lentes, algunas de las cuales pueden tener una 
mineralogía extremadamente variable. 
 
 
Los estratiformes están compuestos principalmente de sulfuros, carbonatos, 
cuarzo, barita y materia carbonosa. En la mayoría de estos depósitos, la 
pirita es el mineral de sulfuro predominante, aunque algunos depósitos (por 
ejemplo, Sullivan y Mount Isa) son el mineral predominante. Los principales 
minerales económicos son la esfalerita y la galena. 
 
Algunos depósitos contienen cantidades significativas de plata. Estos 
depósitos pueden ocurrir en diferentes formas y formas, incluyendo faces 
sedimentarias distales, complejos de ventilación y tuberías de alimentación, 
también con mineralogía altamente variable. Desde el punto de vista del 
procesamiento, estos minerales varían significativamente en las 
características de flotación y pueden considerarse como minerales difíciles 
de tratar, hasta sulfuros masivos refractarios.La esfalerita y la galena en la 
mayoría de los minerales están finamente diseminados y requieren una 
molienda relativamente fina para lograr la liberación. Además, algunos de los 
depósitos (Grum, Canadá; Lady Loretta, Australia) contienen minerales 
secundarios de cobre, que causan problemas de selectividad entre la 
esfalerita y la galena. 
 
La presencia de pirita carbonosa, donde la pirita está contaminada con 
carbono grafítico u orgánico, influye en la selectividad entre especies de 
galena, esfalerita y pirita. Dichos depósitos son Cirque (Canadá), Mount Isa 
(Australia) y Elura (Australia). Estos minerales también contienen 
arsenopirita y otras impurezas, que influyen en las propiedades de flotación 
 
tanto del plomo como del zinc. La recuperación de plata de estos minerales 
a menudo no supera el 60%. 
 
Los depósitos de Dolstone (dolomita), o el llamado tipo de depósito del Valle 
de Mississippi (MVT), son una familia variada de minerales epigenéticos que 
ocurren predominantemente en dolstate en el que la galena y la esfalerita 
son los principales minerales de valor económico. Aunque estos depósitos 
se distribuyen en todo el mundo, los principales distritos se producen en los 
Estados Unidos y Canadá. Estos depósitos se producen en distritos que 
cubren varios cientos de kilómetros cuadrados y muestran una notable 
similitud en el ensamblaje de minerales. 
 
La mayoría de los depósitos de MVT tienen composiciones minerales 
simples (es decir, sulfuros de plomo, zinc y hierro). El cadmio, el germanio, 
el galio y el indio también están presentes en algunos depósitos y se han 
recuperado con plomo y zinc. El contenido de plata en la mayoría de estos 
depósitos es bajo y no supera los 40 g/t. Los principales minerales de las 
gangas incluyen los carbonatos, dolomita, borita y fluorita. La barita y la 
fluorita se recuperan de los minerales con alto contenido de borita y fluorita. 
 
En general, los minerales de estos depósitos son fáciles de tratar y en las 
plantas operativas, el grado de concentrado alto de plomo y zinc se obtiene 
fácilmente utilizando esquemas de reactivos relativamente simples. 
 
 
En algunas plantas operativas, el contenido de MgO del concentrado de zinc 
puede ser un problema donde se requiere el uso de depresores minerales 
que contienen magnesio. 
 
Aunque los depósitos de sulfuro masivo asociados a volcanes son 
comúnmente depósitos de cobre-zinc y cobre-zinc-plomo, varios distritos 
importantes en Sudamérica de depósitos de plomo-zinc-plata son de sulfuros 
masivos asociados a volcanes. Los principales distritos de dicha 
mineralización son la región de Cerro de Pasco, Perú; Región de Cajamarca, 
norte de Perú y El Toki, Chile. Algunos minerales bolivianos de plomo-zinc 
(Porco, Bolívar) también son de origen volcánico. El cinturón de pirita ibérica 
también está formado por origen volcánico. 
 
Las propiedades de flotación de estos minerales varían considerablemente 
y van desde los tipos de minerales fáciles de tratar hasta los minerales muy 
difíciles de tratar debido a sus características mineralógicas, refractarios. En 
algunos depósitos, cuando se produce la alteración, el mineral que contiene 
minerales arcillosos, principalmente hidróxidos de hierro e illita. Algunos de 
estos minerales contienen ganga ácida que proporciona un pH natural del 
mineral por debajo de 5.0 . Estos minerales generalmente contienen una 
gran cantidad de sales solubles, donde los depresores y colectores 
convencionales se vuelven ineficaces para el tratamiento de estos minerales. 
Uno de los métodos utilizados en el tratamiento de minerales con 
características ácidas es un método de flotación bulk de todos los sulfuros 
seguido de la separación del concentrado bulk. 
 
3.1.7 Propiedades de Flotación de Ores de Plomo-Zinc y 
Clasificación del Mineral Según la Tratabilidad 
Debido a los diferentes tipos y variedades de minerales de plomo-zinc 
diseminados por todo el mundo, sus propiedades de flotación varían 
significativamente, no solo de un depósito de mineral a otro, sino también 
dentro de los depósitos. Un ejemplo típico se puede encontrar en el 
tratamiento de minerales de la región de Faro (Canadá), donde el mineral de 
esta región está representado por aproximadamente ocho tipos de minerales 
diferentes, todos los cuales responden de manera diferente a la flotación [3]. 
Durante el procesamiento de estos minerales, se deben emplear diferentes 
esquemas de reactivos. La característica más destacada de estos minerales 
es que la galena no flota sin la presencia de cianuro. La siguiente figura 
muestra el efecto del cianuro en la flotación de galena de diferentes tipos de 
mineral. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Efecto del nivel de cianuro en la flotación de galena de diferentes 
tipos de mineral de Faro 
 
 
Durante el tratamiento de algunos minerales, el tipo de modificador de pH es 
crítico en la flotación de galena donde la galena responde bien a la flotación 
solo en presencia de carbonato de sodio. Por otro lado, en el caso de las 
minas de Tara (Irlanda), los minerales en negrita galena flotan solo en 
presencia de cal alta (pH _11.5). Esto muestra que la función de los álcalis y 
depresores en la flotación diferencial de plomo-zinc es, de hecho, reducir los 
efectos nocivos de la oxidación superficial de minerales y la presencia de 
sales solubles en los minerales. 
 
Los minerales bajos en pirita responden bien a la flotación y se pueden lograr 
excelentes resultados metalúrgicos utilizando un esquema de reactivo 
relativamente simple. 
 
Hace mucho tiempo se reconoció una gran variedad de minerales de plomo-
zinc y las consiguientes enormes diferencias en las propiedades de flotación 
de un mineral a otro y se ha intentado clasificar los minerales de plomo-zinc 
de acuerdo con sus propiedades de flotación. El énfasis en esta clasificación 
se ha puesto en el grado de oxidación, donde los tipos de mineral se dividen 
en (a) ganga ácida no oxidada y (b) oxidada y mineral que contiene minerales 
de cobre. Esta clasificación, aunque útil, cubre solo el 20% de los tipos de 
mineral, que se están tratando hoy en día. Esta clasificación también se basa 
solo en las propiedades de flotación del mineral y no incluye la naturaleza 
mineralógica de los minerales, relacionados con la flotación. Según los datos 
 
de alrededor de 230 plantas operativas en todo el mundo, los minerales de 
plomo-zinc se pueden clasificar en los siguientes seis grupos. 
 
(a) Minerales de plomo-zinc de grano grueso con contenido de sulfuro de 
hierro bajo a medio típicamente depósitos de tipo dolstone (Valle de 
Mississippi). Estos minerales tienen una mineralogía relativamente simple 
donde la galena y la esfalerita se liberan en una molienda relativamente 
gruesa (es decir, K80 110–160 m). El esquema de reactivos utilizado en el 
tratamiento de estos minerales es simple y excelente, y se lograron 
recuperaciones en casi todas las plantas operativas. 
 
(b) Minerales de sulfuro masivos con pirita, galena y esfalerita de grano 
relativamente grueso, normalmente sulfuros asociados a volcanes. Estos 
minerales generalmente no están oxidados y la esfalerita está representada 
por una relación mixta de esfalerita y marmatita con alto contenido de hierro 
que varía de esfalerita a marmatita (es decir, Milpo, Perú; Parko, Bolivia; 
Bolívar, Bolivia; Broken Hill, EE. UU. Y Dariba, India). 
 
(c) Minerales de sulfuro masivo finamente diseminados con o sin ganga 
carbonosa. Estos minerales tienen una mineralogía relativamente compleja 
donde el contenido de sulfuro de hierro varía entre 15% y 60% de FeS2. 
Además de la pirita, el mineral contiene barita y limos. Los sulfuros de hierro 
están representados por pirita o por pirita y pirrotita (Faro II, Yukon; 
Huallanca, Perú; Meggen, Alemania; Sullivan, Canadá y Mount Isa, 
Australia). 
 
 
(d) Los mineralesde plomo-zinc refractarios son minerales de plomo-zinc 
finamente diseminados donde la liberación de los minerales individuales 
ocurre a K80 <10 m. El contenido de sulfuro de hierro del mineral varía del 
10% (río McArthur, Century, Australia) al 90% (mina Caribou, Canadá). Estos 
minerales, hasta hace poco, se consideraban intratables, pero con la nueva 
tecnología el procesamiento de este mineral ahora es posible con cierto 
éxito. 
 
(e) Los minerales de plomo-zinc oxidados y alterados se caracterizan por la 
presencia de ganga ácida y el pH natural es ácido (es decir, pH 4,0–5,0). No 
pueden procesarse y el uso de cianuro está restringido debido a la presencia 
de iones solubles. La flotación bulk de galena, esfalerita o lavado de 
minerales antes de la molienda y la flotación ha sido una práctica estándar 
en el tratamiento de estos minerales. 
(f) Los minerales sulfurados de plomo-zinc-plata son las variedades de 
menas donde los minerales de plata son predominantes y el mineral se 
encuentra en los procesos principales para la recuperación de plata. La plata 
en el mineral varía de 150 a aproximadamente 500 g/t. Algunos de los 
minerales también contienen oro además de plata. Existen varios depósitos 
bastante complejos que tratan los minerales de plomo-zinc-plata, algunos de 
los cuales contienen sulfuros de manganeso (alabandita) que son difíciles de 
eliminar (Uchucchaqua, Perú). 
 
 
3.1.8 Aspectos electroquímicos en la flotación de la galena 
La flotación de menas de sulfuro, utilizando minerales con composición 
compleja, ha sido ampliamente estudiada, como lo demuestran las 
revisiones de la literatura. El propósito es obtener selectividad en el proceso. 
Algunos depresores y activadores ya son bien conocidos, como el cianuro y 
el sulfato de zinc. En casos de mezclas de minerales de plomo, cobre y zinc, 
la selectividad es pobre y los concentrados de plomo se contaminan mucho 
con los otros minerales que se originan en el mineral de plomo. 
 
El principal mineral de plomo es el sulfuro de plomo, galena, con un 
contenido teórico de 86% en peso de Pb. Ocurre naturalmente, acompañado 
de otros sulfuros y minerales de ganga. El proceso clásico de preparación 
de minerales aplica tiocolectores, como los xantatos, en un rango de pH de 
8 a 9; el concentrado resultante es 60% de Pb. Sin embargo, el mecanismo 
de la reacción aún no se ha resuelto. La teoría más antigua explica el 
proceso como uno de adsorción, con intercambio de iones entre los aniones 
xantato y sulfuro que se producen en la superficie del mineral. Es 
ampliamente reconocido que el oxígeno es esencial para el proceso de 
flotación. 
 
En el primer paso del mecanismo químico, el ion sulfuro de superficie de 
galena se oxida, produciendo sulfato de plomo y tiosulfato, y este último 
reacciona con el ion xantato X-, de la siguiente manera: 
 
 
 
El carácter hidrofóbico de la superficie de galena se atribuye a PbX2. 
 
En el mecanismo electroquímico, las reacciones de los electrodos se 
producen en la superficie de la galena que está en contacto con la solución 
acuosa que contiene ión xantato, como sigue: 
(a) reacción anódica de oxidación del colector, dando lugar a xantato de 
plomo más ditiolato: 
 
 
 
(b) reacción catódica de reducción de oxígeno, dando lugar a ion hidroxilo: 
 
 
Aquí, se aplican técnicas electroquímicas, como la voltamperometría cíclica, 
para establecer los potenciales correspondientes a las reacciones 
significativas y, en función de los resultados del análisis químico, se 
identifican los productos. El carácter hidrofílico de estos compuestos se 
verifica mediante mediciones de ángulo de contacto de muestras polarizadas 
y la efectividad de la depresión de galena se confirma mediante pruebas de 
flotabilidad realizadas en un tubo de Hallimond. El objetivo de estas pruebas 
es estrictamente medir el potencial electroquímico y la verificación de la 
aplicabilidad de la depresión electroquímica de la galena como técnica de 
flotación para separarla de la esfalerita esto lo hacemos en laboratorio. 
 
 
3.2 Análisis del Proceso Propuesto 
El proceso de flotación se ha utilizado ampliamente, durante más de un siglo, 
para separar de manera rápida y eficiente los minerales valiosos de los 
minerales de las gangas, en función de las diferencias en su hidrofobicidad 
natural o inducida. El proceso en su conjunto es muy complejo, pero puede 
describirse como la superposición de tres principios principales, es decir, 
fenómenos físicos, control químico y factores mecánicos. La flotación se ve 
fuertemente afectada por muchos factores relacionados con los minerales 
flotantes, como el grado de liberación, las propiedades de la superficie, etc., 
y muchas variables operativas. Es posible obtener un buen rendimiento de 
una planta de flotación, pero lo cual ha sido difícil de realizarlo. El rendimiento 
de la flotación industrial puede verse perjudicado por cambios inevitables en 
la corriente de alimentación en términos de caudal, grado, distribución del 
tamaño de partícula, etc. Las pruebas de flotación por lotes se han llevado a 
cabo ampliamente para investigar el efecto de varios parámetros operativos 
en el rendimiento de la flotación. El efecto del tamaño de partícula sobre el 
rendimiento de la flotación ha sido ampliamente estudiado hasta la fecha y 
se han identificado muchos factores fisicoquímicos importantes relacionados 
con el tamaño de partícula. 
 
Los minerales de sulfuro de metal, para los cuales este proceso se desarrolló 
originalmente, generalmente son de naturaleza débilmente polar y, en 
consecuencia, la mayoría tienen una superficie hidrófila. Por lo tanto, las 
moléculas colectoras como los xantatos y los ditiofosfatos se utilizan 
normalmente para aumentar la hidrofobicidad. Una esfalerita mineral de 
 
sulfuro (ZnS) responde mal a los colectores tiólicos debido a la relativa 
inestabilidad del zinc-xantato y comúnmente se trata con soluciones de 
sulfato de cobre para activarlo. En la flotación diferencial de minerales de 
sulfuro polimetálico, los sulfuros de cobre y la galena se separan por flotación 
de la esfalerita en condiciones ligeramente alcalinas y la esfalerita se flota 
después de la activación con sulfato de cobre. La activación de la esfalerita 
por iones metálicos como Cd (II), Pb (II), Ag (I) y especialmente Cu (II) se ha 
estudiado ampliamente. 
 
La flotación selectiva de minerales de sulfuro complejos plantea varias 
dificultades debido a las características mineralógicas, la liberación 
incompleta y las diferencias químicas de flotación entre los minerales. La 
mineralogía compleja, relacionada con la química de flotación difícil, ha 
obstaculizado el beneficio económico de varios grandes yacimientos de 
mineral en todo el mundo. Los procesos de flotación secuencial de plomo-
zinc generalmente usan flotación diferencial para recuperar la galena en las 
primeras etapas de la flotación, seguida de la flotación de esfalerita. Esto es 
posible gracias a la aplicación de reguladores y depresores apropiados que 
permiten la adsorción selectiva de los colectores. En la flotación de minerales 
de baja ley, la distribución óptima de los reactivos de flotación y la 
optimización de los parámetros del proceso son de especial importancia. En 
estas condiciones óptimas, podría ser posible desarrollar un diagrama de 
flujo del proceso para la producción económica de esfalerita a partir de tales 
minerales. Un diagrama de flujo alternativo practicado en varias plantas 
operativas es el diagrama de flujo de flotación a granel. Este diagrama de 
 
flujo es ventajoso cuando la selectividad entre plomo y esfalerita se ha 
deteriorado después de usar el método de flotación secuencial. 
 
Este trabajo de investigación trata sobre la flotación de mineral de plomo-
zinc de baja ley con pirita, un contenido de 4% de Fe se define como mineralde sulfuro finamente diseminado de la región central del Perú. En este 
estudio, el efecto de la dosificación del colector (amil xantato de potasio) y 
del activador (CuSO4), el pH de la pulpa, el tiempo de flotación, el tamaño de 
partícula y varios reactivos promotores como el ditiofosfato (Aero 3477), el 
colector a base de fosfina (Aero 3418 A ) y el etil xantato de potasio (PEX) 
se ha investigado en la recuperación de concentrado bulk de zinc-plomo. La 
flotación secuencial de plomo-zinc no puede estudiarse debido al hecho de 
que la liberación de los minerales individuales ocurre por debajo de d80, 
aproximadamente 16 mm para la esfalerita y 10 µm para la galena. 
 
 
 
 
 
 
 
 
CAPITULO IV 
METODOLOGIA EXPERIMENTAL DE LA 
INVESTIGACIÓN 
La metodología de investigación para llevar a cabo esta investigación es 
iniciada por el planteamiento del diseño del estudio en general que es 
entendido como la formulación científica de la investigación, este comienza 
con el planteamiento del problema, para el efecto se hace un análisis teórico, 
realizándose en primer lugar la revisión de la literatura que permite más 
adelante plantear el trabajo desde un punto de vista teórico, logrando 
fundamentar la tesis para plantear posteriormente las estrategias de 
experimentación en el laboratorio, donde se deben de definir los materiales 
y equipos necesarios, plantear el número de pruebas tanto previas como las 
definitivas, al final se presentan y discuten los resultados. 
 
4.1 Métodos de Investigación 
4.1.1 Materiales 
La muestra mineral utilizada en el desarrollo de la investigación 
experimental proviene de una zona previamente muestreada de la 
zona de depósitos de minerales de la Planta Concentradora de Huari 
de propiedad de la UNCP. 
 
Los reactivos a emplear son: 
* Xantato amílico de potasio 
* Xantato etílico de potasio 
* Metil isobutil ketona (MIBK) 
* Silicato de sodio 
* Aerophine 3418 
* Aero 3477 
* Sulfato de cobre 
* Carbonato de sodio 
* Agua desionizada 
 
4.1.2 Equipos 
La muestra previamente triturada en una chancadora es molida en un 
molino de bolas de laboratorio, la pulpa es flotada en una celda Denver 
de laboratorio D12 de 1 L de capacidad. 
 
4.1.3 Método 
Las muestras de mineral, son primeramente analizados químicamente y 
mineralógicamente, para más adelante desarrollar las pruebas 
experimentales de flotación y posteriormente observar los resultados de 
las condiciones de flotación bulk. 
Las pruebas de flotación se desarrollarán bajo condiciones estándares 
de proceso añadiéndole los reactivos de acuerdo al proceso 
experimental explicado en el procedimiento experimental. 
 
La investigación experimental se realizará de acuerdo al análisis del 
proceso propuesto Los resultados obtenidos son sistematizados y 
procesados, para finalmente ser presentados y discutidos. 
 
4.2 Procedimiento Experimental 
En los experimentos se utilizó mineral de sulfuro de Pb-Zn de bajo grado que 
contenía 3,5% de Zn, 1% de Pb y 1,9% de Fe de la región central de nuestro 
país, específicamente de la cancha de minerales de la Planta Metalúrgica de 
Huari de propiedad de la UNCP. Se realizaron análisis de difracción de rayos 
X, microscopía electrónica de barrido, análisis de espectroscopía de rayos X 
dispersivos de energía para caracterizaciones de minerales. El análisis de 
difracción de rayos X determinó que el mineral contiene esfalerita, galena y 
pirita como minerales metálicos y minerales del grupo mica, calcita, dolomita 
y cuarzo como minerales de ganga. La composición química del mineral se 
da en la Tabla-1. 
 
TABLA – 1 
COMPOSICION QUIMICA DEL MINERAL 
Componente (%) Elemento (%) Elemento (%) 
Na2O 0.01 Pb 1.01 Co <0,002 
MgO 10,04 Zn 3.48 Mn 0.04 
Al2O3 4.70 Fe 1.90 C 7.68 
SiO2 16.74 Cu 0.003 S 4.05 
K2O 1.23 Cd 0.03 Ag (ppm) 3.70 
CaO 20.69 Ni <0.002 
 
 
 
 
Cada muestra de mineral con una cantidad de 500 g se molió en seco 
utilizando un molino de bolas de laboratorio de manera que el 80% (d80) esté 
por debajo del tamaño de partícula predeterminado. La suspensión que 
incluye un 30% en peso de sólido preparado usando agua desionizada se 
transfirió directamente a la celda de flotación. Los experimentos de flotación 
se llevaron a cabo utilizando una máquina de flotación de laboratorio tipo 
Denver D12 con celda de 1 L de capacidad. Con el fin de eliminar cualquier 
diferencia en el potencial redox en cada prueba, la pulpa se agitó a una 
velocidad de 1500 rpm durante un período de 10 min. Después de ajustar el 
pH de la pulpa usando Na2CO3, se añadieron respectivamente una cantidad 
predeterminada de depresor, activador y colector y cada reactivo se 
acondicionó durante 3 minutos. Luego, el espumante (metil isobutil cetona, 
MIBK) se acondicionó durante 2 minutos antes de que el aire ingresara a la 
pulpa y la flotación se llevó a cabo durante 4 minutos. La espuma se desechó 
en cada 5 s a una profundidad constante, de modo que se recuperó un 
concentrado bulk durante el período de 4 minutos. Después de la flotación, 
los concentrados y los relaves se filtraron y secaron para el análisis químico 
y el cálculo de la masa. 
En este estudio, los colectores de flotación (amil xantato de potasio-PAX, etil 
xantato de potasio-PEX e isopropil xantato de sodio-SIPX) y el espumante 
(metil isobutil cetona-MIBK) y el depresor (silicato de sodio) utilizados en este 
estudio fueron de grado industrial. Los otros colectores, aerophine 3418A y 
aero 3477 fueron provistos por Cytec Inc. Todos los demás reactivos, 
incluidos el sulfato de cobre y el carbonato de sodio, fueron de grado 
analítico. 
 
4.3 Presentación y Discusión de Resultados 
4.3.1 Efecto del tamaño de partícula en la flotación bulk: 
Para determinar los grados de liberación mineral, se utilizó el análisis de 
liberación mineral (MLA), que es un análisis de imagen basado en SEM. 
 
La tabla 2 indica los grados de liberación de la esfalerita y la galena. Las 
partículas en el rango de 80-100% de clase de liberación son comúnmente 
presumidos como liberados. Es obvio de la Tabla 2 que una cantidad 
significativa de esfalerita y galena no se libera incluso con un tamaño de 
partícula fino (-38 µm). Además, el resultado del análisis microscópico 
basado en SEM indica que las partículas de galena se diseminaron en 
partículas de esfalerita (Fig. 1). El análisis de liberación indica que el mineral 
de galena se libera a un tamaño relativamente más fino en comparación con 
la esfalerita. En consecuencia, la flotación a granel se decidió como el 
método más adecuado para la recuperación de zinc y plomo. 
TABLA - 2 
RESULTADOS DEL ANÁLISIS DE LIBERACIÓN MINERAL 
Fracción de tamaño 
(mm) 
Liberación (%) 
Esfalerita Galena 
-2+1 12,81 3,28 
-1+0,5 11.91 2.26 
-0.5+0.3 30.32 29.38 
-0.3+0.1 23.06 19.72 
-0.1+0.075 44.06 43.33 
-0.075+0.053 42.34 34.94 
-0.053+0.038 52.14 41.05 
-0.038 65.42 55.82 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Fig. 1. Imágenes SEM y análisis EDS de mineral. 
 
 
Tabla - 3 
RESULTADOS DE LAS CONDICIONES DE FLOTACIÓN BULK 
Tamaño 
(µm) 
Colector Colector 
Adicional 
pH 
CuSO4 
(g/t) 
% 
sólidos 
Flot. hora 
(min.) 
Recuperación (%) 
Tipo (g/t) Zn Pb 
-300 
Xantato 
de 
amilo 
de 
potasio 
100 - 0.8 400 %30 4 80.57 67.98 
-150 100 - 0.8 400 %30 4 82.00 66.05 
-106 100 - 0.8 400 %30 4 86.84 75.41 
-75 100 - 0.8 400 %30 4 86.81 73.27 
-53 100 - 0.8 400 %30 4 81.36 62.18 
-106 100 - 0.8 400 %30 4 85.97 71.99 
-106 50 - 0.8 400 %30 4 68.05 39.75 
-106 150 - 0.8 400 %30 4 90.23 76.18 
-106 200 - 0.8 400 %30 4 91.03 77.54 
-106 150 PEX 0.8 400 %30 4 90.01 76.50 
-106 150 3418ª 0.8 400 %30 4 88.97 76.62 
-106 150 3477 0.8 400 %30 4 90.16 78.97 
-106 150 - 5.0 400 %30 4 90.72 71.08 
-106 150 - 6.0 400 %30 4 89.02 70.27-106 -106 150 - 7.0 400 %30 4 90.72 72.73 
-106 150 - 9.0 400 %30 4 91.82 79.44 
-106 150 - 10.0 400 %30 4 92.11 79.30 
 
-106 150 - 8.0 0 %30 4 85.94 78.20 
-106 150 - 8.0 50 %30 4 90.46 79.59 
-106 150 - 8.0 100 %30 4 92.05 79.78 
-106 -106 150 - 8.0 200 %30 4 91.37 77.90 
-106 150 - 8.0 100 %20 4 89.89 75.21 
-106 150 - 8.0 100 %40 4 91.60 78.50 
-106 150 - 8.0 100 %30 2 74.25 65.85 
-106 150 - 8.0 100 %30 6 92.45 81.58 
-106 150 - 8.0 100 %30 8 93.22 82.68 
-106 150 - 8.0 100 %30 10 93.63 83.39 
 
 
 
 
45 
Para determinar el tamaño óptimo de partícula mineral, las muestras se 
molieron por debajo de 300, 150, 106, 75 y 53 µm. Los mejores resultados 
de recuperación se obtienen para Zn y Pb como 87 y 75% respectivamente 
a un tamaño de -106 micras. La diferencia en los porcentajes de 
recuperación de los minerales de esfalerita y galena podría atribuirse a las 
diferencias en el grado de liberación de los minerales de las gangas. Se sabe 
que el tamaño del alimento tiene un profundo efecto en la flotación y existe 
un rango de tamaños donde la mayoría de los minerales flotan mejor. Los 
problemas de recuperación aumentan con minerales finamente diseminados 
donde hay una estrecha asociación mineralógica entre los minerales de 
esfalerita, galena y ganga. Para lograr altas recuperaciones y grados de 
concentrado aceptables, la molienda es un factor clave. Sin embargo, la 
molienda de los tamaños finos presenta otros problemas para el proceso de 
flotación, ya que los altos costos de funcionamiento de la planta aumentan 
ya que la energía utilizada para la molienda aumenta y se requieren más 
reactivos debido al aumento en las áreas de superficie de partículas para la 
flotación (Tabla 3). 
 
En la (Fig. 2), las recuperaciones de metales son graficadas en función del 
tamaño de alimentación de flotación. Como se ve, las recuperaciones de zinc 
y plomo están aumentando mientras que el tamaño de la alimentación de 
flotación está disminuyendo. Sin embargo, las recuperaciones de Zn y Pb 
están disminuyendo cuando se usa el tamaño de alimentación más pequeño 
(-53 µm). La cual indica que -106 µm es el mejor tamaño de alimentación 
para la flotación a granel de mineral de plomo-zinc. 
 
 
46 
En las siguientes pruebas de flotación, se utilizaron materiales molidos en 
seco que tenían una distribución del tamaño de partícula del 90% menos 100 
µm, 80% menos 75 µm, 50% menos 18 µm mostrado en la (Fig. 3). Los 
análisis de distribución del tamaño de partícula se realizaron mediante el 
analizador de distribución de tamaño de partícula por dispersión láser Horiba 
Partica LA950V2 y el gráfico de distribución del tamaño de partícula de la 
muestra de mineral molido se presenta en la (Fig. 3). 
 
 
 
47 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Fig. 2. Efecto del tamaño de partícula (pH: 8; Na2SiO3: 800 g / t; CuSO4: 400 g / t; PAX: 100 g / t; MIBK: 50 g / t; Relación de 
sólidos: 30%; Tiempo de flotación: 4 min) 
 
 
 
48 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Fig. 3. Gráfico de distribución del tamaño de partícula de la muestra de mineral molido 
 
 
49 
4.3.2 Efecto de la cantidad del colector: 
 En esta etapa, se investigó el efecto de la cantidad de amil xantato de 
potasio en los grados y recuperaciones de Pb-Zn utilizando amil xantato de 
potasio como colector principal. Con el fin de determinar la cantidad óptima 
de colector, se experimentaron entre 50 y 200 g/t de colector en estas 
pruebas y los resultados obtenidos se muestran en la (Fig. 4). En 
consecuencia, las recuperaciones de Pb y Zn aumentaron con la cantidad 
creciente de colector hasta 150 g/t. Sin embargo, casi no hubo cambios en 
el consumo de 150 g/t de colector. En la prueba donde se usaron 150 g/t de 
amil xantato de potasio, las recuperaciones de Pb-Zn fueron 76 y 90% y los 
grados fueron 5 y 21% respectivamente 
 
 
50 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Fig. 4. Efecto de la cantidad del colector (Tamaño de partícula: -106 µm; pH: 8; Na2SiO3: 800 g/t; CuSO4: 400 g/t; MIBK: 50 
g/t; Relación de sólidos: 30%; Flotación tiempo: 4 min) 
 
 
51 
4.3.3 Efecto del tipo de colector adicional: 
En estas pruebas, el etil xantato de potasio (PEX), el Aerophine 3418A 
(ditiofosfinato de diisobutilo de sodio) y el Aeropromoter 3477 (ditiofosfato) 
se experimentaron como colectores además del amil xantato de potasio. La 
cantidad de amil xantato de potasio fue de 150 g/t y la cantidad de colector 
adicional fue de 75 g/t. El uso de colectores adicionales no tuvo un efecto 
importante en las recuperaciones de zinc y plomo (Fig. 5). 
 
 
 
52 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Fig. 5. Efecto del tipo de colector adicional (Tamaño de partícula: -106 µm; pH: 8; Na2SiO3: 800 g / t; CuSO4: 400 g / t; PAX: 
150 g / t; MIBK: 50 g / t; Sólido Ratio: 30%; Tiempo de flotación: 4 min.) 
 
 
 
53 
4.3.4 Efecto del pH 
Se estudiaron seis valores de pH diferentes para la activación y flotación de 
esfalerita y galena. Los resultados obtenidos de estos experimentos se dan 
en la (Fig. 6). Si bien no hubo un efecto significativo del pH para la 
recuperación de esfalerita, los mejores resultados para galena se obtuvieron 
en el rango de pH de 8-9. También se observó que los minerales del grupo 
mica flotaban y floculaban a valores de pH más altos. Para evitar los efectos 
negativos de estos minerales durante la flotación de limpieza, será apropiado 
mantener el pH en el rango de 8-9. 
 
 
54 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Fig. 6. Efecto del pH (Tamaño de partícula: -106 µm; Na2SiO3: 800 g/t; CuSO4: 400 g/t; PAX: 150 g/t; MIBK: 50 g/t; Relación 
de sólidos: 30%; Flotación hora: 4 min) 
 
 
 
55 
4.3.5 Efecto del activador de esfalerita: 
Se usó amil xantato de potasio como colector a una dosis de 150 g/t en 
cantidades de 0, 50, 100, 200, 400 g/t de sulfato de cobre como el activador 
y el espumante (metil isobutil cetona ) se mantuvo constante a 50 g/t durante 
estas pruebas. 
 
La Fig. 7 muestra la flotación de la esfalerita en función de la concentración 
de sulfato de cobre a pH 8. En el caso de no adición de CuSO4, la 
recuperación de la esfalerita fue relativamente alta (aproximadamente 85%). 
La activación de la esfalerita (sin adición de activador) puede explicarse por 
el hecho de que las partículas finas de galena dispersas son propensas a la 
oxidación superficial y, por lo tanto, liberan iones Pb2 + en solución. Los 
cationes de plomo son conocidos activadores de esfalerita 38. La 
recuperación de esfalerita aumentó hasta 100 g/t de uso de CuSO4, mientras 
que el aumento de la adición del colector de 100 a 400 g/t no mejoró 
significativamente la recuperación máxima. La adición de sulfato de cobre 
aumentó la recuperación de la esfalerita, lo que sugiere la activación de la 
esfalerita por los iones de cobre y la formación de especies hidrófobas en la 
superficie de la esfalerita. El rendimiento de flotación de la esfalerita depende 
del nivel de activación de la superficie. La figura 7 indica que la adición de 
una gran cantidad de CuSO4 disminuyó ligeramente la recuperación de 
galena. A 100 g/t de sulfato de cobre, se recuperó 92% de esfalerita y 80% 
de galena. 
 
 
56 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Fig. 7. Efecto de la cantidad de CuSO4 como activador (Tamaño de partícula: -106 µm; pH: 8; Na2SiO3: 800 g/t; PAX: 150 
g/t; MIBK: 50 g/t; Relación de sólidos: 30%; Flotación tiempo: 4 min.) 
 
 
 
57 
 
4.3.6 Efecto de la relación sólida: 
Se estudiaron tres relaciones sólidas para la flotación de esfalerita y galena. 
Los resultados obtenidos se dan en la Fig. 8. En consecuencia, las 
recuperaciones de esfalerita y galena han aumentado hasta un 30% de 
relación sólida, las recuperaciones se han mantenido sin cambios en una 
relación