Tesis

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UNIVERSIDAD NACIONAL DEL CENTRO DEL PERÚ
FACULTAD DE INGENIERÍA METALÚRGICA Y DE
MATERIALES
TESIS
Presentada por:
Bach. BERNARDO VILLANUEVA, Eudes Wimer
Bach. PACO ENRIQUEZ, Wilmer Rubén
Para Optar el Título Profesional de:
INGENIERO METALURGISTA Y DE MATERIALES
Huancayo - Perú
2015
“COMPORTAMIENTO DEL CONTENIDO DE PIRITA EN LA
FLOTACIÓN DE MEZCLAS CHALCOPIRITA/PIRITA EN LA
UNIDAD CHUNGAR DE VOLCAN CIA MINERA S.A.A.”

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ASESOR:
ING. ELÍAS CHACCHA TINOCO

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DEDICATORIA
Dedicamos este trabajo a todas y cada uno de los individuos de las nuevas
generaciones que directa o indirectamente deseen conocer esta
investigación para fundamentar y ajustarlos a sus propios estudios, de esa
manera estaremos satisfechos del esfuerzo hecho, así como también
deseamos que vuestros trabajos sirvan a otros a lo largo de la línea del
tiempo y ello siga contribuyendo en un sin fin de avance y tecnología para
nunca extinguir el progreso de nuestra humanidad. Nuestra dedicatoria
especial a nuestro Padre Dios, nuestros padres que con tanto amor y
esmero estimularon nuestro crecimiento como personas tanto de forma
física, espiritual y moral; a nuestra segunda casa, la Facultad de Ingeniería
Metalúrgica y de Materiales de la Universidad Nacional Del Centro Del Perú,
que sin ella no hubiésemos tenido las direcciones y guías que con esmero
y dedicación terminaron en la culminación de nuestra carrera.
Los Autores.

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AGRADECIMIENTO
A Dios.
A Nuestros Padres, Hermanos y demás familiares.
A la Universidad Nacional Del Centro Del Perú.
A las personas que nos apoyaron e incentivaron a continuar con nuestro
trabajo.
A todos y cada uno de nuestros profesores que han contribuido para
nuestros conocimientos y actitudes.
Ala Unidad Chungar De Volcan Cia Minera SAA. quien nos abrió sus
puertas para nuestro aprendizaje.
A nuestra querida facultad
Los Autores.

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TESIS
“INFLUENCIA DEL CONTENIDO DE PIRITA EN LA
FLOTACIÓN DE MEZCLAS CHALCOPIRITA/PIRITA EN LA
UNIDAD CHUNGAR DE VOLCAN CIA MINERA”
INTRODUCCIÓN
La flotación es considerada en la actualidad como la técnica más
importante de beneficio de minerales, para la separación de los minerales
valiosos de la ganga o mineral no valiosa, se trata de una de las
aplicaciones más complejas de la química de superficies.
En la Empresa Administradora Chungar S.A.C Unidad Animón de Volcan
Cia Minera S.A.A. se tratan minerales polimetálicos que están constituidos
por especies sulfuradas de cobre, plomo, zinc y plata; razón de más para
que surjan problemas metalúrgicos que se presentan en la concentración
de estos.
La flotación de minerales implica un proceso en la que están involucradas
tres fases, es decir la pulpa (la mezcla de minerales valiosos y los de ganga
ambos finamente molidos con el agua) además de las burbujas de aire. Al
existir este sistema heterogéneo, necesariamente tienen que ocurrir

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interacciones, especialmente entre los sólidos y los líquidos, pueden ocurrir
mecanismos de disolución simple, disolución en los que implican
reacciones químicas y más aún reacciones electroquímicas como
consecuencia de procesos de interacciones galvánicas entre las especies
mineralógicas existentes en la pulpa, los cuales poseen diferentes
potenciales de reposo que puede originar potenciales mixtos, que hace que
unas especies se reduzcan electroquímicamente y otras se oxiden, estos
fenómenos pueden ocasionar formación de fenómenos como la formación
de capas superficiales sobre las especies minerales de interés y que
lógicamente pueden afectar los mecanismos de adsorción de los reactivos
de flotación y los que a su vez modifican sus propiedades hidrofílicas o
hidrofóbicas de las especies sólidas. El objetivo general de este estudio fue
comprender el efecto del contenido de la pirita en la performance de la
flotación de las mezclas chalcopirita/pirita de ambos minerales, usando un
medio de molienda cerámico completamente inerte. En este trabajo, un
modelo mixto, sistema compuesto por minerales de chalcopirita (CuFeS2)
y pirita (FeS2) con diferentes contenidos de pirita (20-80 % en peso) se
utilizó para investigar el efecto de la pirita en la química de la pulpa y la
recuperación de la chalcopirita.
Este trabajo de tesis, está estructurado de la siguiente forma, el primer
capítulo presenta las generalidades del estudio, en el segundo se formula
la investigación, en el siguiente se muestran los fundamentos teóricos, y en
un cuarto capítulo se expone la parte experimental de la investigación, que

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comprende de la parte el trabajo de laboratorio, luego la presentación y
discusión de resultados.
Ponemos a consideración de los Señores Miembros del Jurado y
esperamos que el presente trabajo cumpla con las expectativas de la
Facultad
.
Los Autores

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INDICE GENERAL
Página
Dedicatoria…………………………………………………………………………..…3
Agradecimiento………………………………………………………………………...4
Introducción……………….……………………………………………………………5
Resumen……………………………………………………………………………...11
Capítulo I
GENERALIDADES
1.1 Aspectos generales de la Empresa Administradora Chungar S.A.C………12
1.2 Perspectivas de la UEA Animon en la Empresa Volcan Cía. Minera S.A…...23
Capítulo II
FORMULACIÓN DE LA INVESTIGACIÓN
2.1 EL PROBLEMA………………………………………………………….……….28
2.1.1 Planteamiento Del Problema……………………………………….....…28
2.1.2 Formulación Del Problema…………………………………………..…...30
2.1.2.1 General…………………………………………………………… 30
2.1.2.2 Específicos………………………………………………………..30
2.2 Objetivos……………………………………………………….……………...….31
2.2.1 Objetivo General……………………………………………….…..…..…..31
2.2.2 Objetivos Específicos…………………………………………...…………31
2.3 Justificación………………………………………………………………………31
2.4 Planteamiento de la Hipótesis…………………………………………...……..32
2.4.1 General…………………………………………………………………….32
2.4.2 Específicas…………………………………………………………….…..32
2.5 Variables……………………………………………………………..…………..33

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Capitulo III
MARCO TEÓRICO
3.1 Teoría Básica………………………………………………...……..…………...34
3.1.1 Procesos de Separación y Concentración de Minerales……………..……..34
3.1.2 Campo de Procesamiento de Minerales…….....................................36
3.1.3 Flotación de Minerales………………………………………….....……..37
3.1.4 Flotación de Sulfuros Polimetálicos……………………………….……40
3.1.5 Flotación de Sulfuros de Cobre, Plomo y Zinc…………………….......41
3.1.6 Flotación Bulk Cobre-Plomo……………………………………….…….41
3.1.7 Depresión de esfalerita y pirita…………………………..………………42
3.1.8 Activación y Flotación de Sulfuros de Zinc……………………………..43
3.1.9 Separación de Cobre / Plomo……………………………….…………..44
3.1.10 Depresión de Minerales de Cobre Cianuro de Sodio………………..45
3.1.11 Cianuro de Sodio y Compuestos……………………………...………..45
3.1.12 Permanganatos……………………………………………………….…45
3.1.13 Depresión de Minerales de Plomo…………………………………….45
3.1.14 Bisulfitos, sulfitos………………………………………………………...46
3.1.15 Dicromato…………………………………………………………………46
3.1.16 Carboximetil Celulosa …………………………………………………..47
3.1.18 Consideraciones Electroquímicas…………………………….……….48
3.2 Análisis del Proceso Presupuesto……………………………………………..51

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Capítulo IV
METODOLOGIA EXPERIMENTAL DE LA INVESTIGACIÓN
4.1 Métodos de Investigación…………………………………………………….....55
4.1.1 Materiales……..…………………………………………………………..55
4.1.2 Equipos…………………………………………………………………….55
4.1.3 Método………………………………………………………………….….56
4.2 Procedimiento Experimental.……………………………………………….…..57
4.2.1 Materiales y Reactivos…………………………………………………....57
4.2.2 Pruebas de Molienda y Flotación………………………………………..58
4.2.3 Análisis de los Datos de Flotación……………………………………….61
4.2.4 Sustracción de Arrastre…………………………………………….…….62
4.2.5 Técnicas………………………………………………………………...….63
4.2.5.1 Extracción con EDTA…………………………………………..……….63
4.2.5.2 Espectroscopía Fotoelectrónica de Rayos X (XPS)…………………64
4.2.5.3 Espectrometría de masas de iones secundarios -Time of flight (TOF-SIMS)…....65
4.3 Presentación y Discusión de Resultados………………………………..…....66
4.3.1 Resultados de Flotación………………………………………………….66
4.3.1.1 Efecto del contenido de pirita sobre la flotación de la calcopirita….66
4.3.1.2 El papel del potencial redox de la pulpa (Eh) y el oxígeno disuelto (DO)…………71
4.3.1.3 Análisis de la Solución y la Superficie…………………………………73
CONCLUSIONES………………………………………………………………..91
RECOMENDACIONES………….………………………………………………93
REFERENCIAS BIBLIOGRAFICAS……………….......................................94

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RESUMEN
En la flotación de minerales de cobre, varias plantas de procesamiento
reportaron que la recuperación de cobre que se ve afectado por la proporción y
la reactividad de la pirita en el mineral, con el efecto cada vez más intensa
cuando las partículas del alimento son más finas como resultado de la
remolienda. En este trabajo, un modelo mixto sistema compuesto por minerales
de chalcopirita (CuFeS2) y pirita (FeS2) con diferentes contenidos de pirita (20-
80 % en peso) se utilizó para investigar el efecto de la pirita en la química de la
pulpa y la recuperación de la chalcopirita. Las pruebas de flotación demostraron
que la cinética de flotación de la chalcopirita, recuperación y grado, así como el
potencial de oxidación de la pulpa, disminuyeron con el aumento del contenido
de la pirita, mientras que la recuperación de la pirita fue mayor. Análisis de
superficies (XPS, TOF-SIMS y EDTA) indicaron que la activación con cobre de
la pirita se incrementó con el contenido de la pirita, facilitando su recuperación.
La disminución de la recuperación de la chalcopirita puede atribuirse a una mayor
oxidación de la superficie.

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CAPITULO I
GENERALIDADES
Aspectos que corresponden a la Unidad Minera materia de este estudio, es
presentada en el presente capítulo, así como algunos aspectos de importancia
que ayudarán a enmarcar el ámbito de estudio de esta tesis.
1.1 Aspectos generales de la Empresa Administradora Chungar S.A.C
La Empresa Administradora Chungar S.A.C. (EACH), Operadora de la
Unidad Minera Animón, donde se efectúan actividades concernientes a la
Industria Minera y Metalúrgica, y comprende entre otras las labores de
exploración, desarrollo, preparación, cubicación, explotación, transporte y
beneficio de minerales polimetálicos, cuyos productos principales son los
concentrados de Zinc, Plomo y Cobre.
Ubicación de la Mina Animón La unidad minera ANIMON está ubicada en
el distrito de Huayllay localizada en la Sierra Central del Perú al suroeste de
Cerro de Pasco, en el borde oeste de la meseta andina de Junín, a una altitud
comprendida entre los 4250 msnm y 4830 msnm. A 149km de distancia en
línea recta al NE de la ciudad de Lima. Partiendo de la ciudad de Lima el
acceso se efectúa a través de la Carretera Central hasta la ciudad de La
Oroya, donde tomamos la carretera de la izquierda hacia la ciudad de Cerro
de Pasco.

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Topografía y Fisiografía de la Zona
Se caracteriza por una topografía moderada y estable en sus partes bajas.
En dirección Este y Oeste se observan agudas colinas que alcanzan los 5
500 msnm y pertenecen a las cordilleras que dominan los bordes de la
meseta andina; estos picos forman parte de la cordillera occidental y
cordillera oriental.
Clima y Meteorología
El área de influencia directa se halla comprendida en el clima “tundra seca
de alta montaña”. Las condiciones climáticas propias de la zona han sido
registradas consecutivamente en diferentes estudios contando para ello con
la Estación propia de la Empresa.
Calidad del Aire
El monitoreo de Calidad de Aire para la determinación de la Línea de Base,
se realizó en cinco (05) estaciones de control, evaluando las estaciones

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antiguas e incorporando datos en estaciones nuevas, bajo la predominancia
de la dirección del viento en esta zona.
Geología
Animon geológicamente comprende el sector sur de un yacimiento de tipo
filiniano de origen hidrotermal, que se desarrolla en el ámbito de un anticlinal
con plunge norte y alas simétricas donde se distribuyen un conjunto de vetas
de orientación este-oeste y de buzamientos norte-sur.
La mineralogía principal se caracteriza por estar constituida por mena de
esfarelita, galena, calcopirita, sulfosales de plata y ganga de cuarzo y
carbonatos. Los suelos coluviales se encuentran en los taludes del valle,
formando taludes de escombros en varias de las sub cuencas en las áreas
montañosas de recarga, esto es resultado de la caída de rocas y
deslizamientos de las rocas meteorizadas que contienen una gran cantidad
de arcilla residual.
La geología local muestra suelos de areniscas, lutitas y calizas muy
salificadas que podrían corresponder a una inter digitación con algunos
horizontes del grupo Casapalca.
Dentro de la geología económica, se han calculado las reservas cuyo fin
justifica la ampliación de la Planta de Beneficio además del incremento de
los precios de los metales a nivel internacional, tal como se detalla:

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Las reservas probadas y probables de la mina Animon son 4 850 038 TM
con leyes de 0,36%Cu; 3,34%Pb; 9,66%Zn y 2,36 Ag Oz/TC.

Ambiente Biológico
Flora
Se han registrado 7 especies de plantas vasculares para esta formación
vegetal, donde destacan principalmente las familias Poaceae, con 3
especies (de los géneros Calamagrostis, Eragrostis y Stipa), y las
Asteraceae con 2 especies (de los géneros Hypochoeris y Taraxacum).

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Fauna
Se registraron dentro del área de estudio un total de 14 especies silvestres
de la Clase Aves, especie de la Clase Mammalia solo por testimonios. Dentro
de la Clase Aves, el Orden que registró la mayor riqueza de especies fueron
Anseriformes, Ciconiformes, Caradriformes y Passeriformes (21%) cada
Orden; seguidos de los Gruiformes y Podicipediformes (8%) cada uno.
Especies en situación de conservación
La especie Phoenicopterus chilensis (Parihuana) se encuentra en la
categoría casi amenazada según el D.S. 034-2004-AG.
Ambiente Socio-Económico
Las Comunidades Campesinas son organizaciones tradicionales y estables
de interés público, Constituidas por personas naturales y cuyos fines se
orientan al mejor aprovechamiento de su patrimonio, para beneficio general
y equitativo de los comuneros, promoviendo su desarrollo integral, se
encuentra regulada por la Ley N° 24656.
Características de la Población
La tasa de crecimiento de la población desde el año 1981 hasta la actualidad
ha ido en incremento del 61% a un 114% en la actualidad.
Mortalidad
La tasa de mortalidad infantil para el año 2005 fue de 19,3 muertes por mil
nacidos vivos, registrando un decrecimiento del 12.5% respecto al promedio
del periodo 2001 – 2004.

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Migración
En el quinquenio de 1988-1993 la población inmigrante a la Región de Pasco
fue de 17,055 personas, de los cuales el 39.7% son inmigrantes de la Región
Junín, el 29% son inmigrantes de Lima, el 13.5% de la Región Huanuco y el
resto (17.8%) de otros departamentos.
Planta Concentradora
Para procesar 4200 TMSD en la Planta Concentradora se estima las
siguientes leyes:
Donde los ratios de concentración son:
RC Cu: 260,73 Ton Mineral / Ton Conc , Cu
RC Pb: 25,76 Ton Mineral / Ton Conc , Pb
RC Zn: 8,34 Ton Mineral / Ton Conc , Zn
Chancado
El circuito de chancado es abierto y tiene una capacidad de 200 TM/h; se
realiza en dos etapas: chancado primario y chancado secundario.

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Molienda
La molienda, en este circuito se realiza en dos etapas: Molienda primaria y
molienda secundaria, La molienda primaria lo realiza el molino de barras 9'
x 12' COMESA que opera en circuito abierto.
La molienda secundaria consta de un molino de bolas 8' x 10' COMESA que
remuele el 60% de la descarga del hidrociclón y un molino 7’x 8’ FIMA que
remuele el 40% restante en circuito cerrado.

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Flotación
La etapa de flotación se lleva a cabo en 3 circuitos:
Circuito de flotación Bulk Plomo-Cobre
En el circuito rougher y scavenger se cuenta con 01 celda RCS 30 (1060 ft3)
y 06 celdas RCS 10 (355 ft3) FIMA.
Circuito de separación Plomo-cobre,
La separación se efectúa deprimiendo el plomo y flotando el Cobre; el plomo
se deprime con una solución de bicromato de sodio, carboximetil celulosa de
sodio (CMC); y fosfato mono sódico, las espumas ricas en cobre entran a
limpiarse a un banco de 02 celdas DENVER Sp Nº 18 (18 ft3), El concentrado
de la segunda celda es el concentrado final de cobre (24% Cu) y el relave
final de todo este circuito es el concentrado final de plomo (68% Pb).

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Circuito de Flotación de Zinc,
A las colas de la flotación bulk en el cajón de las bombas se le adiciona
sulfato de cobre, cal, mezcla de xantato Z-6/Z-11(1:1) y son flotadas en el
circuito rougher usando espumante MIBC, la flotación rougher primaria se
lleva a cabo en un banco de 2 celdas RCS 30; la flotación rougher secundaria
en un banco de 3 celdas RCS 10 y el scavenger lo conforman 6 celdas RCS
10, que las colas conforman el relave propiamente dicho.
Espesamiento y Filtrado
La etapa de espesamiento para el concentrado de plomo cuenta con 01
espesador de 18' x 8' y para el filtrado dos filtros de discos, Para el
espesamiento del zinc se cuenta con 02 espesadores; el primero de 30'x 10'
y el segundo 50' x 10', el filtrado se realiza en dos filtros de discos, Para el
cobre no se cuenta con espesamiento, el concentrado final entra directo a
04 filtros de bandejas.

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Relaves
Actualmente el relave generado en la Planta que procesa 3000 TMSD es
aproximadamente de 2474 TMSD, el cual es bombeado a través de 2
bombas HR-150 instaladas en serie hacia un nido de 4 ciclones Krebs de 10"
en la parte alta de la planta, el U/F'(60% F) es almacenado en dos silos para
ser utilizado en la mina en el relleno hidráulico de los tajos; el O/F'(40% F)
se envía por gravedad a través de una tubería de polietileno de 10" de
diámetro de alta densidad hacia un cajón distribuidor en la parte alta lado
noroeste de la cancha de relaves Nº 3 ; éste cajón tiene un tubo de rebose
de 10'' y dos descargas laterales con tubería de 6” de polietileno que
alimentan a dos tanques ubicados en lo alto a los extremos del dique este
de la relavera Nº 2; estos tanques con tuberías de descarga de polietileno
de 4” permiten disponer controladamente el relave en el perímetro de los
diques de la relavera Nº 2, El depósito de relaves N° 2 está diseñado del tipo
aguas abajo alcanzando en su última etapa la cota 4604 msnm, La cancha
tiene un dique de arranque de material de préstamo con talúd de 2H:1V

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proyectado hasta una altura máxima de 17 m, La estabilidad está asegurada
ya que se controlaron los siguientes parámetros:
Coeficiente sísmico 0,15
Condición estática 1,69
Condición seudoestática 1,23
1.2 Perspectivas de la UEA Animon en la Empresa Volcan Cía. Minera
S.A.A.
Los resultados del primer trimestre del año 2013 han sido impactados de
manera importante principalmente por los siguientes factores:
1. la caída de 7.8% en el precio promedio de la plata, metal que
representa aproximadamente el 50% de nuestras ventas.
2. la reducción de la producción de finos debido a la suspensión de la
explotación del tajo Raul Rojas y la disminución del aporte de mineral
de la mina subterránea Paragsha en la Unidad Cerro de Pasco.
3. el incremento de los costos de producción afectados por la inflación
de la industria minera a nivel global.
Adicionalmente, las Normas Internacionales de Información Financiera
(NIIF) dictan que la variación en los precios a futuro de nuestras operaciones
de venta aún abiertas se refleje en las ventas netas de la compañía como
provisiones (derivado implícito y ajuste de ventas). En el primer trimestre del
2014 estas provisiones fueron negativas en US$ 8.3 millones, mientras que
en el primer trimestre del año 2013 fueron positivas en US$ 24.8 millones.

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Es decir, una diferencia en contra de US$ 33.1 millones en la línea de ventas
de nuestro estado de resultados.
En la coyuntura actual de disminución de precios de los metales, debemos
mencionar que la Compañía viene tomando medidas extremas para reducir
sus costos y gastos, con el fin de mejorar sus resultados financieros y
preservar su caja. Estas medidas están siendo aplicadas actualmente a
pesar de que se considera que estos niveles de precios no son sostenibles
en el mediano plazo, debido a que los costos de operación promedio de la
industria minera están muy cerca de los niveles de precios vigentes.
Por otro lado, nos complace indicar que la ampliación de 4,200 a 5,200
toneladas por día (tpd) de la Planta Animón en la Unidad Chungar fue
culminada con éxito en este trimestre, lo cual permitirá que la producción de
plata de esta Unidad se incremente en más de 2 millones de onzas anuales.
Asimismo, los proyectos de Óxidos de Plata en Cerro de Pasco y la nueva
Unidad Alpamarca - Río Pallanga vienen avanzando de acuerdo a lo
planificado.
Finalmente, informamos que entre los meses de noviembre 2013 y marzo
2014, la calificación de grado de inversión de Volcan Compañía Minera
S.A.A., obtenida como parte del proceso de emisión de bonos del año
pasado, fue reafirmada por las 3 principales agencias calificadoras de riesgo
(Fitch Ratings, Standard & Poors y Moody’s), reflejando la solidez de la
Compañía y la confianza en los planes de crecimiento que venimos
emprendiendo.

pág. 25
Para un mejor análisis de los resultados de la Compañía, es importante
describir el comportamiento de algunas cotizaciones y variables
macroeconómicas que han incidido en tales resultados y otra información
relevante de la industria minera.
1. Las cotizaciones internacionales promedio del primer trimestre del año
2013 de zinc (Zn) y plomo (Pb) aumentaron en 0.4% y 9.8%,
respectivamente, mientras que las cotizaciones de la plata (Ag), cobre
(Cu) y oro (Au) disminuyeron en 7.8%, 4.6% y 3.5%, respectivamente, en
comparación al mismo periodo del año anterior.
Cuadro 1: Cotizaciones promedio
2. El tipo de cambio promedio del primer trimestre del año 2014 fue S/. 2.72
por US$, lo cual representa una apreciación del Nuevo Sol de 3.5.0% si
lo comparamos con el tipo de cambio promedio del primer trimestre del
año 2013 (S/. 2.683 por US$). A manera de referencia podemos
mencionar que el tipo de cambio empleado para el presupuesto del año
201 de la Compañía es de S/. 2.73 por US$.

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3. El precio del petróleo Brent al término del primer trimestre del 2014 tuvo
una cotización de US$ 110.02 por barril, una disminución de 10.4%
respecto a la cotización al término del primer trimestre del año 2013 (US$
122.8 por barril), una disminución de 6.1% respecto a la cotización al
cierre del primer trimestre del 2014 (US$ 117.17) y una apreciación de
33.7% respecte a la cotización de similar periodo del 2013 (US$ 82.27
por barril).
4. La inflación, medida como la variación del índice de precios al
consumidor, anualizada al 31 de marzo de 2014 llegó a 2.59%. Mientras
que el índice de precios al por mayor presentó una disminución anual de
1.22%.
5. Durante el primer bimestre del año 2014, la producción nacional de zinc
y plomo aumentó 2.9% y 5.1% respectivamente, mientras que la
producción de cobre, oro y plata disminuyó 0.5%, 21.1% y 2.3%
respectivamente, en comparación con la producción del primer bimestre
del año 2013.
Cuadro 2: Producción de minerales en el Perú

pág. 27
6. Como consecuencia de los menores precios internacionales y la inflación
de la industria minera a nivel global, la rentabilidad del año 2013 de las
mayores empresas mineras del mundo ha disminuido de manera
importante.

pág. 28
CAPITULO II
FORMULACION DE LA INVESTIGACION
En este capítulo se desarrolla la formulación de la investigación, basada en el
método científico, se inicia con el planteamiento del problema, luego los objetivos
y justificación de la tesis, que nos permitirá luego de teorizar el problema plantear
la hipótesis y las variables.
2.1 El Problema
2.1.1 Planteamiento Del Problema
El proceso de flotación de minerales, como método tecnológico para
el beneficio de minerales sulfurados, implica el uso de pulpas o
mezclas de un medio acuoso con el mineral finamente molido, es decir
se va a tener una solución ionizada desde el punto de vista
electroquímico, por otro lado los minerales presentes (pirita,
chalcopirita, esfalerita, galena y otros) se caracterizan por ser en cierta
medida sólidos semiconductores, con diferentes propiedades
termodinámicas y electroquímicas, los cuales, cada uno. En un primer
lugar establecen potenciales de “reposo”, en contacto con dichas
soluciones (con iones presentes como el H+, Cu2+, Zn2+ y otras
especies complejas) y posteriormente al estar en contacto con los
otros sólidos, se van a establecer potenciales mixtos, como
consecuencia de los pares galvánicos múltiples; este complejo
proceso químico y físico químico origina procesos de oxidación y

pág. 29
reducción en las interfaces sólido líquido, ocasionando formación de
capas superficiales de óxidos, hidróxidos u otro tipo de cubiertas en
estas superficies. Esto hace que los fenómenos de adsorción de
reactivos modificadores o colectores o depresores, se vea afectado
dramáticamente, ocasionando en la mayoría de las veces
performances pobres en los resultados metalúrgicos.
Los minerales sulfurados polimetálicos son muy abundantes en los
yacimientos peruanos, de allí la gran importancia que tiene el estudiar
su comportamiento frente al comportamiento electroquímico en las
pulpas de flotación, y como estos factores van a influir en las
respuestas metalúrgicas de estas.
El caso de la Unidad Minera Chungar, que procesa minerales
polimetálicos, en cuya constitución mineralógica se encuentra a las
especies valiosas como la chalcopirita, la esfalerita y la galena,
juntamente con la pirita, que se encuentran finamente molidas en
forma de pulpa para luego ser flotadas y separar en diferentes etapas,
a las especies valiosas de las no valiosas; presenta esta problemática.
En este trabajo planteamos investigar los principales efectos de la
presencia de minerales que tienen potenciales de reposo más altos
que las otras especies minerales valiosos, como es el caso de la pirita,
que es el mineral sulfurado predominante de las gangas sulfuradas y
que siempre se reporta como especie acompañante en los procesos
de flotación de minerales polimetálicos, como es el caso de la

pág. 30
chalcopirita, esfalerita, etc. que tienen potenciales de reposo más
bajos.
2.1.2 Formulación Del Problema
Esto nos permite plantear las siguientes interrogantes:
2.1.2.1 General
¿Cuáles son los efectos de la presencia de otros minerales
constituyentes en las menas, en el proceso de flotación de la
chalcopirita en la Unidad Chungar de Volcan Cía. Minera?
2.1.2.2 Específicos
a) ¿Qué variable influye en la cinética de la flotación de especies
valiosas como la chalcopirita?
b) ¿Qué mecanismos electroquímicos podrán producirse en las
pulpas de flotación por la presencia de diferentes especies
minerales en dicho proceso?
2.2 Objetivos
2.2.1 Objetivo General
Mejorar los procesos de beneficio de especies valiosas como los
sulfuros de cobre por el conocimiento de la interacción en los

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procesos de colección en la pulpa de flotación, de otras especies
mineralógicas en la Unidad Chungar de Volcan Cía. Minera.
2.2.2 Objetivos Específicos
a) Determinar que variable influye en la cinética de la flotación
de especies valiosas como la chalcopirita.
b) Determinar la influencia de los mecanismos electroquímicos
en los procesos de flotación de especies valiosas.
2.3 Justificación
Para el desarrollo de un estudio de esta naturaleza es importante indicar los
aspectos del porque es necesario realizar este estudio de investigación
metalúrgica, en este sentido planteamos lo siguiente:
a) La complejidad mineralógica de los minerales sulfurados
conteniendo, por ejemplo, minerales como la chalcopirita,
esfalerita y la galena, son evidenciados en muchos yacimientos de
nuestro país, como es el caso del mineral existente en la Unidad
Chungar de Volcan Cía. Minera haciendo difícil su recuperación
empleando los métodos convencionales de extracción como es el
caso de la flotación selectiva, siendo necesario buscar tecnologías
que permitan facilitar su recuperación.
b) El mercado de los metales polimetálicos en estos momentos es
incierto considerando que las cotizaciones después de la crisis
mundial está sufriendo altos y bajas, lo que hace necesario

pág. 32
implementar tecnologías adecuadas con la finalidad de mejorar los
logros económicos, que favorecerán tanto a la empresa minera
como al entorno social.
c) El desarrollo de los procesos tradicionales para mejorar las
performances metalúrgicas, como es el caso realizar análisis de
los efectos de los procesos de flotación, puede permitir una
tecnología económicamente compatible con los procesos que se
aplican actualmente.
2.4 Planteamiento de la Hipótesis
2.4.1 General
La pirita influye en los procesos de colección de la chalcopirita, al
modificar la superficie por oxidación electroquímica de este mineral
en la Unidad Chungar de Volcan Cía. Minera.
2.4.2 Específicas
a) La cinética de flotación se ve influenciada por la presencia de la
pirita, al formar productos de oxidación en las superficies de los
minerales..
b) La ocurrencia de interacciones galvánicas provocan reacciones
de oxidación y reducción entre las especies mineralógicas
presentes en la pulpa de flotación.
2.5 Variables:

pág. 33
a) Variables Independientes:
 Potencial redox de la pulpa
 Oxígeno disuelto
 Cantidad de pirita agregada a la pulpa
 Tiempo de flotación
 Aireación de pulpa
 Tiempo de aireación
b) Variable Dependiente:
 Recuperación de Flotación Chalcopirita.
 Recuperación de Flotación Pirita.
 Grado de Flotación Chalcopirita
 Grado de Flotación Pirita

pág. 34
CAPITULO III
MARCO TEÓRICO
En el marco teórico se desarrolla el análisis del problema desde el punto de
vista teórico en el que estudiamos los aspectos más importantes de la
tecnología materia de estudio y al procesamiento vinculado a la propuesta
de esta tesis.
3.1 Teoría Básica
3.1.1 Procesos de Separación y Concentración de Minerales
Las formas en la que los metales se encuentran en la corteza terrestre
y como depósitos en los lechos de los mares depende de la reactividad
que tengan con su ambiente en especial con el oxígeno, azufre y
dióxido de carbono.
El oro y los metales del grupo del platino se encuentran principalmente
de forma nativa o metálica. La plata, cobre y mercurio se encuentran
nativos, así como también en forma de sulfuros, carbonatos y cloruros.
Los metales más reactivos siempre están en forma de compuestos,
tales como los óxidos y sulfuros de hierro y los óxidos y silicatos de
aluminio y berilio. Los compuestos que se presentan naturalmente se
conocen como minerales y a muchos se les ha dado el nombre de
acuerdo a su composición, por ejemplo, la galena es sulfuro de plomo
(PbS), la esfalerita es sulfuro de zinc (ZnS), la casiterita es óxido de
estaño (SnO2).

pág. 35
Por definición los minerales son sustancias inorgánicas naturales que
poseen estructuras atómicas y composiciones químicas definidas.
Muchos minerales presentan isomorfismo, que es la sustitución de
átomos dentro de la estructura cristalina por átomos similares sin
cambiar la estructura atómica. Los minerales también exhiben
polimorfismo, minerales diferentes que tienen la misma composición
química, pero propiedades físicas marcadamente diferentes debido a
una diferencia en la estructura atómica. De éste modo, los minerales
grafito y diamante tienen exactamente la misma composición, estando
compuestos en su totalidad de átomos de carbono, pero tienen
propiedades ampliamente diferentes debido a la disposición de los
átomos de carbono en la red cristalina.
Frecuentemente el término mineral se usa en un sentido más extenso
para incluir cualquier cosa de valor económico que se extraiga de la
tierra, en éste sentido una mena se describe brevemente como una
acumulación de mineral en cantidad suficiente para permitir una
extracción económica. La mayor parte de las menas son mezclas de
minerales que es posible extraer y de material rocoso descrito como
ganga.

pág. 36
3.1.2 Campo de Procesamiento de Minerales
La mena tal y como se extrae de la mina o en forma de “mineral en
bruto” consiste de minerales metálicos valiosos y de desecho (ganga).
El procesamiento de minerales, algunas veces es llamado tratamiento
de menas, preparación de minerales o proceso; se dedica a la
extracción del mineral y prepara la mena para la extracción del metal
valioso en el caso de las menas metálicas, pero además produce un
producto final comercial de los minerales no metálicos y del carbón
mineral o de piedra. Regula el tamaño de la mena ya que es un proceso
de separación física de los granos de los minerales valiosos de los
minerales de la ganga, para así producir una proporción enriquecida, o
concentrado, que contiene la mayor parte de los minerales valiosos y
una descarga o colas, compuesto predominantemente de los minerales
de la ganga.
En el procesamiento de minerales hay dos operaciones fundamentales
principalmente la liberación o separación de los minerales valiosos de
los minerales de desecho o ganga y la concentración de esos valores
(mena).
La separación de los minerales valiosos de la ganga se realiza por
medio de la pulverización o molido lo cual implica trituración y si es
necesario, molienda, hasta un tamaño de partícula tal que el producto
sea una mezcla de partículas de mineral y de ganga relativamente
limpias. El grado correcto de liberación es la clave del éxito en el

pág. 37
procesamiento de minerales. El mineral valioso debe estar libre de la
ganga. Un proceso que sobre muele la mena es dañino, puesto que
consume energía innecesariamente en la molienda y hace más difícil
alcanzar una recuperación eficiente.
3.1.3 Flotación de Minerales
La definición tradicional de flotación dice que es una técnica de
concentración de minerales en húmedo, en la que se aprovechan las
propiedades físico-químicas superficiales de las partículas para
efectuar la selección. En otras palabras, se trata de un proceso de
separación de materias de distinto origen que se efectúa desde sus
pulpas acuosas por medio de burbujas de gas y a base de sus
propiedades hidrofílicas e hidrofóbicas.
Según la definición, la flotación contempla la presencia de tres fases:
sólida, líquida y gaseosa. La fase sólida está representada por las
materias a separar, la fase líquida es el agua y la fase gas es el aire.
Los sólidos finos y liberados y el agua, antes de la aplicación del
proceso, se preparan en forma de pulpa con porcentaje de sólidos
variables pero normalmente no superior a 40% de sólidos. Una vez
ingresada la pulpa al proceso, se inyecta el aire para poder formar las
burbujas, que son los centros sobre los cuales se adhieren las
partículas sólidas.

pág. 38
Para lograr una buena concentración se requiere que las especies que
constituyen la mena estén separadas o liberadas. Esto se logra en las
etapas previas de chancado y molienda. Para la mayoría de los
minerales, se logra un adecuado grado de liberación moliendo a
tamaños cercanos a los 100 micrones (0,1 mm). Al aumentar el tamaño
de la partícula, crecen las posibilidades de mala adherencia a la
burbuja; en tanto que las partículas muy finas no tienen el suficiente
impulso para producir un encuentro efectivo partícula burbuja.
En un proceso de concentración de minerales ideal, la mena mineral se
divide en un concentrado enriquecido con el componente útil y una cola
con los minerales que componen la ganga.
Por su parte, la estabilidad de la burbuja dependerá del espumante
agregado.
No fue sino hasta mediados del siglo XIX con el descubrimiento de la
flotación aplicada convenientemente a los sulfuros, que éstos
responden con muy buenos resultados; por el contrario los óxidos
metálicos no flotan, entonces los mineros pierden interés por beneficiar
minerales oxidados y se da un fuerte impulso a los sulfuros.
Recién por el año 1924, Sullman y Edsor, inscribieron la patente USA:
N.°1.492.902 para usar jabones en la flotación de minerales oxidados;
en 1935, introdujeron colectores catiónicos a base de aminas para flotar

pág. 39
minerales no metálicos, no hay data cuando se empezó a usar sulfuro
de sodio para reactivar minerales oxidados, pero a mediados del siglo
XX, ya habían algunas plantas operando en diversos países del mundo;
en lo fundamental se había logrado disminuir el consumo de reactivos,
principalmente colectores de varios kilogramos a unos cientos de
gramos, con resultados solo parcialmente satisfactorios por los motivos
explicados anteriormente, el conocimiento de la flotación de minerales
oxidados es muy importante. En general, los métodos de flotación para
óxidos los podemos dividir en dos: flotación directa con colectores de
cadena larga de carbón y la otra flotar con colectores tipo xantato previa
sulfurización.
Hay una amplia gama de minerales oxidados que se concentran por
flotación utilizando colectores tanto aniónicos como catiónicos.
Tanto los colectores aniónicos como catiónicos son adsorbidos física o
electrostáticamente en los óxidos y silicatos. Con algunos minerales
puede ocurrir la quimiadsorción de los colectores aniónicos. El
potencial de la superficie (potencial zeta) de estos minerales depende
del pH de la solución. Para que ocurra la adsorción del colector, el
potencial de la superficie mineral debe de ser negativo para los
colectores catiónicos y positivo para los colectores aniónicos.
Para que haya flotación efectiva es necesario que los colectores tengan
10 o más átomos de carbono en la cadena de hidrocarburos.

pág. 40
Cuando la adsorción de colectores es electrostática, existe la
competencia entre los iones colectores y los iones inorgánicos de la
solución. Así, por ejemplo, cuando se utiliza un colector catiónico, los
colectores inorgánicos pueden deprimir la flotación y los aniones
inorgánicos pueden actuar como activadores.
3.1.4 Flotación de Sulfuros Polimetálicos
La flotación diferencial de sulfuros polimetálicos, consiste en recuperar
una o más especies mineralógicas, dejando en los relaves otras
especies deprimidas por reactivos específicos (American Cyanamid
Company, 1988).
El diagrama de flujo, combinación de reactivos químicos y puntos de
adición de los mismos se muestra en la figura siguiente:

pág. 41
El método considera dos aspectos principales:
a. Selección de diagramas de flujo.
b. Uso de reactivos químicos que permita la máxima selectividad.
La selección del diagrama de flujo y reactivos de flotación está
fundamentalmente condicionada por la respuesta del mineral a los
colectores, activadores, depresores y espumantes, así como a la
mineralogía del mineral.
Los minerales sulfurados (Astucuri, 1999) de cobremolibdeno,
minerales de cobre-zinc, minerales de plomo-plata-zinc y minerales de
cobre-plomo-zinc son ejemplos típicos de minerales sulfurados donde
se aplica flotación diferencial o selectiva para procesarlos.
3.1.5 Flotación de Sulfuros de Cobre, Plomo y Zinc
El tratamiento metalúrgico comprende la obtención de tres
concentrados en las siguientes etapas:
Flotación bulk Cu-Pb deprimiendo simultáneamente la esfalerita y pirita.
Activación y flotación de la esfalerita deprimiendo nuevamente la pirita.
Separación del Cu-Pb obtenido en la primera etapa.
Alternativas, como flotación bulk Cu-Pb-Zn ó flotación en tres etapas:
primero el cobre, luego el plomo, y finalmente el zinc, no son usuales.

pág. 42
3.1.6 Flotación Bulk Cobre-Plomo
Esta flotación se realiza con una depresión simultánea de sulfuros de
zinc y hierro, la flotación cobre – plomo se realiza a pH natural o
levemente alcalino utilizando xantatos y dithiofosfatos como colectores,
la depresión de la pirita y esfalerita se logra mediante el uso de cal,
cianuro, bisulfito y sulfato de zinc en dosificaciones que no afecten la
flotación del cobre que es deprimido por el cianuro y el plomo por el
bisulfito en concentraciones altas.
Además, se debe agregar que el sulfuro de cobre flota entre pH: 3 y 12,
y el pH de flotación de la galena está en el rango neutro a ligeramente
alcalino, y cuando tiene alto contenido de plata el plomo tiende a
deprimirse a pH mayor a 9.5.
3.1.7 Depresión de esfalerita y pirita
Durante la flotación bulk Cu-Pb, la pirita se deprime con cianuro y
bisulfito de sodio y la esfalerita con sulfato de zinc.
Se ha determinado la existencia de Fe4 [Fe (CN)6]3 sobre la superficie
de la pirita, no permitiendo que ésta flote.
El bisulfito deprime la pirita, al descomponer los xantatos, dixantógenos
y luego el alcohol componente del xantato.

pág. 43
El motivo por el cual la esfalerita flota indebidamente en el bulk
depende de cada mineral, las causas puede ser:
 Asociación mineralógica Cu-Zn o Pb-Zn
 Arrastre de sulfuros de zinc durante la flotación bulk por factores
mecánicos.
 Activación natural de la esfalerita debido a la presencia de iones
metálicos Cu, Ag, As, Sb, Cd, en el mineral o en el agua de
tratamiento.
Los dos primeros factores pueden ser regulados mejorando las
condiciones de molienda, dosificación de reactivos y eficiencia de
remoción de espumas.
El tercer factor es un tema difícil aunque puede ser parcialmente
controlado por dosificación de reactivos depresores tales como el
sulfato de zinc, cianuros, bisulfitos o sulfuro de sodio.
3.1.8 Activación y Flotación de Sulfuros de Zinc
La esfalerita no adsorbe xantatos de cadena corta sin activación previa,
esta activación consiste en el recubrimiento de la esfalerita por una
capa de un ión activante que formará una superficie que podrá
interaccionar con el xantato.
El mecanismo de activación está definido por una reacción general
expresada del siguiente modo:

pág. 44
ZnS+ + M2+ ⇔ MS+ + Zn2+
Para la flotación de la esfalerita de las colas de la flotación Cu – Pb, se
usa generalmente CuSO4 como activador.
ZnS + CuSO4 ⇔ Zn2+ + SO4
2- + CuS
Simultáneamente, es necesario deprimir la pirita usualmente con cal,
por elevación del pH hasta valores entre 8.5 – 12, la pirita en este rango
de pH no flota al inhibirse la formación de dixantógenos que es la
especie colectora.
3.1.9 Separación de Cobre / Plomo
Estos son clasificados de acuerdo al mineral que va a ser deprimido en:
– Depresión de minerales de cobre
– Depresión de los minerales de plomo
El primer factor a ser considerado es la relación en peso de contenido
de cobre/plomo, En algunos casos el dezincado, es una alternativa
previa a la separación, cuando se obtenga la liberación o desactivación
del zinc.
En resumen, se incrementan los contenidos de minerales de cobre,
esfalerita, pirita e insolubles cuando se usa el procedimiento de

pág. 45
depresión con NaCN/ZnO, o se incrementa a la galena los contenidos
de pirita, esfalerita e insolubles en el caso del uso de dicromato.
3.1.10 Depresión de Minerales de Cobre Cianuro de Sodio
La utilización del NaCN solo es posible donde la presencia de minerales
secundarios de cobre o metales como Ag/Au es nula; es decir, donde
no existe el peligro de disolución de valores.
En casos extremos y debido al excesivo uso de colectores en la
obtención del concentrado bulk es necesario aplicar un lavado previo
del concentrado, resorción con Na2S o carbón activado.
3.1.11 Cianuro de Sodio y Compuestos
Existen pocos reactivos depresores para minerales de cobre,
principalmente se basan en el uso de NaCN, tanto puro como en
mezcla con ZnSO4 o con ZnO adicionalmente se puede utilizar las
mezclas en mención con CaO, sulfato de amonio, otros procedimientos
son el empleo de permanganato y tiourea.
3.1.12 Permanganatos
Su posible aplicación es de gran interés ya que posee algunas ventajas
en comparación con el NaCN o con el complejo NaCN / ZnO, no
produce disolución de valores de Au/Ag o minerales de cobre
secundarios, su aplicación requiere de condiciones excesivamente
críticas.

pág. 46
3.1.13 Depresión de Minerales de Plomo
Reactivos con esta característica son: SO2, bisulfitos, sulfitos en
combinación con sulfato ferroso, tiosulfato, hiposulfitos, bicromatos y
CaO, ellos poseen algunas ventajas en comparación con el NaCN /
ZnO sobre todo en lo referente a la no disolución de metales preciosos
y/o cobres secundarios.
3.1.14 Bisulfitos, sulfitos
Permiten la depresión de los minerales de plomo, pero también
presentan efecto depresor sobre los de zinc, Con la presencia de
minerales secundarios de cobre la precisión de separación es afectada
ligeramente por la disolución de cobre, siendo estos iones absorbidos
por la galena lo cual impide su depresión, este efecto negativo puede
ser contrarrestado por adición de S°, con lo cual se logra precipitar
iones de cobre El acondicionamiento requerido es casi nulo y la adición
por etapas es conveniente, en el caso de la presencia de minerales de
cobre secundarios y dependiendo de la proporción existente, el tiempo
de acondicionamiento debe ser evaluado cuidadosamente.
3.1.15 Dicromato
Las propiedades oxidantes son similares a las mostradas por los
reactivos anteriores, excepto que presenta un menor poder depresor
para los minerales de zinc en comparación con el bisulfito.

pág. 47
En algunas concentradoras se le utiliza junto con el R-610 u otras
dextrinas lo cual incrementa su poder depresor sobre la galena.
La eficiencia de separación Cu - Pb es afectada por la calidad del bulk
tratado, cuando el desplazamiento de Zn y Fe al concentrado es mayor
se reduce la eficiencia de separación, posiblemente debido al mayor
nivel de adición de colectores, presencia de sales solubles y/o
reducción de reactivos depresores.
3.1.16 Carboximetil Celulosa
Una de las aplicaciones de la carboximetil celulosa en minería es en el
proceso de separación plomo-cobre, actúa como parte del reactivo
depresor de plomo. Facilita la función del dicromato de sodio sobre las
superficies de la galena y la del fosfato monosódico que es un
dispersor, desde el punto de vista ecológico es una buena alternativa.
Composición del reactivo depresor:
- Dicromato de sodio (60%)
- Carboximetil celulosa (20%) y
- Fosfato mono sódico (20%)
3.1.17 Interacciones Galvánicas en Flotación
La flotación diferencial de minerales polimetálicos tales como plomo-
zinc, cobre-zinc y cobre-plomo-zinc están basadas en el hecho que el
mineral de zinc es teóricamente hidrofílico, y no flotará sin activación.

pág. 48
El ideal proceso seria flotar un concentrado de cobre, uno de plomo, o
un concentrado bulk plomo-cobre sin contener zinc, seguido por la
activación de la esfalerita con sulfato de cobre, y la flotación de un
concentrado de zinc.
Sin embargo, en la práctica, la esfalerita tiene un grado variable de
hidrofobicidad, de manera tal que algo de zinc flotará erróneamente y
se perderá en el circuito de plomo o de cobre. La razón está relacionada
con la historia geológica del depósito, oxidación del mineral; átomos de
hierro presentes en la estructura cristalina de la esfalerita, o también
alguna alteración en la superficie del mineral. Pero un efecto
electroquímico es posible de ocurrir principalmente cuando el hierro
presente como pirita empieza a disminuir fuertemente originando un
incremento en el pH del mineral molido, y motivando la fuerte activación
de la esfalerita fuera de su circuito de flotación. Los dos primeros
factores son bastante conocidos, pero el tercero es el menos conocido,
y tiene relación directa con el tipo de molino y el ambiente químico
usado durante la molienda.
3.1.18 Consideraciones Electroquímicas
La aplicación de técnicas electroquímicas y mediciones en sistemas de
flotación de sulfuros ha establecido que la flotación se encuentra
parcialmente gobernada por la interacción electroquímica entre los
agentes de flotación (colectores) y los minerales. La interacción de un
mineral con un colector sulfhídrico (como un Xantato) corresponde a un

pág. 49
potencial específico; el valor del potencial depende de la reacción
química.
Dos principales reaccione redox han sido reconocidas. La primera es
la adsorción del ion Xantato en la superficie del mineral:
La segunda reacción es la oxidación de Xantato a dixantogeno en la
superficie del mineral.
En ambos casos la presencia de oxigeno es esencial como aceptante
de electrones.
Las interacciones entre la superficie de los electrodos son llamadas
galvánicas. Ello se debe a la gran diferencia de actividad electroquímica
que los sólidos presentan. La combinación de una superficie catódica
(aceptor de electrones) y una anódica (donante de electrones) resulta
en la creación de una celda galvánica. La existencia de un conveniente
oxidante, tal como oxígeno disuelto, mejora la creación de corrientes
galvánicas, sirviendo como el último aceptor de electrones [2]. Tales
interacciones pueden ser limitadas bajando la actividad del oxígeno en
agua o incrementando el pH de la solución. La actividad electroquímica

pág. 50
de los minerales está caracterizada por medio de su potencial de
reposo (potencial alcanzado espontáneamente por el mineral en una
solución acuosa). El mineral con el mayor potencial de reposo actúa
como cátodo, mientras que el de menor potencial actúa como ánodo.
Durante el proceso de flotación, las interacciones galvánicas tienen una
gran influencia como hay mezcla de sólidos con actividad
electroquímica variable, tales como minerales sulfurados y los metales
originados por la corrosión de los medios de molienda (aleaciones de
hierro). Los últimos más anódicos que los sulfuros, y
consecuentemente afectan la selectividad del proceso.
La figura 1, presenta el mecanismo de interacciones galvánicas y las
posibles reacciones durante el contacto electrolítico de dos sulfuros o
entre un sulfuro y los medios de molienda (bolas, rodillos). Los
hidroxilos que son producidos en el mineral catódico resultan en la
depresión de su flotación, mientras que el azufre elemental se forma en
el sulfuro anódico, lo cual puede incrementar su hidrofobicidad y más
aún, permitir su flotación sin colector. En general las reacciones se ven
favorecidas por el ambiente reductor de la molienda.

pág. 51
El potencial en reposo de de los minerales sulfurados ha sido
estudiado. Entre todos ellos, la pirita presenta el mayor potencial en
reposo (424 mV a pH 6 para el electrodo de hidrógeno). Este mineral
puede ser considerado como el menos electroquímicamente activo o el
más catódico. Por el contrario, la esfalerita tiene un potencial en reposo
de 188 mV mostrando una mayor reactividad. Ciertamente, los
electrones fluyen desde un mineral menos catódico hacia uno más
catódico, la pirita así puede servir como aceptor de electrones. El
mineral menos catódico pierde electrones, por ejemplo, el sulfuro es
oxidado a azufre.
Generalmente las interacciones galvánicas modifican la superficie del
mineral y afectan la habilidad del mineral para electrocatalizar la carga
de las reacciones de transferencia. Entonces, ellos interfieren con la
flotación de sulfuros por colectores sulfhídricos
3.2 Análisis del Proceso Propuesto
Los más abundantes recursos minerales de cobre son los minerales
sulfurados. Ejemplos de este tipo incluyen minerales como la chalcopirita
(CuFeS2), bornita (Cu5FeS4), chalcocita (Cu2S) y covelita (CuS). En los
últimos tiempos, es muy raro encontrar yacimientos de cobre con cabeza de
grado con un promedio de más de 2% Cu. En tanto minerales tipo skarn y
pórfidos de cobre, el grado de cobre es disminuido por la presencia de otros
sulfuros y de minerales de la ganga no sulfurada como la pirita (FeS2),
esfalerita (ZnS) y cuarzo (SiO2). La chalcopirita, uno de los principales

pág. 52
recursos de producción de cobre, no es excepcional, sino que a menudo se
encuentra en asociación con sulfuros de hierro, especialmente la pirita, y
pequeñas cantidades de esfalerita y molibdenita.
Estudios recientes indican que separación selectiva de la chalcopirita de la
pirita es muy difícil debido a las diferentes interacciones electroquímicas que
se producen en las superficies minerales durante la molienda y los procesos
de acondicionamiento. Por ejemplo, las interacciones galvánicas entre las
superficies de la pirita y chalcopirita antes de la flotación pueden conducir a
la oxidación y a la disolución de la chalcopirita y la activación de la pirita por
cobre. La formación de los recubrimientos hidrofílicos superficiales de
hidróxido de hierro puede deprimir la flotación de la chalcopirita. La
activación de la pirita por cobre favorece la adsorción del colector sobre la
superficie, mejorando su flotabilidad y subsecuentemente disminuyendo el
grado total de la chalcopirita.
Para mejorar la liberación del mineral y aumentar la recuperación de flotación
y grado de la chalcopirita, la remolienda a muy pequeños tamaños de las
partículas se lleva a cabo comúnmente. Sin embargo, en la mayoría de los
casos, un aumento de recuperación mineral valioso no es observado en la
remolienda, lo que implica que los cambios en el tamaño y la liberación no
son la única clave de los factores determinantes que influyen en el
desempeño de la flotación. Un trabajo de investigación demostró que la
química de la superficie de los minerales (lo que repercute en la óptima

pág. 53
separación de minerales) puede cambiar significativamente tras la
remolienda, en función del tipo de molino y los medios de molienda.
El efecto de los medios de molienda y el ambiente de flotación de la
chalcopirita se ha reportado en estudios anteriores. Estos estudios revelaron
que la molienda con medios de acero forjado produce recuperaciones bajas
en la flotación de la chalcopirita en comparación con el acero inoxidable, lo
cual se atribuye a un aumento en la formación de especies de hidróxido de
hierro en las superficies de la chalcopirita. No cabe duda de que es difícil
revertir el efecto de la pirita y de los medios de molienda de acero sobre la
chalcopirita como pueden servir como fuentes de iones hierro soltados en la
solución de la pulpa.
Recientemente, se mostró que, cuando el medio cerámico completamente
inerte se utiliza en la remolienda del mineral, el efecto de contaminación por
hierro se reduce notablemente, lo que mejora la selectividad contra de
sulfuros minerales de ganga e incrementando la recuperación de flotación
de la chalcopirita. Últimos informes de varias plantas de procesamiento,
presentan que la recuperación de la flotación de la chalcopirita tras la
remolienda es afectada por la proporción y el tipo de pirita en el mineral, el
efecto se vuelve más pronunciado cuando el mineral alimentado tiene
partículas muy finas (<20 µm). Por lo tanto, el objetivo de este trabajo es el
de extraer la influencia exacta del contenido de la pirita sobre la recuperación
de la chalcopirita, grado y selectividad tras la remolienda mediante el uso de
un IsaMill con cerámica totalmente inerte. Un modelo de sistemas de

pág. 54
minerales de pirita y calcopirita en diferentes proporciones (20-80 % en peso)
son usados para el estudio. Las especies superficiales formadas en las
superficies de los minerales durante la molienda y flotación se determinaron
utilizando TOF-SIMS, XPS y extracción EDTA para proporcionar el
entendimiento fundamental sobre las especies responsables de la flotación
de los dos minerales.

pág. 55
CAPITULO IV
METODOLOGIA EXPERIMENTAL DE LA INVESTIGACIÓN
En este capítulo se muestra la metodología experimental de la investigación que
comienza con la realización del análisis teórico del problema, para fundamentar
teóricamente la tesis lo que permite plantear 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, posteriormente
se presentarán y discutirán los resultados.
4.1 Métodos de Investigación
Luego de haber planteado el problema y formular el esquema de la
investigación, se desarrolla la fundamentación teórica de la tesis lo que
permite plantear 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, posteriormente se presentarán
y discutirán los resultados.
4.1.1 Materiales
Las muestras minerales son obtenidas de los yacimientos de la
Unidad Minera Chungar de Volcan Cía. Minera
 Los reactivos a emplear son:
 Xantato Isopropílico de Sodio (SIPX
 Dowfroth 250 (Polipropileno glicol)

pág. 56
 Cal de grado analítico
 Agua desmineralizada
4.1.2 Equipos
Se empleará el siguiente equipamiento de laboratorio de flotación, que
incluye molino de laboratorio Galigher, rot tap con sus mallas
respectivas, máquina y celda de flotación de 1.5 L Agitair Model LA-
500R, filtro de vacío, la medición de Eh y oxígeno disuelto se medirá
con un medidor TPS 90-FLMV
4.1.3 Método
El desarrollo del trabajo experimental incluye el muestreo del mineral
directamente desde la sección chancado, luego se procederá a las
pruebas de flotación donde previamente se establecerán los
parámetros experimentales, los análisis incluyen técnicas de
extracción EDTA, espectroscopia fotoelectrónica de rayos X,
espectroscopia iónica de masas secundaria (Time-of flight secondary
ion mass spectrometry (ToF-SIMS)); posteriormente se presentarán y
discutirán los resultados.
4.2 Procedimiento Experimental
4.2.1 Materiales y Reactivos
Los minerales de chalcopirita (Cp) y la pirita (Py), provenientes de las
minas de la Unidad Minera Chungar de la empresa minera Volcan
Compañía Minera, han sido muestreados y clasificados en partículas

pág. 57
minerales de rangos de tamaño 400-2000 µm y 600-2000 µm,
respectivamente, fueron utilizadas para este estudio. La composición
química de las dos muestras se muestra en la Tabla 1. Hay que señalar
que, a partir de cálculos estequiométricos, la muestra de Cp contiene
cerca de 75% de Cp, 4% Si y cerca del 9% de minerales de hierro no
sulfurados. La muestra de Py contiene alrededor de un 97% Py y
prácticamente no hay ningún sulfuro de cobre. Las mezclas de las dos
muestras, en diferentes proporciones, se han utilizado en este estudio.
Bolas de cerámica (Ø 3.5 mm) (Xstrata Technology, Australia) fueron
utilizados como los medios para la remolienda en el equipo IsaMill.
Xantato isopropílico de sodio (SIPX) y Dowfroth 250 (polipropileno
glicol) fueron utilizados como un colector y un espumante,
respectivamente. Reactivo de grado analítico cal y agua
desmineralizada se utilizará durante todo el experimento para el
acondicionamiento del pH de la pulpa y propósitos de la molienda, a
menos que se indique lo contrario.
Tabla 1
Composición química de las muestras de chalcopirita y pirita
usadas para este estudio
Mineral Elementos (% masa)
Zn Fe S Ca Cu Si Pb Mn Mg
Chalcopirita
Pirita
0.01
0.18
28.9
44.9
29.0
53.5
1.76
0.44
26.4
0.13
4.2
0.7
0.34
0.02
0.02
0.02
0.68
0.08

pág. 58
4.2.2 Pruebas de Molienda y Flotación
Las muestras de 200 g de Cp como único mineral o las mezclas de
Cp/Py de diferentes proporciones de Py y Cp (20, 50 y 80 % en peso
de Py adicionado) se mezclaron con 0.3 dm3 de agua desmineralizada
y molido con cal y medios de molienda (varillas de acero inoxidable, 10
- 22 mm y 6 - 16 mm) en un molino de laboratorio Galigher para obtener
un d80 de 105 µm a pH 10. El producto del molino se transfirió a una
celda de flotación de 1.5 dm3 (Modelo Agitair LA-500R), pH ajustado a
10.5 con cal y acondicionado con colectores xantato (200 g/t SIPX)
durante 2 min. La pulpa fue acondicionada para remoler a un d80 de
20 µm en un molino de atrición de laboratorio de 1 dm3 (IsaMill). Tras
la remolienda, la pulpa molida fue rápidamente retirada del molino y
transferido a una celda de flotación de 1.5 dm3 Agitair (a fin de
conservar el potencial de la pulpa y el nivel de oxígeno disuelto o cerca
del valor de la planta) y el pH ajustado a 10.5 . La pulpa fue entonces
acondicionada con 50 g/t de SIPX y espumante (25 g/t Dowfroth 250)
para 2 y 1 minutos, respectivamente. Un esquema del procedimiento
de flotación se presenta en la Fig. 1. Cuatro concentrados se recogieron
en un intervalo de tiempo de 1, 2, 3 y 4 minutos. La masa en seco de
las cuatro concentrados y los relaves fueron determinados y se llevaron
a cabo ensayos para la determinación de su composición elemental.

pág. 59
Fig. 1. Diagrama de flujo del procedimiento de flotación experimental

pág. 60
La velocidad del rotor (1000 rpm), pH (10.5) y proporción de flujo de
aire (2.5 dm3 min-1) se mantuvieron durante el acondicionamiento y la
flotación en todos los experimentos. El potencial de oxidación de la
pulpa (Eh) y nivel de oxígeno disuelto (DO) después de la molienda
IsaMilling previo a la adición del colector se midieron a temperatura
ambiente con un medidor TPS 90-FLMV (Fig. 1). El pH de la pulpa se
mantuvo en 10.5 para imitar las condiciones de la planta. El Eh de la
pulpa se expresan en relación con el electrodo estándar de hidrógeno
(SHE). En algunas de las pruebas la cantidad de colector añadido se
mantuvo constante, independientemente de la cantidad de Cp en la
mezcla mineral (200 g/t despues de la molienda y 50 g/t tras la
remolienda), mientras que en otras pruebas, se ajusta a la cantidad de
Cp en la mezcla, (200 g/t de Cp después de la molienda y 50 g/t del Cp
tras la remolienda). Esto se discute más adelante.
4.2.3 Análisis de los Datos de Flotación
Tras el análisis químico, el análisis elemental de Cu y Fe para cada una
de las muestras se convirtieron en composiciones de los minerales
utilizando las siguientes relaciones matemáticas sobre la base de las
composiciones estequiométricas de Cp y Py:
%Cp = %Cu x (183.3/63.5) (Chalcopirita) (1)
%Fe = %Fe - %Cu x (55.8/63.5) (Hierro presente como pirita) (2)
%Py = %Fe x (119.8/55.8) (Pirita en muestra) (3)

pág. 61
El balance metalúrgico de cada una de las pruebas se realiza también
con respecto a Cp y Py, y la recuperación versus los datos del tiempo
fueron ajustados en una ecuación cinética de primer orden:
R = Rmax (1 – e-kt) (4)
Donde R es la recuperación en el tiempo t, Rmax es la máxima
recuperación en un tiempo infinito y k es una constante cinética de
flotación. En la Ec. (4), Rmax y k se han deducido de los dos minerales.
4.2.4 Sustracción de Arrastre
En este trabajo, las partículas minerales recuperadas por flotación
verdadera y arrastre se determinan mediante el método desarrollado
por Ross (1991). Una solución simplificada del método desarrollado
por Ross puede ser obtenido al dividir el tiempo total de flotación en
intervalos de tiempo (correspondiente a la colección de los cuatro
concentrados). En un corto intervalo de tiempo Δt, la recuperación por
arrastre, como un porcentaje de la alimentación, se puede escribir
como:
𝐸𝑖∆𝑡 = 𝑋(∆𝑡) × 𝑅 𝑤(∆𝑡) ×
𝑀𝑖̅̅̅̅(∆𝑡)
𝑀𝑖 𝑎𝑙𝑖𝑚
(5)
Donde Rw(Δt) es la recuperación de agua en el intervalo de tiempo,
Mialim es la masa del mineral en el alimento a la flotación y 𝑀𝑖̅̅̅̅(∆𝑡) es la
masa promedio de mineral en la celda durante el intervalo de tiempo.

pág. 62
X(Δt) es un factor de transferencia o arrastre, el cual es dependiente
del tamaño de partícula.
El factor de arrastramiento fue estimado a partir de la Ec. (5) con el
supuesto de que la recuperación de los minerales hidrofílicos (que en
este estudio es la pirita) en el último concentrado (es decir, el último Δt)
es puramente por arrastre, EPy(Δt) = RPy(Δt). Este método es una
discretización del método desarrollado por Ross (1991), para lo cual
sería necesario solución numérica. Ha sido probado y se ha
demostrado que muestran diferencias insignificantes de la de Ross. La
recuperación por arrastre se restará de los datos de recuperación de
chalcopirita y pirita para dar a la recuperación de una verdadera
flotación.
4.2.5 Técnicas
4.2.5.1 Extracción con EDTA
La extracción con ácido etildiaminotetraacético (EDTA) seguida por el
análisis de plasma de acoplación inductiva (ICP) fue desarrollado para
medir la cantidad de óxido/hidróxido de metal extraíble de Cu y Fe en
la superficie de partículas minerales. Un volumen de 190 cm3 de un
3% en peso de solución EDTA de grado reactivo fue preparado y el
pH fue ajustado a 7.5 con una solución de hidróxido de sodio de grado
reactivo. La solución fue, a continuación, colocado en un recipiente de
reacción de agitación continua y purgada con nitrógeno durante 10
min. 10 cm3 de la pulpa se recogieron inmediatamente tras la

pág. 63
remolienda con el IsaMill y se colocan en una solución de EDTA
durante 5 min (mientras se purga con nitrógeno). La muestra se filtra
a través de una membrana millipore 0,45 lm y el extracto analizados
mediante plasma acoplado inductivamente (ICP) y espectrometría de
emisión atómica. El porcentaje de EDTA de hierro o cobre extraible,
un indicador de oxidación de la superficie mineral, se expresa como
la proporción de EDTA cobre o hierro soluble a la cantidad total de
cobre o hierro en sus formas insolubles en las muestras (wt. /wt.% Cu
o wt. /wt.% Fe).
4.2.5.2 Espectroscopía Fotoelectrónica de Rayos X (XPS)
La concentración atómica superficial de las especies en los las
superficies minerales fue examinado por XPS. Las muestras del
molino de remolienda (IsaMill) descarga con un d80 de 20 µm para el
20, 50 y 80 % de la mezcla Cp/Py fueron sometidos a análisis. Un
espectroscopio fotoelectrónico de rayos X Kratos Axis Ultra (XPS) fue
empleado con una fuente de rayos-X Ka monochromated (1486.8 eV)
que operan a 130 W. En la etapa inicial, las muestras fueron
examinadas en un modo de estudio para identificar todos los
elementos en la superficie para determinar su concentración atómica
elemental después que varias regiones fueron escaneadas para
obtener información sobre el enlace químico y estados de oxidación.
Los resultados se presentan como peso concentración y espectro
XPS.

pág. 64
4.2.5.3 Espectrometría de masas de iones secundarios -Time of flight
(TOF-SIMS)
Las muestras de concentrados de flotación se concentra (conc. 1- 4)
de la prueba de 20 y 80 % en peso de adiciones de Py, se lavaron con
una solución de NaOH (pH 10.5) para eliminar cualquier material en
suspensión (es decir, muy fino y/o las partículas coloidales). Las
partículas minerales (chalcopirita o pirita) fueron montadas
humedecidos en una lámina de indio sobre una placa de silicio e
introducido en una de cámara de vacío del instrumento TOF-SIMS.
Un instrumento ToF SIMS del modelo PHI TRIFT V nanoToF de
Physical Electronics Inc. se usó en este estudio. Un haz de iones
primario de metal líquido 79Ua operativo a 30 kV se utiliza para el
análisis. El análisis se llevó a cabo en el modo de resolución de
imagen y la neutralización fue proporcionada por un cañón de
electrones y una pistola para iones Ar. Los datos "En bruto" de los
archivos de datos de los iones secundarios positivos (p. ej.,
incluyendo Cu+, FeOH+, etc.) y negativos (p. ej., incluyendo O-,
C2H5OCS2
- , SO3
-, SH-, etc.) los fueron adquiridas a imágenes de 256
x 256 píxeles de tamaño y patrón de lectura de tamaño 75-100 µm.
Los datos fueron adquiridos por 2 min con dosis de iones por debajo
del límite estático (<1012 iones/cm2). Los espectros de masa positivos
y negativos de las regiones de interés (es decir, partículas) se
extrajeron con el software WinCadenceN. La intensidad de las
señales de los iones secundarios se normaliza a los iones totales
producidos de los picos seleccionados.

pág. 65
4.3 Presentación y Discusión de Resultados
4.3.1 Resultados de Flotación
4.3.1.1 Efecto del contenido de pirita sobre la flotación de la chalcopirita
Los experimentos de flotación para varias mezclas de Cp y Py fueron
repetidos 3 veces y la desviación estándar de los valores de
recuperación es de aproximadamente 2 %. Todas las recuperaciones
son indicadas tras la sustracción del arrastre. El efecto del contenido
de Py sobre la recuperación de flotación de Cp después del IsaMilling
se muestra en la Fig. 2 (Pruebas en adición constante de SIPX) y 3
(pruebas con adición de SIPX escalado a la cantidad de Cu en la
mezcla). Esto fue hecho para deducir los efectos de los siguientes dos
mecanismos: (i) las modificaciones de superficie sobre la chalcopirita
(oxidación) y flotabilidad reducida y (ii) activación con cobre de la pirita
y la sustracción del colector disponible para la chalcopirita.
Las Figs. 2 y 3a, muestran que la cantidad de pirita en la alimentación
tiene efectos significativos en la recuperación, el grado y la
selectividad de la chalcopirita. Para la realización de las pruebas con
una proporción de colector constante de adición (Fig. 2a), un aumento
de contenido de Py de 0 a 80 wt.% dieron lugar a una disminución de
la recuperación de Cp (después de 10 minutos de flotación) de 96% a
82% y una disminución de la constante de velocidad de flotación 0.94
a 0.45 min-1 (Tabla 2). En las pruebas de proporción escalada de
adición de colector (Fig. 3a), la recuperación de Cp y la constante

pág. 66
cinética de flotación disminuyó de 96% a 56% y de 0.94 a 0.39 min-1,
respectivamente. Del mismo modo, la recuperación de la Py
disminuyó gradualmente como la cantidad de Py presente en la
mezcla aumentó (Figs. 2 Y 3b). Por ejemplo, en la Fig. 2b, la
recuperación de Py disminuyó de 33% a 9% cuando el contenido de
la Py en el alimento se incrementó de 20 a 80 wt. %. Los grados de
Cp de las diferentes mezclas Cp/Py se presentan en la Tabla 2. La
máxima concentración de grado y recuperación Py disminuyeron con
el aumento en el contenido de flotación. Este se asoció con una
disminución de la cinética de flotación de la Cp.

pág. 67
Fig. 2. Recuperación de Cp (a) y Py (b) versus tiempo como una función
del contenido de pirita en la mezcla ([SIPX] = 250 g/t en todas las pruebas)

pág. 68
Fig. 3. Recuperación de Cp (a) y Py (b) versus tiempo como una función del
contenido de pirita en la mezcla ([SIPX] = 250 g/t de Cp en el alimento)

pág. 69
Tabla 2
Resumen de la electroquímica de la pulpa y los resultados de flotación
Experimentos
Mezclas (Cp-
Py)
Eh DO Constante cinética (min-1) Recuperación (%) Grado (%)
pH = 10.5 (mV,SHE) ppm Cp Py Cp Py Cp Py
Cantidad igual de adición de colector después de IsaMilling (250 g/t SIPX)
0% Py
20% Py
50% Py
80% Py
248
240
195
190
7.42
7.03
5.60
4.00
0.94
0.90
0.82
0.45
-
0.48
0.32
0.14
96
94
90
80
-
33
27
9
88
68
63
41
-
23
33
52
Adición de colector después de IsaMilling escalado al cobre (250 g/t SIPX de Cp)
20% Py
50% Py
80% Py
203
190
176
8.4
6.1
4.5
0.85
0.64
0.39
0.26
0.21
0.13
91
72
56
11
8
5
82
65
47
14
25
44

pág. 70
La principal diferencia entre los resultados obtenidos en las Figs. 2 Y
3 son las menores recuperaciones de Cp obtenidas en las pruebas
donde la proporción de adición de colector fue escalada a la cantidad
de Cu en la mezcla de minerales, especialmente en altos porcentajes
de pirita adicionado. La segunda diferencia es que las recuperaciones
de Py son generalmente más bajos y casi independientes del
porcentaje de Py en la alimentación cuando la proporción de adición
de colector es escalada a la cantidad de Cu en la mezcla de mineral.
Esto puede sugerir que la Py compite con la Cp para la adsorción de
colector y que la dosis del colector es por esta razón de gran
importancia. Estos resultados están en buen acuerdo con los
resultados obtenidos en la mayoría de las plantas de procesamiento
en la recuperación de cobre tras la remolienda se ve afectado por la
proporción de pirita en el mineral. Los resultados también
correlacionan bien con los resultados obtenidos por Ekmekci y
Demirel (1997), quienes también mostraron que el comportamiento de
la flotación sin colector de las mezclas Cp y Py fue controlada por la
proporción de ambos minerales en la mezcla.
4.3.1.2 El papel del potencial redox de la pulpa (Eh) y el oxígeno disuelto
(DO)
Mediciones electroquímicas de la pulpa en el inicio del
acondicionamiento (Tabla 2) muestran que el aumento del contenido
de Py lleva a una disminución del potencial redox de la pulpa (Eh)
después de una molienda fina. Por ejemplo, a 20% en peso de Py

pág. 71
(SIPX escalado a Cu en la alimentación) el Eh fue de 203 mV (SHE),
mientras que en el 80% en peso de la adición de Py el Eh disminuyó
a 176 mV (SHE). A pesar de que la disminución del Eh no es grande,
el oxígeno disuelto en la pulpa se reduce notablemente con la pirita el
aumento en la mezcla. La disminución de la pulpa de DO/Eh sugiere
la creación de un entorno más reductor como más Py se introduce en
el sistema. La pirita es oxidante en naturaleza; por lo tanto, el aumento
del contenido de pirita posteriormente aumenta las reacciones
oxidantes que se producen en la superficie del mineral, por lo que se
disminuyen los niveles de oxígeno disuelto en la pulpa de flotación,
como se muestra en Ec. (6). Esto reduce significativamente la
velocidad de adsorción y oxidación del colector de la superficie de los
minerales valiosos, por lo tanto, impactan en su recuperación por
flotación. La disminución de la recuperación de Cp con incremento del
contenido de Py (Figs. 2 y 3a) se asocia con la disminución del DO/Eh
de la pulpa; se ha demostrado en estudios anteriores que la flotación
máxima de Cp se alcanza valores de Eh en torno a 250-275 mV.
FeS2 + 15/4O2 + 7/2H2O ↔ Fe(OH)3 + 2H2SO4 (6)
Para demostrar que el cambio en los resultados de la recuperación de
Cp a partir de los cambios en el DO/Eh de la pulpa asociados al
incremento del contenido de Py en la mezcla mineral, un experimento
fue realizado en el cual la pulpa se purga con aire deliberadamente
para aumentar el DO/Eh de la pulpa en una de las pruebas (80% en

pág. 72
peso de Py adicionado) antes de la flotación. La aireación de la pulpa
durante 48 min aumentó la concentración de oxígeno de 4.5 a 5.9
ppm, y Eh de 176 a 335 mV (SHE). Como resultado de ello, la cinética
de flotación de Cp aumentó de 0.39 a 0.66 min-1 y la recuperación
aumentó del 54% al 72% (Fig. 4) Mientras que la recuperación de la
Py disminuyó en un 1 %. El aumento de flotación de la Cp con el Eh
puede ser debido a la adsorción de xantato/formación de dixantógeno
en la superficie de la Cp.
4.3.1.3 Análisis de la Solución y la Superficie
a) Extracción EDTA y Estudio XPS
Muestras del alimento obtenidas después de la remolienda (producto
IsaMill) para todos las mezclas Cp/Py se analizaron mediante
extracción EDTA y XPS para identificar y cuantificar las especies
minerales formadas en la superficie. La Tabla 3 muestra que la
cantidad relativa de los iones Cu EDTA extraíbles (CuEDTA/CuT)
aumenta de 5.1 % a 8.7 % con el incremento del contenido de Py en
la mezcla de 20 a 80 % en peso, mientras que la cantidad relativa de
EDTA extraíble de Fe sigue siendo aproximadamente constante en el
2.5 %. El aumento de EDTA Cu extractable sugiere la oxidación de
Cp (p. ej. formación Cu(OH)2 en la superficie). La disminución de
DO/Eh como la cantidad de Py aumenta está relacionado con la
reducción de oxígeno en la superficie de la pirita durante la oxidación
(Eq. (6). La superficie del mineral y el porcentaje bulk en peso de los
elementos de diferentes mezclas Cp/Py, medido por las XPS se

pág. 73
muestran en la Tabla 4. Para tener una idea de las alteraciones en la
composición de los elementos sobre la superficie mineral, cálculos de
la proporción al bulk entre Cu, Fe y S fueron determinados (Tabla 4).
La proporción superficie en relación al bulk de Cu se incrementó de
1.2 % a 2.6 % mientras que la del Fe y S se mantuvo similar al del
contenido de la Py en la mezcla incrementando de 20 a 80 % en peso.
La abundancia excesiva de Cu en la superficie con respecto a la
mayor parte es muy probablemente el resultado de la transferencia de
iones Cu de la Cp en la superficie a la Py (activación con cobre de la
Py). Los datos sugieren que la activación con cobre de la pirita
aumenta con el incremento del contenido de la pirita en la mezcla de
minerales. Activación de la pirita promueve la adsorción del colector
xantato de la superficie de pirita, mejorando su flotación en
condiciones alcalinas (Finkelstein, 1997; Xu et al., 1995; Shen et al.,
2001)

pág. 74
Tabla 3
Resultados de los iones metales extraíbles EDTA para diferentes mezclas Cp/Py después de IsaMilling en pH 10.5
Mezcla (Cp-Py) Eh, mV(SHE) Cu Fe
Cu en sol, mg/l CuEDTA, mg/l CuEDTA/CuT,% Fe en sol, mg/l FeEDTA, mg/l FEEDTA/CuT,%
20% Py
50% Py
80% Py
241
223
210
0.39
0.12
0.04
53
27
23
5.1
6.4
8.7
0.28
0.11
<0.01
42
32
50
2.6
2.5
2.4
Tabla 4
Porcentaje peso promedio bulk y superficie y proporción superficie a bulk de elementos sobre la superficie del mineral para
diferentes mezclas Cp/Py
Mezclas Peso bulk (%) Peso superficie Proporción superficie a bulk (%)
Cu Fe S Cu Fe S Cu Fe S
20% peso Py
50% peso Py
80% peso Py
21.9
13.1
5.3
34.8
38.6
42.4
32.3
40.3
48.2
25.6
19.2
13.7
21.2
21.0
20.6
29.2
32.3
38.8
1.2
1.5
2.6
0.6
0.5
0.5
0.9
0.8
0.8

pág. 75
Fig.4. Efecto de la pre aireación sobre la recuperación por
flotación de la Cp (80% peso Py, [SIPX] = 250 g/t de Cp en el
alimento).
Los espectros Cu2p del análisis XPS (Fig. 5a) muestran poca
evidencia de cualquier intensidad en los alrededores de la región
característica 945 eV en Cu (II) satélites "shake-up" se encuentran
(debido a pérdidas de energía salientes fotoelectrones Cu2p
interactuando con y promoviendo, electrones de valencia en las
vacantes de los estados Cu d) (Skinner y otros, 1996; Prestidge y
otros, 1997). La superficie es principalmente un cobre en estado
cuproso con la ubicación de más intensa de pico alrededor de Cu 932
eV (I). La carencia de Cu (II) en la superficie, junto con el resultado de

pág. 76
la extracción EDTA Cu, sugiere que todo el Cu (II) está en solución.
Los espectros Fe2p para las distintas mezclas Cp/Py (Fig. 5b) son
muy similares en cuanto a la forma, con un fuerte pico de 706,5 eV,
característica de bajo-spin Fe (II) en la pirita y una contribución más
amplia hasta un 714 eV. Éste incluye las especies de oxi/hidróxido de
hierro sobre la superficie del mineral, así como la contribución de Fe
en la inalterada calcopirita (Fairthorne y otros, 1997). A pesar de que
los espectros de Fe2p de la XPS sugieren que la formación de las
especies de oxi/hidróxido de hierro, es difícil de identificar a las
especies exactas formadas en los distintos minerales individuales
como el promedio de las superficies de los minerales de la mezcla
Cp/Py para ser medidos.

pág. 77
Fig.5. Espectros Cu2p y Fe2p para diferentes mezclas Cp/Py (pH
= 10.5, SIPX concentración escalada a % Cp en el alimento (20 %
en peso Py, 50 % en peso Py, 80 % en peso Py).

pág. 78
b) Estudios ToF-SIMS
Para entender las diferencias que ocurren en la química de superficies
en las superficies de la chalcopirita y pirita cuando están presentes en
diferentes proporciones durante la molienda y la flotación, y su
impacto en el comportamiento de la flotación de los dos minerales,
análisis superficiales ToF-SIMS fueron realizados sobre concentrados
de flotación en las pruebas de adiciones de 20 y 80 % en peso de Py.
La información de las diferentes fases minerales en las muestras para
las partículas de Cp y Py se extrajeron individualmente. La presencia
de los dos minerales pueden ser visualizados por medio de imágenes
de las señales de cobre (Cu) y hierro (Fe). Una típica imagen ToF-
SIMS de una muestra de concentrado se muestra en la Fig. 6,
mostrando el total de iones en las señales de imagen (a), Cu (b) y Fe
(c). La Fig. 6 (d) es una imagen superpuesta con la presencia de Cu
(verde) y FeOH (azul) en superficies de pirita. La presencia de iones
Cu sobre las partículas de Py confirma que la Py fue activada por el
cobre en la presencia de Cp.
Un set estadístico de las partículas Py y Cp en cada flujo de
concentrado (concentrados 1- 4) fue investigado. Un gran número de
granos (28 partículas en promedio) fueron analizados para derivar
resultados estadísticamente significativos. Las intensidades de los
iones ToF-SIMS secundarios del oxígeno total (O), cobre (Cu), azufre
(en forma de SH) y el fragmento del colector xantato (C2H5OCS2)

pág. 79
fueron encontrados diferir entre las superficies minerales de la Cp y
Py. Las tendencias de estas señales en cada una de las fases se
presentan en la Fig. 7 Para las proporciones de mezclas Cp/Py: 80/20
y Cp/Py: 20/80. Se debe tener en cuenta que en la prueba con 20 %
en peso de adición de Py, los datos de Py se presenta sólo para el
concentrado 4; no fue posible identificar un número estadísticamente
significativa de partículas en los primeros concentrados. La
distribución de los iones Ca se analizó con XPS y ToF-SIMS pero,
curiosamente, sólo una pequeña cantidad de iones Ca se encuentra
en los minerales de la superficie.
La Fig. 7 muestra que la intensidad del azufre hidrofóbico (en forma
de SH) y las señales de iones cobre son más elevados en las
superficies de Cp que en las superficies de la Py. Este
comportamiento se observa para las diferentes adiciones de Py, a
pesar de que, cuando el contenido de la Py se aumentó de 20% a 80
%, la intensidad de estas señales en las superficies de la Cp
disminuye considerablemente. La intensidad de la señal del cobre en
las partículas de Py es aproximadamente 10 veces menor que en las
partículas de Cp (para la prueba con adición de 80% en peso de Py),
lo que proporciona una idea de la magnitud de la activación del cobre
en la Py del contacto con Cp en la pulpa. La intensidad de la señal de
cobre en las superficies de Cp muestra una tendencia interesante en
todos los concentrados de flotación: disminuye inicialmente de C1 a
C2, aumentando de C2 a C3 y disminuyendo de nuevo desde C3 a

pág. 80
C4. Este comportamiento puede, posiblemente, que se deba a la
disolución inicial de los iones Cu a la solución tras la precipitación de
especies de cobre (por ejemplo, de hidróxidos de cobre) y su re-
disolución. Esta tendencia se observa tanto para 20 y 80% en peso
de adiciones de Py pero el efecto es más pronunciado en el caso de
la prueba con 20 % en peso de Py. A pesar de que una especulación,
más investigación sobre este comportamiento puede ayudar a
comprender mejor los mecanismos subyacentes que ocurren durante
la flotación de minerales mezclados, especialmente cuando se
produzcan interacciones galvánicas. Hay una compleja interacción
entre las especies en la solución y en las superficies minerales y eso
varía durante la flotación.

pág. 82
Fig. 6. Imágenes de iones de señales secundarios ToF-SIMS, de
iones totales (a), Cu (b) y Fe (c) además Recubrimientos (d)
(escala de barra = 10 µ)

pág. 84
Fig. 7. Señales de iones secundarios ToF-SIMS de Cu (a), SH (b),
fragmento de colector C2H5OCS2 (c) y O (d) sobre superficies de
Cp y Py en los concentrados (C1 – C4) de las pruebas de flotación
con 20 y 80% en peso de adiciones de Py.
Otro hallazgo interesante es la cantidad de colector adsorbido en las
partículas superficies: una mayor intensidad de señal de colector se
observó en las partículas de Py en comparación con Cp para las
mezclas de Cp/Py. Este resultado demuestra que la pirita activada con
Cu compite con la chalcopirita por la adsorción del colector, y por lo
tanto, explica la mayor recuperación de la Py cuando la dosis del
colector se mantuvo constante durante la prueba de flotación. El
colector adsorbido en partículas Cp sigue siendo aproximadamente

pág. 85
constante en todos los concentrados de la flotación tanto en ambas
mezclas de minerales, aunque parece ser que será ligeramente más
alto en la prueba con 80 % en peso de Py. Esta observación es
consistente con la observación anecdótica que los niveles mínimos de
oxidación son necesarios para que el colector sea adsorbido en la
superficie del mineral. Desde el colector adsorbido en partículas de
calcopirita permanece constante, no se explica, por sí sola, la
disminución observada en la recuperación de Cp cuando el contenido
de Py es incrementado. La carga global hidrofílica de las superficies
de las partículas parece tener un efecto dominante sobre el
comportamiento de la flotación de la chalcopirita.
La oxidación de la superficie del mineral también fue examinado. Las
partículas de Py fueron encontrados exhibir una mayor exposición de
oxígeno por unidad de superficie en comparación con las partículas
de Cp, independientemente de su proporción en la mezcla mineral. Al
aumentar el contenido de Py en la mezcla, la oxidación de la Cp es
mayor, debido a las interacciones galvánicas que ocurren entre los
dos minerales. Cuando los minerales de Cp y Py entran en contacto,
una celda galvánica es establecida y la corriente fluye de Cp a la Py.
La pirita es el mineral con mayor potencial de reposo de todos los
sulfuros (electroquímicamente menos activo), y actúa como cátodo y
la chalcopirita actúa como ánodo (Ekmekci y Demirel, 1997). Por lo
tanto, las interacciones galvánicas van a favorecer la reducción de
oxígeno (reacción catódica, Ec. (7) en la superficie de la pirita con la

pág. 86
formación de especies hidroxilo (Ec. (6), y la oxidación anódica de la
chalcopirita (reacciones anódicas), con la formación de covelita y
concomitante producción de hidróxido de hierro y azufre elemental
(Ec. (8). Condiciones de alto pH y Eh en la pulpa, promoverá una
mayor oxidación del cobre y azufre sobre la superficie de la
chalcopirita (Ec. (9).
H2O + 1/2O2 + 2e ↔ 2OH- (7)
CuFeS2 + 3H2O ↔ CuS + Fe(OH)3 + S° +3H+ + 3e (8)
CuS + 2H2O ↔ Cu(OH)2 + S° + 2H+ +2e (9)
La oxidación de las superficies de sulfuro es un complejo proceso
electroquímico, en el que participan un número intermedio de
reacciones electroquímicas con la formación de especies sulfoxídicas:
SO, SO2, SO3 y SO4 (Rimstidt y Vaughan, 2003). En soluciones
alcalinas, una combinación de estas especies de azufre se puede
esperar en la superficie de los minerales de sulfuro. La oxidación del
azufre en las superficies de las partículas de Cp y Py fue examinado
en este estudio, siguiendo la señal de iones secundarios de SO-3. La
exposición de iones SO-3 en la superficie de estos minerales y su
variación a lo largo de flotación se presenta en la Fig. 8a. Es evidente
en la figura que las especies SO-3 se forman en mayor cantidad en
partículas de la Py en comparación con la Cp, independientemente de
su proporción en el sistema mineral. Cuando el contenido de Py en la
alimentación aumenta (Py > Cp), la oxidación de la Cp se ha

pág. 87
mejorado, como lo demuestra la mayor exposición de especies SO-3
en las partículas de Cp. Una observación interesante es que la
formación de SO-3 sobre las superficies de Cp y Py sigue una
tendencia similar en todos los concentrados de flotación,
incrementando el curso de la flotación. Este hallazgo sugiere que la
oxidación del azufre sigue el mismo mecanismo/cinético de ambos
minerales y está de acuerdo con la propuesta que la oxidación de las
superficies de sulfuro se produce a través del mismo mecanismo
electroquímico (Rimstidt y Vaughan, 2003). El aumento del contenido
de Py en el sistema, promoverá la oxidación del azufre en las
superficies de las partículas de Cp y Py.

pág. 88
Fig. 8. Señales ToF-SIMS de los productos de oxidación
hidrofílica SO3 y FeOH sobre las superficies de la chalcopirita y
pirita en los concentrados (C1 – C4) de la pruebas de flotación
con adiciones de 20 y 80% en peso de Py.
La oxidación de la Cp sigue un mecanismo oxidativo de disolución; los
iones Cu y Fe se disuelven en la solución dejando una capa
hidrofóbica rica en azufre o deficiente en metal-deficiente de capas
y/o azufre elemental en la superficie. Este fenómeno es generalmente
aceptado para impartir la hidrofobicidad de la superficie e induce la
flotación sin colector de la chalcopirita. Los iones de Cu disueltos en

pág. 89
la solución, a su vez, se adsorben en la superficie de la pirita, es decir,
la activación con cobre de la pirita. Se ha demostrado que las especies
del Cu (I) interactúan con una S2 ó S en la superficie de la pirita por
adsorción química y que no hay disolución del hierro de pirita que se
produzca durante este proceso. La reacción general (adsorción y
oxidación) para la activación con Cu de la pirita puede ser
representada por Ec. (10) (von Oertzen y otros, 2007). Los iones Fe2+
liberados en la solución rápidamente, bajo fuertes ambientes alcalinos
y electroquímicos, se oxidan a Fe3+ y forma Fe(OH)3 el que precipita
sobre la superficie del mineral (Ec. (6). La presencia de los iones Fe3+
en la solución también puede actuar como especie oxidante,
mejorando la oxidación de la pirita. La presencia de dos posibles
fuentes de especies aceptoras de electrones en la oxidación de la
pirita (O2 y Fe3+) podrían explicar la mayor cantidad de especies
sulfoxídicas, SO-3, observadas sobre las superficies de las partículas
de la pirita en comparación con las partículas de la chalcopirita.
FeS2 + 3xCu2+ + 4xH2O ↔ Cu3xFeS(2-x) + xSO4
2- + 8xH+ (10)
Las especies hidróxi/hidróxido de Hierro (FeOOH, Fe(OH)3) forman en
la superficie de estos minerales en soluciones alcalinas aireadas,
siendo el Fe(OH)3 la más probable especie abundante. La presencia
de estas especies en las distintas fases de mineral fue examinado en
los concentrados de flotación (Fig. 8b). La exposición de especies
FeOH+ sobre las partículas de Cp fue de aproximadamente constante

pág. 90
en el curso de la flotación (C1-C4), en ambas pruebas; el efecto fue
mayor al aumentar el contenido de Py en la mezcla mineral. Por el
contrario, las partículas de Py para exhibir una creciente exposición
de FeOH+ a través de toda la flotación. Estudios anteriores de la pirita
han demostrado que una capa de Fe(OH)3 se forma en la superficie y
que la oxidación de la pirita hace que se forme esta capa. Debido a la
estructura porosa de la capa hidróxido de hierro, el oxígeno se puede
difundir a través de la capa, llegando a la superficie y ser reducido (Ec.
(6), oxidándose más la pirita, lo que explica el aumento observado del
FeOH+ sobre la superficie de la pirita durante la flotación (Chander y
Briceño, 1987; Ekmekci y Demirel, 1997; Ahlberg y Broo, 1996).

pág. 91
CONCLUSIONES
Observando los resultados de este estudio de investigación, podemos
concluir lo siguiente:
1. Después de usar el IsaMilling, la cinética de flotación de la chalcopirita y
la recuperación final disminuyeron con el aumento en el contenido de
pirita en la mezcla. El grado de chalcopirita del concentrado también
disminuyó como consecuencia de una mayor recuperación de la pirita.
2. La competencia entre la Cp y la Py para la adsorción del colector fue
confirmado por la presencia del colector en ambas superficies de dichos
minerales tal como lo evidencian los análisis ToF-SIMS. La pirita fue
activada por cobre por los iones disueltos de Cu de la chalcopirita, como
se pone de manifiesto por análisis superficial ToF-SIMS y XPS.
3. Las interacciones galvánicas que ocurren entre los dos minerales fueron
favorecidas por un aumento del contenido de pirita en la mezcla (es
decir, aumentando la superficie del cátodo), lo que aceleró la oxidación
de la chalcopirita pero también de la pirita.
4. El análisis de la superficie ToF – SIMS sobre los concentrados de
flotación mostró una disminución de la intensidad de señales de iones
secundarios del cobre y azufre junto con un aumento del oxígeno.

pág. 92
5. Las reacciones catódicas sobre las superficies de la pirita (es decir,
reducción del O2 en OH-) también se vio favorecido por el incremento del
contenido de la pirita en el mineral, a su vez, promueve la formación de
hidróxidos de hierro en la superficie, que se encuentra en aumento en el
transcurso de la flotación.
6. La formación de especies del azufre, SO3
- , en las superficies de la
calcopirita, pirita fueron encontrados a seguir una cinética similar durante
la flotación, aumentando con el contenido de la Py en la mezcla. La
exposición de sus productos hidrofílicos de oxidación, y FeOH+ y SO3
-,
fue encontrado ser mayor sobre las partículas de pirita en comparación
con las partículas de chalcopirita, independientemente de su proporción
en la mezcla mineral. El aumento en la oxidación de los minerales con
incremento en el contenido de pirita en la alimentación también es
apoyada por la disminución del oxígeno disuelto en la pulpa de flotación.
7. Sobre la base de la evidencia experimental, se puede concluir que la
disminución de la recuperación de la chalcopirita es una consecuencia
de la formación de especies hidrófilas de oxidación en la superficie, lo
que se ve favorecido por las interacciones galvánicas con la pirita. En
general la carga hidrofílica en la superficie juega un papel dominante en
la flotabilidad de la chalcopirita. La proporción de adición del colector no
juega un papel importante en la flotación de la chalcopirita, puesto que
no había suficiente en las superficies de las partículas, pero contribuyó
a la flotación de pirita.

pág. 93
RECOMENDACIONES
1. Se deben de seguir estudiando la cantidad de oxígeno disuelto y el Eh de
la pulpa entendiendo que son fundamentales, ya que la relación
oxígeno/Eh controla la adsorción del xantato en la chalcopirita..
2. Es importante investigar lo que sucede durante el procesamiento de las
mezclas chalcopirita - pirita, ya que es probable que los distintos índices
de flujos de oxígeno sean necesarios para una óptima separación de los
minerales, dependiendo de la abundancia relativa de los dos minerales en
la alimentación, y la reactividad de la pirita..
3. Estos resultados preliminares sugieren la necesidad de desarrollar
herramientas y procedimientos de caracterización para ayudar a los
operadores de las plantas a la hora de establecer los parámetros óptimos
de separación de los minerales de acuerdo con la mineralogía de la
alimentación.

pág. 94
REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS
1. Manzaneda C., J.; "PROCESAMIENTO DE MINERALES", UNI, Lima -
Perú, 1990.
2. Wills, B. A., “Mineral Processing Technology”, 5th. Edition,
PergamonPress, Oxford, 1992.
3. Azañero O, Á. Curso: "Concentración y flotación de minerales", Capítulo:
Flotación de Sulfuros, UNMSM, Lima, 2002,
4. Astucuri, V.; "FUNDAMENTOS Y APLICACIONES PRINCIPALES DE LA
FLOTACION DE MINERALES", Colección Ciencias, Lima, 1981.
5. Currie, J. M.; "OPERACIONES UNITARIAS EN PROCESAMIENTO DE
MINERALES", Trad. por ChiaAquije, J. y ChiaAquije, L., Lima - Perú,
1984.
6. Cyanamid; "MANUAL DE PRODUCTOS QUIMICOS PARA LA MINERIA",
Edición Comercial, México, 1988.
7. Dana, H.; "MANUAL DE MINERALOGIA", Editorial Reverté‚ S.A.,
Barcelona, España, 1965
8. Fuerstenau, D.W.; "FLOTACION A.M. GAUDIN MEMORIAL"; AIME, New
York 1976.
9. Kelly E. y Spottiswood D; "INTRODUCCIÓN AL PROCESAMIENTO DE
MINERALES", Editorial Limusa S.A., México D.F. 1990.

pág. 95
10.Quiroz N., I.; "INGENIERIA METALURGICA - OPERACIONES
UNITARIAS EN PROCESAMIENTO DE MINERALES", Texto UNI, Lima -
Perú.
11. Anónimo, Fundamentos del proceso de flotación,
http://www.alipso.com/monografias/flotacion/.

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