INTRODUCCIÓN

La flotación es un proceso metalúrgico de concentración de minerales que se basa en el principio de hidrofobicidad, una de las características principales de las especies sulfuradas, las cuales, al entrar en contacto con el agua y el aire, se dirigen hacia la superficie en forma de espumas (^{Azañero et al., 2010}; ^{Utepbaeva et al., 2023}). El zinc es uno de los metales que más se beneficia de dicho proceso. En 2021, la producción de zinc a nivel nacional alcanzó un total de 1 533 135 de toneladas métricas finas (TMF), con una variación positiva del 14.8% con respecto a la producción del año anterior; este valor de producción le fue atribuido principalmente a las empresas mineras Antamina, Volcan y Nexa Resources, las cuales fueron responsables del 34.8%, 9.3% y 7% del total de la producción de dicho metal, respectivamente (^{Ministerio de Energía y Minas, 2021}). Estas cifras posicionan al Perú como segundo productor mundial de zinc, por encima de Australia (^{U.S. Geological Survey, 2022}). Sin embargo, reportes actuales de la producción de dicho metal en enero del 2022 indicaron una disminución interanual del 13.2% como consecuencia de la complejidad geológica del procesamiento de este tipo de minerales (^{Inga et al., 2020}). La crisis sanitaria mundial tuvo un gran impacto en la producción de zinc en Cerro de Pasco, pues generó una caída del 32.5% en la producción minera a nivel departamental (^{Instituto Peruano de Economía, 2022}); no obstante, Cerro de Pasco continúa siendo uno de los principales productores de zinc a nivel nacional.

La complejidad del proceso de flotación de esfalerita está determinada por las especies de minerales presentes en la mena, así como sus grados de liberación, asociaciones, impurezas de la red, tamaño y forma de las partículas, disolución del mineral y la liberación de las inclusiones. Con respecto al proceso metalúrgico de beneficio, la eficiencia está determinada por los valores que se asumen en las variables de dilución de la pulpa, los tipos de reactivos empleados, la calidad del agua, el pH, la granulometría del mineral, entre otros (^{Tang et al., 2023}).

Una de las principales especies mineralógicas procesadas mediante la flotación para la obtención de zinc es esfalerita, también conocida como blenda. Existen diversos tipos de esfaleritas, entre las que se encuentran la esfalerita tipo 2, que presenta calcopirita en el mineral de sulfuro de zinc; la esfalerita tipo 3, que contiene pirrotita dentro de la matriz principal; la esfalerita tipo 4, con presencia de sulfuro de cobre primario como la covelita, y esfalerita tipo 5, con inclusiones de sulfosales de plata (^{Cortez, 2019}). La presencia de estas especies en los distintos tipos de yacimientos trae como consecuencia pérdidas en la recuperación y bajas calidades de concentrado final, lo que se reflejan en pérdidas económicas para el departamento de Pasco (^{Inga, 2020}).

Mediante la incorporación de sulfato de cobre, se activa la esfalerita y flota fácilmente con la adición de un colector tipo xantato y un espumante; funciona mejor para valores de pH que oscilan entre 6 y 12 (^{Mateos, 2020}; ^{Yu et al., 2019}). Así también, es posible que la especie mineral flote con la mayoría de los colectores tipo sulfhidrilo con valores de pH ácido. Por otro lado, se conoce que se vienen desarrollando colectores para la flotación de esfalerita sin activación, como es el caso de los reactivos sintéticos (^{Natarajan y Nirdosh, 2006}).

La contribución principal de esta investigación radica en la evaluación de nuevos colectores para la flotación de esfalerita que permitan mejorar la recuperación y calidad del concentrado de zinc, teniendo en cuenta características complejas y cambiantes de los minerales en el distrito de Yarusyacán, Cerro de Pasco (^{B. Li et al., 2017}). Para ello, se evaluó la dosificación del colector específico cuprocianuro para determinar con cuántos gramos por tonelada (g/t) de reactivo se obtiene un resultado favorable con respecto a las variables dependientes. A su vez, este estudio servirá como base de datos para empresas que trabajen con una especie mineralógica similar o que busquen optimizar su proceso de flotación, considerando los parámetros establecidos en este trabajo.

METODOLOGÍA

Esta investigación fue de tipo experimental, cualitativa, cuantitativa y deductiva, dado que se elaboró un diseño de pruebas metalúrgicas en función de la identificación de especies mineralógicas, así como su distribución en la muestra y partículas liberadas; se recopilaron datos numéricos que fueron interpretados para relacionar la variable de dosificación de cuprocianuro con respecto a la recuperación y calidad de zinc en el concentrado (Arias y Covinos, ²⁰²¹).

RESULTADOS

Las pruebas de caracterización mineralógica indicaron la presencia de varias especies minerales, entre ellas pirita, pirrotita, esfalerita (blenda-marmatita), calcopirita, minerales intermedios, galena, magnetita y marcasita; los enlaces presentes entre las especies observadas, la distribución volumétrica y los grados de liberación se detallan en la Tabla 1 y fueron analizados a través del microscopio óptico polarizado y microscopía electrónica.

Asimismo, en las Figuras 1, 2, 3 y 4, se observan las principales microfotografías referidas al concentrado representativo de zinc.

Fuente: ^{Buenaventura Ingenieros S.A. (2014}).

Figura 1 Partículas liberadas de po, py, gn y GGs (aumentado a 400x). 

Fuente: ^{Buenaventura Ingenieros S.A. (2014}).

Figura 2 Partículas liberadas de esf, py y GGs (aumentado a 800x). 

Fuente: ^{Buenaventura Ingenieros S.A. (2014}).

Figura 3 Partículas liberadas de esf, gn y GGs (aumentado a 800x). 

Fuente: ^{Buenaventura Ingenieros S.A. (2014}).

Figura 4 Partículas liberadas de gn, esf y po (aumentado a 800x). 

Pruebas de flotación del circuito de limpieza en las celdas Denver

Sobre la base de la caracterización mineralógica del concentrado de zinc, se realizaron pruebas metalúrgicas de flotación de tercera limpieza para mejorar la recuperación y calidad del concentrado. Los parámetros de dichas pruebas se aprecian en la Tabla 2.

Se concretaron pruebas metalúrgicas de flotación de limpieza estándar y el balance metalúrgico de la prueba más representativa se presenta en la Tabla 3. Asimismo, se evaluó la dosificación de cuprocianuro como reactivo polimetálico secundario a niveles de 25, 30, 35, 45 y 50 g/t con la combinación de otros reactivos entre los cuales se encuentran la cal, la dextrina y el quebracho. Los resultados de las distintas pruebas se muestran en los balances metalúrgicos de las Tablas 4, 5, 6, 7 y 8.

Para el desarrollo de las pruebas metalúrgicas, se realizó el muestreo representativo de las espumas de la segunda limpieza cleaner, cuya operación se realizó en condiciones normales y con una ley promedio de 51.5% de zinc. Para determinar qué prueba lograría el mejor resultado y comportamiento en la flotación en la sección del circuito de limpieza de zinc, se comparó el factor metalúrgico (Manzaneda, ²⁰¹⁰).

Las condiciones de operación utilizadas para el desarrollo de las pruebas metalúrgicas se presentan en la Tabla 2.

Tabla 2 Condiciones de operación para pruebas de flotación. 

Variable	Valor
pH	8.25
% de sólidos	33.01
Granulometría	68.2% - 200 m
Densidad	1.18 kg/L
Gravedad específica	2.20
Tiempo de flotación	2 min
Tiempo de acondicionamiento	2 min
Reactivo empleado	Cuprocianuro

Fuente: Elaboración propia.

Tabla 3 Balance metalúrgico de la flotación cleaner estándar. 

Producto	% peso	Leyes					Recuperación
		Ag oz/t	Pb%	Zn%	Cu%	Fe%	Ag oz/TM	Pb%	Zn%	Cu%	Fe%
Concentrado de Zn	66.01	2.45	0.74	51.78	0.59	9.24	41.94	37.02	72.66	45.93	63.42
Relave Cl	33.99	6.58	2.43	37.84	1.35	10.35	58.06	62.98	27.34	54.07	36.58
Cabeza calculada	100.00	3.85	1.31	47.04	0.85	9.62	100.00	100.00	100.00	100.00	100.00

Fuente: Elaboración propia.

Tabla 4 Balance metalúrgico de la flotación cleaner con 25 g/t de cuprocianuro. 

Producto	% peso	Leyes					Recuperación
		Ag oz/t	Pb%	Zn%	Cu%	Fe%	Ag oz/TM	Pb%	Zn%	Cu%	Fe%
Concentrado de Zn	58.60	2.53	0.70	52.63	0.56	8.46	38.49	31.55	68.40	36.54	52.66
Relave Cl	41.40	5.72	2.15	34.42	1.36	10.76	61.51	68.44	31.60	63.45	47.34
Cabeza calculada	100.00	3.85	1.30	45.09	0.89	9.41	100.00	100.00	100.00	100.00	100.00

Fuente: Elaboración propia.

Tabla 5 Balance metalúrgico de la flotación cleaner con 30 g/t de cuprocianuro. 

Producto	% peso	Leyes					Recuperación
		Ag oz/t	Pb%	Zn%	Cu%	Fe%	Ag oz/TM	Pb%	Zn%	Cu%	Fe%
Concentrado de Zn	56.51	2.45	0.69	53.15	0.57	8.33	36.00	31.25	64.06	36.62	50.00
Relave Cl	43.49	5.66	1.96	38.75	1.29	10.83	64.00	68.75	35.94	63.38	50.00
Cabeza calculada	100.00	3.85	1.24	46.89	0.89	9.42	100.00	100.00	100.00	100.00	100.00

Fuente: Elaboración propia.

Tabla 6 Balance metalúrgico de la flotación cleaner con 35 g/t de cuprocianuro. 

Producto	% peso	Leyes					Recuperación
		Ag oz/t	Pb%	Zn%	Cu%	Fe%	Ag oz/TM	Pb%	Zn%	Cu%	Fe%
Concentrado de Zn	66.44	2.54	0.72	52.24	0.60	0.68	44.14	38.52	73.80	46.38	61.87
Relave Cl	33.56	6.37	2.28	36.72	1.37	10.59	55.86	61.48	26.20	53.62	38.13
Cabeza calculada	100.00	3.83	1.25	47.03	0.86	9.32	100.00	100.00	100.00	100.00	100.00

Fuente: Elaboración propia.

Tabla 7 Balance metalúrgico de la flotación cleaner con 45 g/t de cuprocianuro. 

Producto	% peso	Leyes					Recuperación
		Ag oz/t	Pb%	Zn%	Cu%	Fe%	Ag oz/TM	Pb%	Zn%	Cu%	Fe%
Concentrado de Zn	66.44	2.47	0.72	52.52	0.60	8.45	41.24	35.82	72.00	44.61	58.09
Relave Cl	33.56	6.39	2.33	37.01	1.36	11.04	58.76	64.18	28.00	55.39	41.91
Cabeza calculada	100.00	3.86	1.29	47.00	0.87	9.37	100.00	100.00	100.00	100.00	100.00

Fuente: Elaboración propia.

Tabla 8 Balance metalúrgico de la flotación cleaner con 50 g/t de cuprocianuro. 

Producto	% peso	Leyes					Recuperación
		Ag Oz/t	Pb%	Zn%	Cu%	Fe%	Ag oz/TM	Pb%	Zn%	Cu%	Fe%
Concentrado de Zn	46.31	2.27	0.64	53.78	0.56	8.13	27.96	24.98	52.94	29.64	40.88
Relave Cl	53.69	5.04	1.73	41.24	1.15	10.15	72.04	75.72	47.06	70.36	59.12
Cabeza calculada	100.00	3.76	1.23	47.05	0.88	9.21	100.00	100.00	100.00	100.00	100.00

Fuente: Elaboración propia.

La Figura 5 representa un gráfico de barras comparativo con los valores de porcentaje de grado de zinc, recuperación y factor metalúrgico de las distintas pruebas mostradas anteriormente. Asimismo, en la Figura 6, se muestra una gráfica de la evaluación del cuprocianuro en la flotación de tercera limpieza en el circuito de zinc.

Fuente: Elaboración propia.

Figura 5 Gráfico de barras comparativo del desarrollo de la prueba de flotación estándar y las pruebas con dosificaciones de cuprocianuro. 

Fuente: Elaboración propia.

Figura 6 Cinética del cuprocianuro en la flotación cleaner del circuito de zinc. 

DISCUSIÓN

Los resultados de la caracterización mineralógica identificaron la presencia de esfalerita tipo 2 con un tamaño de partículas en un rango de 35 a 150 μm. Este hallazgo se refleja en los balances metalúrgicos de las distintas muestras que evidencian un mínimo desplazamiento de cobre entre 0.56% y 0.60% en el concentrado de zinc.

Los datos reportados a partir de las pruebas a nivel de laboratorio demostraron que las recuperaciones y la calidad de los concentrados de zinc pueden ser controladas con la dosificación del reactivo colector secundario cuprocianuro. La prueba metalúrgica de flotación cleaner estándar obtuvo una ley de concentrado de zinc de 51.78% y recuperación de 72.66% con un factor metalúrgico de 79.98%. Esto sirvió como punto de referencia para la comparación con las pruebas posteriores que utilizaron diferentes dosificaciones de reactivo cuprocianuro.

Las pruebas de limpieza en la flotación con distintas dosificaciones de reactivo cuprocianuro demostraron que la calidad, el porcentaje de recuperación y el factor metalúrgico varían en función de la dosificación de dicho reactivo. Con una dosificación de 35 g/t de cuprocianuro, se obtuvo una recuperación de 73.80% con un grado de 52.24% y un factor metalúrgico de 81.98, alcanzando el valor más bajo de calidad. Por otro lado, la dosificación de 50 g/t obtuvo una recuperación de 52.94% con un grado de 53.78% y un factor metalúrgico de 60.51, reportándose el valor más alto de ley de Zn en el concentrado.

En la Figura 6, se observa que tanto la calidad como el porcentaje de recuperación mejoran a medida que se aumenta la dosificación de cuprocianuro; sin embargo, la tendencia cambia a una pendiente negativa cuando se excede el uso de este reactivo. La dosis óptima de dosificación es de alrededor de 35 g/t y el límite máximo es de 55 g/t.

La presente investigación guarda cierta similitud con la realizada por Xu et al. (²⁰²²) en cuanto a la composición mineralógica de las muestras estudiadas, las cuales estuvieron compuestas principalmente por sulfuros como esfalerita, calcopirita y pirita. No obstante, existe una diferencia significativa en las metodologías utilizadas para el análisis mineralógico en ambos estudios. Se descubrió que la microscopía de barrido y difracción de rayos X fueron más detalladas y exactas que la microscopía óptica de luz reflejada. Además, Xu et al. (²⁰²²) lograron un grado de zinc de 45.97% en su prueba más representativa empleando como colector xantato de butilo (BX) con dosificaciones de 80 g/t en la etapa rougher. Sin embargo, hubo una diferencia de 7.81% en la ley del concentrado en comparación con nuestro trabajo. La razón de este resultado podría deberse a que no emplearon reactivos en la etapa cleaner.

La principal diferencia entre el aporte de Palafox et al. (²⁰¹⁰) y la presente investigación radica en el uso de métodos estadísticos para optimizar los parámetros relevantes para la venta del concentrado de zinc, recuperación y ley. Su investigación alcanzó valores máximos de 96.7% y 57.0%, respectivamente, los cuales son superiores a los alcanzados en esta investigación. Además, los autores consideraron las variables de granulometría y dispersión de gas en las celdas de flotación en la optimización del proceso.

CONCLUSIONES