Libro Flotación (universidad de concepcion)

5/7/2018 Libro Flotación (universidad de concepcion) - slidepdf.com

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UNIVERSIDAD DE CONCEPCIÓNFACULTAD DE INGENIERÍA

DEPARTAMENTO INGENIERÍA METALURGIA

Sergio Castro - Juan Antonio García



ÍNDICE

I Fundamentos fisicoquímicos del proceso de flotaciónI.1 IntroducciónI.2 Fisicoquímica de superficies

I.2.1 Tensión superficialI.2.2 Fuerza intermolecular y enlaces comunesI.2.3 Adhesión partícula - burbuja

I.3 Termodinámica de adhesión partícula - burbujaI.3.1 Balance de energía libre superficialI.3.2 Termodinámica de interfases. Ángulo de contactoI.3.3 Hidrofobización inducida por el colectorI.3.4 Teoría de DerjaguinI.3.5 Ecuación de FowkesI.3.6 Trabajo de adhesión y cohesión

I.3.6.1 Adhesión e hidrofobicidad

I.3.6.2 Datos de Wa, Wc en líquidosI.3.7 Hidrofobización inducida por el colectorI.3.8 Relación entre ángulo de contacto y recuperación en flotaciónI.3.9 Adsorción

I.3.9.1 Adsorción del espumanteI.3.9.2 Ecuación de isoterma de adsorción de Gibbs

I.3.10 Tensión superficial dinámicaI.3.11 Efecto conjunto colector - espumanteI.3.12 Revisión de reactivos colectoresI.3.13 Cinética de la flotaciónI.3.14 Velocidad de flotación

I.3.14.1 Modelo de 1

er

orden de García - ZuñigaI.3.14.2 Modelo de KlimpellI.3.14.3 Interpretación de KI.3.14.5 Probabilidad de flotaciónI.3.14.6 Probabilidad de colisiónI.3.14.7 Probabilidad de adhesiónI.3.14.8 Probabilidad de desadhesión

I.3.15 Teoría de flotación de óxidosI.3.15.1 Teoría de acción de los colectoresI.3.15.2 La doble capa eléctrica en los óxidos mineralesI.3.15.3 adsorción sobre interfases cargadas

I.3.15.4 Mecanismo de acción de los tensoactivosI.3.15.5 Descripción de las superficies mineralesI.3.16 Teoría de flotación de los sulfuros

I.3.16.1 IntroducciónI.3.16.2 Teoría electroquímicaI.3.16.3 Técnicas electroquímicas experimentales

II. Flotación de minerales sulfuradosII.1 Reacción redox X/X2



II.2 Modulación de flotaciónII.3 Flotación selectivaII.4 Modificación de propiedades superficiales del mineral sulfuradoII.5 Influencia de la temperaturaII.6 Descomposición química del recubrimiento del colector

II.7 Implicaciones tecnológicasII.8 Flotación selectivaII.8.1 Minerales sulfurados de Cu - Fe - Mo - Zn - Pb

II.9 Tratamiento de polimetálicosII.10 Acción de reactivos de flotación

II.10.1 ReguladoresII 10.2 ActivadoresII.10.3 Ejemplo de depresoresII.10.4 Efecto depresor de los cianurosII.10.5 Modificadores de pH

II.11 Ejemplo de esquema de flotación

II.11.1 Ejemplo 1II.11.2 Respuesta de algunas especiesII.12.1 CalcopiritaII.12.2 Respuesta de la esfaleritaII.11.3 Ejemplo 2II.11.4 Ejemplo 3

III Operación de circuitos de flotaciónIII.1 Tipos de circuitosIII.2 Índices metalúrgicosIII.3 Operación batch de celda unitaria

III.4 Operaciones unitariasIII.5 Ejemplos de circuitos de flotaciónIII.6 Otras alternativasIII.7 Operación de circuito de flotación

III.7.1 IntroducciónIII.7.2 Máquinas de flotaciónIII.7.3 CircuitosIII.7.4 Diagnóstico de plantas de flotación

III.7.4.1 Revisión de un casoIII.7.4.2 Efecto del tonelaje sobre la recuperación circuito rougher

III.7.5 Cinética de flotación de planta

III.7.6 Otra planta (circuito rougher)III.7.7 Mejoramiento de circuitos de flotaciónIII.8 Cálculo de un circuito de flotación

III.8.1 Circuito rougherIII.8.2 Fórmulas para cálculo de circuitos de flotaciónIII.8.3 Uso de tablas Denver

III.9 Datos comparativos por tamaño de celdas y capacidades de plantaIII.10 Ejemplo de un proceso de flotación

III.10.1 Planta de molibdeno



III.10.2 Planta de cobre porfíricoIII.11 Máquinas de flotaciónIII.12 Etapas en el diseño de circuitos de flotaciónIII.13 Algunos criterios de selección de celdas de flotación

III.13.1 Ventajas de las celdas de gran volumen

III.13.2 Ventajas de celdas de pequeño de volumenIII.14 Tiempo de residencia óptimoIII.15 Flotación convencinal

III.15.1 Características principales de celdas de flotaciónIII.16 Flotación en columnaIII.16.1 Introducción

III.16.2 Definiciones básicasIII.16.3 Aplicaciones de columnas a cobre y molibdenoIII.16.4 Tipos de columnas de flotaciónIII.16.5 Metodología del diseño correcto de columnas de flotación

IV. Metodología de ensayos de flotaciónIV.1 Etapas de la investigación en un proceso de flotaciónIV.2 Selección de muestras para ensayos

IV.2.1 MuestraIV.2.2 Utilidad de los datos obtenidosIV.2.3 Cantidad de muestrasIV.2.4 Control de los ensayos de flotación

IV.2.4.1 Información a recolectarIV.2.4.2 Obs. útiles al obtener la muestra del contenedor

IV.2.5 Planificación de los ensayos de flotaciónIV.2.6 Ejecución de los ensayos de laboratorio

IV.2.7 Evaluación correcta de los resultados de los ensayosIV.3 Metodología de ensayos de flotaciónIV.3.1 Objetivos de los ensayos de flotaciónIV.3.2 Esquema metodológico

IV.4 Diagramas de flujo de procesos de flotaciónIV.5 Principales variables de la flotación

IV.5.1 Propiedades dependientes de la menaIV.5.2 Características de los reactivos de flotaciónIV.5.3 Características relativas de la celda de flotaciónIV.5.4 Etapas y variables principales de la flotación

IV.6 Aspectos prácticos

IV.6.1 MuestreoIV.6.2 Análisis QuímicoIV.6.3 Análisis mineralógico

IV.7 Tipos de ensayos de flotaciónIV.7.1 Técnicas de pequeña escalaIV.7.2 Ensayos batch de una “sola variable a la vez”IV.7.3 Ensayos de ciclos cerrados

IV.8 Ensayos de flotación en planta pilotoIV.8.1 Introducción



IV.8.2 Justificación de los ensayos en planta pilotoIV.8.3 Ventajas y desventajas de los ensayos de planta pilotoIV.8.4 Aplicación de planta piloto a la investigación en flotaciónIV.8.5 Tipos de planta pilotoIV.8.6 Factores de escala

IV.8.7 Diseño de plantas piloto de flotaciónIV.8.8 Operaciones de plantas piloto de flotaciónIV.8.9 Ubicación de planta pilotoIV.8.10 Objetivos de los ensayos piloto de flotación

IV.9 Control de factores del ensayo de flotaciónIV.9.1 MuestreoIV.9.2 Edad y alteraciónIV.9.3 Remoción de espumaIV.9.4 Molienda de la muestraIV.9.5 Regulación del pHIV.9.6 Calidad del agua

IV.9.7 TemperaturaIV.9.8 Densidad de la pulpaIV.9.9. Veloc. aireación, agitación, tamaños de partículas y burbujas

IV.10 Desarrollo de modelos y optimizaciónIV.10.1 Modelos cinéticos

IV.10.1.1 Ensayos BatchIV.10.1.2 Modelo cinético de planta piloto

IV.10.2 Modelos factorialesIV.10.3 Scaling - upIV.10.4 Simulación de circuitos de flotación

IV.11 Comparación de celdas de flotación

IV.11.1 CriteriosIV.11.2 Factores influyentes en el diseño de circuitos de flotaciónIV.12 Instrumentación y control de procesos de flotación

IV.12.1 IntroducciónIV.12.2 Instrumentos de flotación

IV.13 La flotación en la metalurgia del oroIV.13.1 IntroducciónIV.13.2 Flotación de sulfuros y metales preciosos

IV.14 Diagramas de flujo de flotaciónIV.14.1 Descripción del diagrama de flujoIV.14.2 Detalle de equipamientos

IV.14.3 Circuitos de flotación



CAPÍTULO I

FUNDAMENTOS FISICOQUÍMICOS DEL PROCESO DE FLOTACIÓN

I.1 Introducción.

La flotación es un proceso fisicoquímico, cuyo objetivo es la separación de especiesminerales, a través del uso de la adhesión selectiva de burbujas de aire a partículas minerales.

aire

B P

Colisión

Colisión

Adhesión = f (hidrofobicidad)

No adhesión

H O2

s - g

s - l B: burbuja; P: partícula

s - g: sólido - gas; s - l: sólido - líquidoFigura 1: Esquema adhesión selectiva

Concentrado

Hidrofóbicas

Hidrofílicas

Figura 2: Esquema de celda de flotación

Burbuja de aire

Superficie del líquido

(pequeña)

Partícula

Partículas finas

(Suspensión mineral)

?

?: tensión de adhesión

Figura 3: Esquema básico del proceso de flotación.



Los principios básicos, en que se basa el proceso de flotación son:

1. Mineral hidrofóbico, repele y desplaza agua de la superficie de sus partículas. Esto permite laacción de las burbujas de aire que se unen a la partícula.

2. Las burbujas de aire pueden mantener las partículas en la superficie, si se forma una espumaestable .

Para cumplir esos principios básicos, se usan reactivos químicos. Estos agentes deflotación son los llamados colectores, activadores, depresores y modificadores. Sus accionesprincipales son:

1. Hacen la superficie del mineral repelente al agua (flotado).2. Previene o evitan que otros minerales se hagan repelentes al agua .3. Forman una espuma razonablemente estable .

Sólo las partículas minerales hibrofóbicas se adhieren a las burbujas, en tanto que lashidrofílicas no se adhieren (ganga).

Existen especies con hidrofobicidad nativa, inherente o natural. Por ejemplo, talco,

azufre, grafito, molibdenita.El resto de las especies son hidrofílicas, por lo que no son seleccionables mediante una

corriente de burbujas.Hidrofobización Inducida:

La acción de los reactivos colectores, modifica las propiedades superficiales.

Se genera una transición selectiva, inducida por colectores.

Hidrofílica ? Hidrofóbica

Es posible flotar minerales muy variados, incluso sales.Si se dispone de los reactivos químicos adecuados, se puede separar casi todas las

especies minerales.

Estudio de la afinidad de fases.

Superficie hidrófoba es afín con una fase gaseosa (burbuja).Superficie hidrofílica no es afín con una fase gaseosa (burbuja).



I.2 Fisicoquímica de Superficies.

I.2.1 Tensión Superficial.

La propiedad que controla la adhesión entre partícula y burbuja, es la energía libre

superficial.La adhesión ocurre en agua, donde las partículas forman una pulpa mineral, y donde segeneran las burbujas de aire. Se establece un sistema trifásico, sólido (mineral) - líquido (agua) -gas (aire). Si se supone un sistema formado por dos fases, se establece una interfaz (plano deseparación física entre dos fases), que puede ser:

f 1

f 2

Líquido - gas, sólido - líquido, sólido - gas o líquido - líquido.

La propiedad más importante de la interfaz es la Energía Libre Interfacial, GS, laspropiedades de la interfaz son distintas a las propiedades de cada fase. Interesa considerar laspropiedades de la primera.

? ?

Gs = G? + G

?

???????????? ?

Se puede derivar la ecuación fundamental de la química de superficie , a través de las

siguientes expresiones de la Termodinámica:

? ??

??

?

??

dG

dA T P n, ,

donde? es la tensión superficial.

d G

d G

d G

d G

? ? ? ? ?

? ? ? ? ?

? ?

?

?

? ?

? ? ? ? ?

? ? ? ? ?

? ? ? ? ?

? ? ?

S dT V dP d n

S dT V d P dn

S dT d A dn

dG dG d G

i i

i i

S S SiS

iS

S

? ? ? ?

r a ba j o de ex tens ión de la i n te rfase = es

E n to n c e s , dG P , n = cons tan te s) . D e a h í q u e resu l ta q u e :

? ?

? ? ? ?

? ? ? ?

?

? ? ? ? ? ? ? ?

? ? ? ? ? ? ? ?

S

i i i iS S

iS

iS

Si i i i i

SiS S

d A E l t Á r e ad G S dT V d P d n S d T V d P d n S d T d A dn

d G S S S dT V V d P dn dn dn d A

d A ( T ,

?

? ? ? ? ? ? ? ? ? ? ? ? ?

? ? ? ? ? ? ? ? ? ? ? ? ?

?

,

? ??

??

?

??

dGdA T P n, ,

= propiedad termodinámica



? es la Tensión Superficial, y es numéricamente igual a la energía libre superficial, si elárea es unitaria. No obstante, dimensionalmente son diferentes:

?: dinas/cm

G: ergios/cm2

? se mide experimentalmente para interfase líquido - gas.

No se puede medir ?sol-liq y ?sol-gas.La tensión superficial es una fuerza perpendicular al plano y dirigida al interior de la fase.

Se produce por el desbalance de fuerzas al interactuar una molécula con todos sus vecinos.

Situación b.

Situación a.

F

Figura 4: Tensión superficial

La fuerza descompensada que origina ? es proporcional a las fuerzas intermoleculares que existen en una fase.

No todos los líquidos tienen la misma tensión superficial. Aquellos que tienen fuerzasintermoleculares mayores, tienen mayores ?.

dEnergía deEnlace

Pozo de energía(distancia enlace)

Diferentes energíasde enlace

Al acercar las moléculasaparecen las fuerzas de atracción

G

??

Figura 5: Energía de enlace - distancia

Diferentes Energías de Enlace: pozo energético mayor tiene mayor interacción (mayorenergía de enlace), que da diferencias (mayores) en energía o tensión superficial.



Ejemplo:

Sustancia ? dina/cm2 Temperatura

Helio (licuado) 0.365 1 ºKN2 (licuado) 9.4 75 ºK

n - hexano (licuado) 18.4 20 ºC

Agua 72.8 20 ºCLíq. orgánicos 20 - 30 20 ºCHg 484 20 ºCNa (sal fundida) 198 130 ºCAg 879 1100 ºCTi 1588 1680 ºC

Tabla 1: Tensión superficial de diferentes compuestos.

Los gases se transforman en líquidos y así se mide su ?. El agua es un líquido de alta ?, osea con alta energía libre superficial. El mercurio es un líquido de mayor ? (naturaleza del metal).

I.2.2 Fuerza intermolecular y enlaces comunes.

1. Fuerzas de Van der Waals (Dispersión de London), fuerzas débiles de atracción.2. Interacciones Dipolo Inducido - Dipolo Inducido.3. Interacciones Dipolo - Dipolo4. Enlace Hidrofóbico, interacción entre cadena hidrocarbonada de características hidrofóbicas.5. Enlace de hidrógeno.6. Enlace Iónico, en sales.7. Enlace Covalente, ejemplo sulfuros metálicos.8. Enlace Metálico, ejemplo metales nativos.

La fuerza de enlace crece desde 1 a 8.Ya que ? (o energía libre superficial) es una resultante de la acción de fuerzas internas de

las fases que se manifiestan en la interfase, corresponde decir que ? es una medida de la actividad

superficial (energía de la superficie que interactúa con el medio). Si el sólido tiene baja energía libresuperficial, será menos activo. Esta actividad se manifiesta en fenómenos.

Ejemplo: fenómenos de adsorción.

moléculas adicionales

Superficie

Seno

Fase Menor energía

Moléculas de mayor energía ( )?

Se debe entregar energía al sistema para aumentar el área.Si se colocan otras moléculas sobre las de la capa superficial, la tensión superficial ( ?) se

descompensa disminuyendo por adsorción. La energía libre puede llegar a cero cuando lasmoléculas adicionales tienen propiedades similares (tensoactividad).

Los compuestos tensoactivos bajan ? del agua. Adsorben componentes cuando la energíalibre es alta y por ello baja su ?. ? presenta manifestaciones naturales, tal como:



Adsorción.

La formación de gotas en líquidos (dG = ?dA), disminuye ? o disminuye dA; asume lamenor área de contacto desde el punto de vista energético. La capa superficial actúa como unamembrana contráctil.

Coalescencia.La emulsión aceite - agua se rompe en pequeñas gotas, que pasan a constituir una fase

separada. Si se suma el área de todas las pequeñas gotas, ésta resulta menor y por lo tanto se reduceel área de contacto entre el agua y el aceite.

Emulsificación. Sucede lo inverso el caso anterior.

Ascenso capilar. Sirve para medir ?.

Laenergía libre superficial

está vinculada a la hidrofobicidad. Los sólidos hidrofóbicostienen baja energía libre superficial. Los sólidos hidrofílicos tienen una alta energía libre superficial.Por lo tanto la energía libre superficial en el balance trifásico sólido - líquido - gas determina laadhesión de partículas minerales a burbujas de aire. La energía superficial cambia con el agregadode colectores.

I.2.3 Adhesión partícula - burbuja.

? ??

??

?

??

dG

dA T P n, ,

? es proporcional a las fuerzas intermoleculares(si son de un sólo tipo).Ejemplo: hidrocarburos líquidos: ?liq = ?

dliq

?

d

= derivado de las fuerzas de dispersión de London de las moléculas.En aquellos líquidos que tienen más de una fuerza entre moléculas, como en el caso delagua, existen dos componentes:

Componente 1: ?d (componente de dispersión)

? H2O, deriva deComponente 2: ?

p (fuerzas polares o iónicas)

Contribuciones de fuerza a la tensión superficial.

? = ?d + ?

p En el caso del mercurio: ?Hg = ?

d + ?m

?m = componente debido al enlace metálico (?

m ? ?d).

En el agua,?p ? ?d.?

d = 22H2O: ?H2O = 73 dinas/cm.

?p = 51

?d = 200

Hg: ?Hg = 484 dinas/cm?

m = 284En Flotación hay que cambiar el balance de energías libres superficiales .



I.3 Termodinámica de Adhesión Partícula - Burbuja.

Frente a dos colisiones, una puede ser exitosa, otra no. Esto tiene que ver con lahidrofobicidad que a su vez depende del balance de tensión superficial.

I.3.1 Balance de Energía Libre Superficial.

Los tamaños típicos de burbujas y partículas en flotación son:Burbujas = ½ - 4 mm Partículas = 10 - 200 ?m

PB B

? ???2

? ???2

P

I II ?sg

Figura 4: Balance de energía superficial

GIS = ?

LG + ?SL GII

S = ?SG

? ? G’adh = ?

SG

- ?

SL

- ?

LG

(? G de adhesión)?

SG y ?SL no se pueden medir directamente.

Cuando ? Gadh ? 0, la adhesión ocurre espontáneamente.Sólo ?

LG es medible.

I.3.2 Termodinámica de interfases. Ángulo de contacto.

La flotación aparecería vinculada a la mojabilidad con el agua, por lo que se explora latermodinámica del mojamiento.

Moja

SG

SL

?

?

LG?

?

?

0 º

L ?

G

No moja ? 180 º

L

Superficie plana

Figura 5: Ángulo de contacto

Hay un parámetro que define la mojabilidad: el ángulo de contacto, que es el ánguloentre la tangente a la gota y la superficie plana.

Young supuso que se establece un equilibrio de fuerzas en el ángulo entre un líquido, un

medio gaseoso y un sólido:?LG cos? + ?SL = ?SG (Equilibrio de fuerzas), de donde:

cos?? ?

??

?SG SL

LG1ª Ecuación de Young

Esta ecuación establece una relación entre el ángulo de contacto versus e l mojamiento.



a. Si ?SG - ?SL = ?LG ? cos? = 1 ? ? = 0º, mojamiento completo.

b. Si ?SG - ?SL ? ?LG ? cos? ? 1 ? ? ? 0º, mojamiento parcial.

Al valor (?SG - ?SL) se le llama tensión de adhesión (Fuerza de adhesión).

?SG - ?SL = Fadh

Recordando: ? Gadh = (?SG - ?SL) - ?LG = ?LG cos? - ?LG

? Gadh = ?LG (cos? - 1), se determina en laboratorio.

Si ? = 0º ? cos? = 1, ? Gadh = 0

Si ? = 90º ? cos? = 0, ? Gadh = -?LG

Luego, el fenómeno de adhesión partícula - burbuja es espontáneo cuando ? ? 0º, mineralhidrofóbico. No existe adhesión partícula - burbuja, si ? = 0º, mineral hidrofílico. La adhesión sevincula a un parámetro medible en el laboratorio; permite determinar las variables (tensionessuperficiales).

I.3.3 Hidrofobización inducida por el colector.

El colector genera cambios en la transición hidrofílica - hidrofóbica.

cos?? ?

??

?SG SL

LG; Ocurre adhesión estable : (?SG - ?SL) ? ?LG

En estado hidrofílico: ?SG - ?SL ? ?LG

a. Vacío ?Sº = 100, tienen toda la G disponible, sin ocupar.

S

b. Gas Producen adsorción. ?SG ? 100 (por ejemplo, 95)

c. Agua Energía libre del sólido forma enlaces con las moléculas.?SL?100 (por ejemplo, 50)

Energía libre superficial = f (fuerza de interacción con moléculas vecinas).

?

dinas/cm ?SG

?SL

?SL

?SG

?SL

-

?SG*

?SG

?SL

-

se recubre con una

Se pone en agua

capa de colector



Se supone un mineral originalmente hidrofílico. El agua es muy afín, por lo tanto hayfuerte reducción de energía libre. Luego el mineral pierde carácter hidrofílico. El mineral resultahidrofobizado por el colector: ?SG - ?SL disminuye y el ?SL aumenta.

? 90

0 dosis de colector

I.3.4 Teoría de Derjaguin.

La escuela Rusa (Derjaguin) no considera el ángulo de contacto, sino la llamadaDisjoining Pressure, ? (h) (presión de separación) que se opone a la adhesión partícula - burbuja.Surge de considerar:

B P Cual es la velocidad de desplazamiento o adelgazamientode la capa de agua, alrededor de la partícula.

H2O

film delgado (espesor ho)

El sólido de baja energía superficial ofrece una superficie activa en flotación. El aguase comporta como lo hace en sistemas capilares y cambia su tensión superficial; es un film muydelgado.

?L(h)

?

?

L

?

=?

L ? (h) = ?L(h) - ?L

?

La tensión superficial al interior del film puede ser mayor o menor.

Disjoining pressure , ? (h), está relacionada a la dificultad con que se adelgaza un filmacuoso durante la adhesión de la partícula a la burbuja.

Esta ? (h) es una barrera energética, que es mayor en los sólidos hidrofílicos que en lossólidos hidrofóbicos.

ho

xx

Medio acuosoPartícula



Si se toma un plano: x ? ho ? ?L? = ?LG y si x ? ho ? ?L(h). Luego la tensión superficial

cambia en ese film delgado.

???

(2)

P

B

ho

B

En (1): GS = ?SL + ?L

? (2): GS(h) = ?

SL + ?L(h)Luego, ? GS = ?L(h) - ?L

? Si ?L(h) ? ?L(? ) ? ? GS ? 0

Si ?L(h) ? ?L(? ) ? ? GS

? 0Hay una barrera energética relacionada con la diferencia de ? en el infinito y en el film

delgado, de ahí se define:? (h) = ?L(h) - ?L?

? ? GS(h) = ?SL + ?L

? + ? (h)

Así resulta que ? (h) es una cantidad adicional de energía, que Derjaguin define como,

? ( ), ,

hdG

dh

S

T P n

? ?

?

?

?

?

?

?

Para adelgazar el film hay que aplicar un trabajo sobre el sistema.Todas las deducciones son para interfase unitaria.Esto se puede analizar a través de diagramas de GS versus h.

Gs

dG

dh

s> 0 (2) (hidrofóbico)

ho

*

dG

dh

s< 0 (1) (hidrofílico)

h

La energía libre tiende a aumentar



En (2):dGdh

S?

??

?

?? ? 0, luego ? (h) es negativo, sólido hidrofóbico.

En (1):dGdh

S?

??

?

?? ? 0, luego ? (h) es positivo, sólido hidrofílico.

En (*) sólido parcialmente hidrofóbico.Se debe entregar un trabajo y superar una barrera de energía.Cuando h = 0 ? se forma una interfase sólido - gas y GS = ?

SG.

Del gráfico se ve que es imposible que h llegue a cero (es asintótico). La mediciónexperimental de la presión de separación es la limitación de la teoría de Derjaguin. No existe unacontinuación de esta teoría y no existe equipo experimental que mida ? (h). Luego introdujo eltiempo de inducción en que ocurre el adelgazamiento del film, que es una posibilidad alternativa alángulo de contacto, mejor que ? (h).

I.3.5 Ecuación de Fowkes.

Permite la determinación de los componentes de la tensión superficial.

Ejemplo: ?H2O = ?d + ?i Para determinar la componente de dispersión, Fowkes midió ? interfacial, ?1,2, entre

hidrocarburo y líquido con componente iónica, más una de dispersión.

?L = ? + ?i

?1,2

?Ld

Llegó a: ? ? ? ? ?1 2 1 2 1 22, ? ? ?d d

?int = f (

?1,2) y de las respectivas

?

de dispersión de 1 y 2.

Fowkes toma ?2 como de un hidrocarburo saturado, tal que ?L = ?Ld y mide las tensiones

interfaciales entre agua e hidrocarburo. Con ?H2O que se mide, con ?hidrocarburo (se mide) y es igual al ? de dispersión del hidrocarburo, sólo queda como incógnita la dispersión del líquido (agua).

?d

H2O se midió y resultó 22 dina/cm; esto significó un aporte importante a la química desuperficie y flotación.

Aplicando Fowkes al caso sólido - líquido (ya que él lo hizo al caso líquido - líquido), laecuación de Fowkes resulta:

? ? ? ? ?SL SG LG Sd

Ld

? ? ? 2

Es válida para sólido hidrofóbico, ya que se necesita que uno de los líquidos fuera nopolar, y el sólido debe ser de baja energía superficial, con sólo componente de dispersión.

0 2? ? ? ?? ? ? ? ?SG SL LG Sd

Ld



?SG - ?SL: corresponde a la tensión de adhesión.

?

?

?

?

?

?

?

?

?????

?

?

?

?

?

?

?

???

???

LG

d Ld

S LG

d Ld

S LG

LG

d L

d S LG LG

?

???

?

??

?

??

?????

21cos2cos

2cos

cos? 1

0 d S?2

-1 LG

d L

?

?

Si se trabaja con sólidos hidrófobos, bastaría una determinación del ángulo de contacto(un sólo punto *). Conociendo la ?LIQ, en el cual se ha hecho su medición, si se conociera sucomponente de dispersión podría saberse cual es el valor del parámetro (abscisa, tensiónsuperficial del líquido), que da el coseno del ángulo de contacto igual a 1, ángulo de contacto iguala cero, o sea la condición de mojabilidad, y por lo tanto se tiene el ?LG crítico de mojamiento.

Al combinar Young con Fowkes, se pueden evaluar tensiones críticas de mojamiento y lacomponente de dispersión de la tensión superficial del sólido.

Si se toma otro sólido con el mismo líquido, se tendrá otras pendientes y se determinaranotros componentes de tensión superficial de sólidos.

(2)

(1)

Existen otros dos conceptos de la Termodinámica de Interfases, vinculados a este campo yque son la “afinidad de fases”.

I.3.6 Trabajo de adhesión y de cohesión.

Si se quiere “romper” la interfaz para tener 2 líquidos separados, tal como seesquematiza en la figura, recordando que la energía corresponde a: Energía = ? Gsist.



liq?

liq1

G S

I???

1,2G S

II??? ???

1 2

Entonces:

? G = ?1 + ?2 - ?1,2, de donde el trabajo de adhesión resulta:

Wa = ?1 + ?2 - ?1,2

El trabajo de cohesión resulta ser: Wc = 2?1

1

1

Se crean dos interfases líquido - gas, siendo que antes no había ninguna interfaz.

Ejemplo H2O: Wc = 146 erg/cm2.

Resulta difícil romper las interacciones que mantienen unidas a las moléculas en 1 cm2.

I.3.6.1 Adhesión e hidrofobicidad.

Wa

interesa en sistema sólido - líquido, habiendo diferencias de adhesión entre sólidosmás o menos hidrofóbicos.

WaS/L = ?SG + ?LG - ?SL

WaS/L = ?LGcos? + ?LG

WaS/L = ?LG (cos? + 1)

Basado en parámetros experimentales, se evalua Wa, midiendo ángulo de contacto y ?líq.

Si el sólido es hidrofílico, cos? = 1, ? = 0.



? WaS/L = 2?L = 146 erg/cm2 = Wc

Interacción entre moléculas H O -moléculas H O2 2

es igual a interacción molécula sólido - molécula H O2

Por lo tanto el sólido tiene alta afinidad por el agua, se concluye que los sitios

superficiales del sólido le dan oportunidad a las moléculas de agua de actuar a través de fuerzasequivalentes.

Si el sólido es parcialmente hidrofóbico, cos? = 0, si ? = 90º, ? WaS/L = 0

Si cos ? = 1, si ? = 180º, ? WaS/L = -?L

En tanto ? varía de 0 a 90º, el Wa disminuye desde 146 erg/cm2 a cero, por lo que llega unmomento en que separar sólido y molécula de agua no cuesta, pues no hay adhesión entre el sólidoy las moléculas de agua.

I.3.6.2 Datos de Wa, Wc en líquidos.

Wc Wa (agua) Sustancia40.5 40.5 heptano (*)55 91.8 heptílico

(*) Actúa sólo a través de fuerzas de dispersión, que son iguales a las del H2O.

Cuesta más separar las moléculas de heptano desde sus moléculas con hidrocarburo, quealcohol desde el alcohol.

Todos los componentes heteropolares dan este comportamiento.

OH-

H O2

Fase

Orientación molecular (1)

R

I.3.7 Hidrofobización inducida por el colector.

En (1) se esquematiza la adsorción en interfases con orientación molecular y elconcepto de tensoactividad. Las cadenas hidrocarbonadas se dirigen al agua, y el mineral serecubre de sustancia o capa orgánica que es la responsable de la hidrofobización inducida delcolector.



Mineral

Adsorbe colector queinvierte orientación molecular

Wa y Wc permiten establecer rangos numéricos para la interacción entre una fase sólida ylíquida, en función de parámetros conocidos.

Si WaSÓLIDO ? 146: parcialmente hidrofóbico, por lo tanto flota.

?s = ?

d + ?Si(p)

?d: componente de dispersión

?Si(p): componentes iónicas (son mayores en superficies hidrofóbicas)

Es interesante vincular Wa y Wc con cos ? :?LG cos? = ?SG - ?SL

Wa = ?SG + ?LG - ?SL

Wc = ?LG

cos /

?? ?

?

??

??

?SG SL

LG

a LG

c

W

W 2

En medio acuoso,

cos?

? ??

?? ?

2 2

W

W

W

W W

a LG

c

a

c

LG

c

cos ? ? ?2 1W

Wa

c

2 1W

Wa

c? ?cos ?

Si ? = 0 (sólido hidrofílico): 2Wa = Wc(1 + 1) = 2Wc ? Wa = Wc = 146 erg/cm2.

Si ? ? 0 (sólido hidrofóbico), Wa ? Wc.

El trabajo de adhesión sólido - líquido es: WaS/L = Wad + Wa

H + Wai donde,

d = dispersión de London

H = enlace de hidrógenoi = interacción iónica

En el agua ocurre que i y H se reemplazan por componentes polares p o i. Al tener unsólido contactado con agua, los sitios superficiales del sólido estarían actuando respecto a lasmoléculas de agua con fuerzas similares en naturaleza y magnitud. Si el sólido es hidrofílico y setiene WaS/L = 146 erg/cm2 = WcH2O, la rotura de la unión de moléculas sólido - agua, es lo mismoque la de las uniones de las moléculas de agua. En cambio, si W a ? WcH2O (*) cuesta menos romperestas uniones que las uniones de cohesión del agua.



Sólido

(*) Alguna componente desaparece.

Si se supone, WaH + Wa

i = 0 y se tiene un sólido que interactua sólo a través de fuerzas dedispersión: WaS/L =Wa

d. El sólido se comporta similar a la situación hidrocarburo - agua, donde?L=?L

d, luego Wa = Wad. Bajo estas condiciones, es legítimo aplicar Fowkes:

? ? ? ? ?SL SG LG Sd

Ld

? ? ? 2 (1)

?? ? ? ? ?SG SL LG Sd

Ld

? ? ? ?2 0 (2)

Como Wad = ?SG + ?LG - ?SL (3)

En (2), de (3): ? ?Wad

LG LG Sd

Ld

? ? ? ?? ? ? ?2 0

W Wa Sd

Ld

ad

? ?2 ? ? (4) *

Wad, corresponde a la componente de dispersión.

(*) Válida para sólidos de baja energía superficial (hidrófobos).

Se puede medir ?Ld y ?S

d por técnica del ángulo de contacto y técnica de BET o Langmuir.

Tabla: valores de Wa

d

.Sustancia ?

d (dinas/cm) Wad

(H2O) = 2 ? ?Sd

Ld

(erg/cm2) (*)H2O 21,8 Son modelos de sólidos hidrofóbicosParafina sólida 33 54 **Grafito (mineral conhidrofobicidad intrínseca,flotabilidad natural)

110 98 **

Sílice (modelo de sólidohidrofílico)

123 103 (WaH, Wa

i ? 0)

(*) Con respecto al agua(**) < 146 erg/cm2

De esta tabla se puede sacar conclusiones :1. El agua se adsorbe incluso sobre sólidos muy hidrófobos.2. Sólidos hidrófobos presentan un Wa < Wc H2O 3. Si se calcula el Wa

d respecto de la sílice es también < 146. Por lo tanto se deben comportarhidrofóbicamente; sin embargo, la ecuación 4 deja de ser válida al aplicarse a un sólido hidrofílico,por ello no puede aplicarse al cuarzo o sílice. Por lo tanto si en la naturaleza, los sólidos carecieran



de sitios iónicos capaces de interacciones dipolares o de enlaces de hidrógeno con el agua, seríantodos hidrofóbicos.

La hidrofilia se debe a la presencia de sitios iónicos sobre la superficie sólida. Por lotanto en el caso de la sílice el trabajo de adhesión sólido - líquido será igual a:

Wa = 103 + WaH + Wa

i

Wa ? WcH2O

Para que un sólido hidrofílico pase a hidrofóbico requiere perder sitios iónicos bipolares:

Wa = Wad + Wa

H + Wai sólido hidrofílico

Wa = Wad + Wa

H + Wai sólido hidrofóbico

Se infiere que el rol del colector es llevar el trabajo de adhesión del hidrógeno y el iónicoa un valor de cero.

Superficie mineral

Sitio iónico polarCadena hidrocarbonada

Nueva superficie

Colector

Film de colectoradsorbido

Por lo tanto es importante la Termodinámica de Mojamiento o Interfase, y es útil definir elprincipio de hidrofobización a través del ángulo de contacto.

I.3.8 Relación entre ángulo de contacto y recuperación en flotación.

No es cuantitativa y sólo indica una tendencia.% R

100

10º 40º 90º Ángulo de contacto ? Una superficie con un ángulo de contacto de 90º, flotará. Una superficie con ángulo de

contacto de 10º ó 20º puede o no flotar. Esto podría ser una limitación cinética, por lo que en ellargo plazo flotaría. Como en la práctica, la flotación es un proceso dinámico, el eventotermodinámico podría no ocurrir.



El problema cinético relativiza y complica el concepto de ángulo de contacto en suaplicación práctica. Por eso, actualmente se prefiere hablar de la probabilidad de flotación, que esmayor, cuando ? es mayor.

La flotación depende también de:? Cantidad de burbujas.?

Acercamiento y colisión de burbujas.La probabilidad de flotación está dada por las probabilidades de colisión, adhesión y

formación de un par estable:

PF = Pc f( máquina, % sólidos, etc.)+ Pa (adhesión) + PS (formación de un par estable(partícula/burbuja))

La probabilidad de desadhesión, es: (1 - Pd), d = desadhesión.La probabilidad de flotación total es: P = PcPaPs(1 - Pd)Ps = f(ángulo de contacto)

En sólidos hidrofóbicos la Ps = 1, (aquellos minerales con flotabilidad natural). Luego, elángulo de contacto es parte de las condiciones de flotación.

Pa involucra un parámetro cinético, Pa = 1, cuando el tiempo de inducción, ?ind es menorque el de colisión: ?ind ??colisión.

El ?ind es un parámetro fisicoquímico vinculado al rol del espumante en la flotación. Elespumante disminuye el tiempo de inducción:

Pc = f(flujo aire, tamaño de partícula, tamaño de burbuja)Luego, las partículas muy finas tiene menor probabilidad de cohesión.Si las condiciones hidrodinámicas son inadecuadas habría desadhesión.La flotación se puede definir como un proceso basado en fenómenos fisicoquímicos, con

su fundamento en la teoría de mojamiento donde participan condiciones hidrodinámicas y cinéticas.

Ángulo de contacto

Condiciones fisicoquímicasHidrodinámica (relacionadas al ?ind, y a la cinética

de flotación)

La existencia de hidrofobicidad, significa ? ? 0, que a su vez implica flotabilidad. En lamayoría de los minerales, un ángulo de contacto mayor que cero se consigue sólo por acción de uncolector (hidrofobicidad inducida).

I.3.9 Adsorción.

Básicamente la acción de un colector es la unión o fijación de moléculas o iones delcolector sobre la superficie mineral.

Este concepto corresponde a un fenómeno de adsorción.

Sólido



Esta adsorción, es un elemento clave en el manejo fisicoquímico del proceso. Lafactibilidad de un proceso práctico de flotación, depende de la definición el colector, espumante yotros modificadores.

Esto es consecuencia que la adhesión de distintos reactivos es diferente, así como, suacción de inducir hidrofobicidad en las partículas minerales.

La calcopirita puede ser flotada mejor con tiocarbamatos, mientras que la calcosita conxantatos. No existe una definición de fórmula general de reactivos, sino que se debe definirexperimentalmente en cada caso. No existen, además dos yacimientos mineros iguales, de tal formaque las condiciones de flotación cambian de una mina a otra, habiendo aún diferencias en lasfórmulas de flotación de mineral de un mismo yacimiento.

Por ejemplo en la División Andina (Los Andes), el mineral es calcopirítico, al igual queen la mina Disputada de Las Condes, donde se usa ditiofosfato, en tanto que en Andina se utilizaditiocarbonato.

El fenómeno de la flotación es complejo y depende también de la mineralogía de la ganga,del tipo de agua del proceso, de la génesis de especies valiosas.

La interacción mineral - solución - reactivo, es influida por la magnitud y selectividad dela adsorción, así como por el tipo de interacciones posibles entre el colector y el sólido.

La importancia de la adsorción no sólo radica en le colector, sino también en la acción delespumante. El primero se adsorbe a nivel de la interfaz sólido - líquido, y el segundo a la interfaselíquido - gas. Este último determina la estabilización de las burbujas, como una forma de evitar elfenómeno de la coalescencia, que mantiene burbujas pequeñas en forma estable, debido a laadsorción líquido - gas.

La adsorción, tiene su fuerza directriz en la energía libre superficial. Es unamanifestación de la tensión superficial. Es un proceso espontáneo si va acompañado de ladisminución de la energía libre superficial, y el sistema tiende a estabilizarse adsorbiendo sustanciasde la interfase.

Es también un proceso exotérmico, que libera energía (calor de adsorción) y es posiblemedirlo con un calorímetro adecuado, en kcal/mol de iones o moléculas adsorbidas en una interfaz.

La adsorción se puede clasificar en:

? Física: cuando moléculas del absorto se adsorben por interacciones físicas con el adsorbente.

? Química: hay interacciones químicas.Adsorbato: ión o molécula que se absorbe.Adsorbente: material sobre el cual ocurre la adsorción.

Dentro de las fuerzas físicas se tienen las fuerzas de Van der Waals, iónicas, enlaces dehidrógeno y dentro de las químicas, fuerzas de enlace, principalmente covalente.

Las características de estos tipos de adsorción son diferentes. La adsorción fís ica tiene

calores de adsorción menores a 10 kcal/mol, en tanto la adsorción química tiene calores deadsorción mayores de 20 kcal/mol.



La adsorción física es inespecífica y reversible en tanto la química es específica. Laprimera forma multicapas y la química, en cambio, monocapas siendo además irreversible.

Ambos tipos de adsorción aparecen en el proceso de flotación.Adsorción del espumante: físicaAdsorción del colector: química o física.

Ejemplo.

Gas

(aire)

ROH

H O2

OH-

Si se tiene una solución con metilisobutilcarbinol (ROH), éste se adsorbe dirigiendo susgrupos OH hacia la solución y las cadenas hidrocarbonadas hacia la fase gaseosa. Por lo tanto, unaburbuja disuelta en agua, dará el siguiente esquema de adsorción del espumante:

B

Agua

Hay una orientación molecular que afecta a las moléculas adsorbidas, tanto con loscolectores como con los espumantes.

I.3.9.1 Adsorción del espumante.

El fenómeno de adsorción del espumante se puede representar mediante ecuaciones.Habrá asociada una disminución de la energía libre, y luego de la energía o tensión superficial enese punto. La concentración superficial (cs) de las moléculas de alcohol es mayor que laconcentración en el seno de la fase acuosa (c0):

Adsorción: cs ? c0 (hay exceso superficial).

Concepto de isotermas de adsorción: una medida de la adsorción a temperaturaconstante.

I.3.9.2 Ecuación de Isoterma de Adsorción de Gibbs.Gibbs planteó el problema de la coexistencia de una fase gas, ? y una fase líquida ? ,

conteniendo un soluto y una interfase.

dG = dG? + dG? + dGS (1)

dGS = TdS +? ? idni + ?dA (2)



Interesa saber que componentes considerar en el plano superficial y las condiciones quepermitan definir la relación entre ? y un parámetro del sistema (ejemplo la concentración del soluto)y el número de componentes disueltos.

Gibbs, supone para S, n (número de componentes), A, valores finitos ? 0.

GS = TS +? ? ini + ?A (3)

Luego, GS también es finito.

dGS = TdS + SdT + ? ? idni + ? nid? i + ?dA + Ad? (4)dni: variación en masa o número moles.d? i: variación de potenciales químicos.

Restando (4) - (2):0 = SdT + ? nid? i + Ad? (5)A una T = cte:- Ad? = ? nid? i (6)

ni: número de moles de los componentes? i: potencial químico del componente i

Si se tiene que definir la isoterma de un único compuesto (MIBC), el sistema estaráformado por dos componentes: soluto y agua.

-Ad? = n1d? 1 + n2d? 2 (7)

Al definir el concepto de adsorción , aparece la restricción de que el agua no puedeadsorberse sobre si misma (número de moléculas de agua es mayor número de moléculas de soluto).

Indicando el agua con el subíndice 1, y soluto con el subíndice 2, resulta:

-Ad? = n2d? 2 (8)

? ??

??

?

??d

n

Ad? ?

22 (9)

pero n2 /A = número de moles de soluto por área superficial, exceso superficial = ?

-d? = ? d? 2 (10)

? es una medida de la adsorción, ya que si aumenta ? , aumenta el número de moléculas desoluto por unidad de área en la interfaz.

? ? ?

?

??

?

??

d

dT

?

? 2Ecuación de Gibbs

La adsorción es igual a la variación de tensión superficial sobre la variación del potencialquímico del soluto en la fase acuosa.

d RTd a RT ad

RTd a RT

d

d a

dda

? ? ?

? ?

?

? ?

? ??

??

?

?? ? ?

?

??

?

??

ln , ln

ln ln

pues =

(12)

pero d lna = da / a

= -a

RT(13)

o

?

?

1



E n s o l u c i o n e s d i l u í d a s , a = c

= -c

R T( 1 4 )?

dd c

?

La ecuación 14 es una versión de la isoterma de Gibbs.

RTc

d

dc

?= -

??

??

?

??

Sid

dc

? ? 0, entonces ? ? 0, adsorción negativa.

Sid

dc

? ? 0, entonces ? ? 0, adsorción positiva.

Un soluto se adsorbe sobre la interfaz líquido - gas, cuando se produce una disminuciónde la tensión superficial al aumentar la concentración

R OH1

R OH2

R OH3

Electrolitos fuertes?

dinas/cm

73

c R3?R2?R1 ? R3OH ? ? R2OH ? ? R1OH

Los electrolitos fuertes, por ejemplo ClNa en concentración alta, producen un aumento dela tensión superficial del agua.

Un tensoactivo podría ser espumante en flotación, pues baja la tensión superficial delagua, sin embargo, no cualquier tensoactivo es espumante de flotación, ya que además de producirespuma, debe reunir otras condiciones.

En un primer acercamiento al problema debemos distinguir entre:a. Espumas de dos fases (agua, aire)b. Espumas de tres fases (agua, aire, sólido)

Los espumantes de flotación deberían ser de tres fases, para que las partículas minerales se

estabilicen. El espumante le da un típico color a la espuma. Según que mineral se flote, se tiene unaespuma de diferente tonalidad y color, por ejemplo:? molibdenita: color plomo? aluminio: brillante? cuarzo: espuma blanca? calcopirita: color dorado



Muchos de los espumantes de flotación no son buenos espumantes de 2 fases, que son losque forman las espumas más estables. Los compuestos de baja tensoactividad pueden ser muybuenos espumantes de flotación y viceversa.

Fenómenos tales como, drenaje de agua, ruptura, coalescencia, reordenamiento detamaños, afectan la estabilidad de las espumas de dos fases.

Las partículas de las lamas pueden quedar atrapadas por la espuma y esto es perjudicial

para la flotación, pues se incorpora ganga al concentrado.I.3.10 Tensión superficial dinámica.

Se refiere a la habilidad de los compuestos adsorbidos sobre la interfase líquido - gas, paramoverse sobre la interfaz y dar más estabilidad.

Solución acuosa

Aire

disminuye con aumento deconcentración de espumante

?

en solución acuosa

1

23

4

Aire

h

0

p?

Al crear superficie (de 1 a 4)? disminuye

Si la posición de las moléculas es muy estable,al estar adsorbido en la interfase líquido-gas.

Stress por colisión La tensión superficial puede cambiar si el proceso es estático o dinámico.

1. Un rol del espumante en flotación es la movilidad de sus moléculas en el estado adsorbido, locual contribuye a la estabilidad de la espuma.

En el acercamiento de burbuja a partículase llega a que la espuma es más estable

Espumante adsorbido sobre la burbujaa donde van las cadenas hidrocarbonadas

Movilidad alta, pues esadsorción física

B

Movilidad baja

P

Ejemplo: Cu + X- = CuX2 sal precipitada (covalente).



I.3.11 Efecto conjunto colector - espumante.

El espumante entrega al sistema, una facilidad adicional para que se produzca laadhesión, que se produce a una mayor velocidad (en un tiempo más corto) y de manera másestable.

El rol del espumante en la flotación es disminuir el tiempo de inducción.En el caso de un mineral sin colector y burbujas sin espumante, la adhesión partícula -

burbuja es función del ángulo de contacto.

La probabilidad de flotación sería:

PF = Pc ? Pa ? Ps (1 - Pd)

aparece ?i ?

El colector junto con el espumante, en una hidrofobicidad inducida, da mayor facilidad de

flotación.El tiempo de inducción, ?i = f(concentración de espumante), con concentración del

colector constante.

?i (mseg)

concentraciónespumante

Si ?induc ? ?colisión , las burbujas se colisionan y separan.Si disminuye ?i, se necesita más espumante, lo que produce mejor flotabilidad. La

ecuación de Gibbs expresa que si hay una disminución de la tensión superficial, habría unaadsorción.

Un buen espumante tiene fuerte capacidad de reducir los tiempos de inducción, nonecesariamente vinculada a su capacidad tensoactiva. Ejemplos de espumantes tensoactivos débiles,pero buenos en flotación, son:

? Trietilbutano (TEB)? Metil isobutil carbinol (MIBC)? Éteres glicólicos del polietileno y del propileno (DOW - FROTH)

En cambio, espumantes tensoactivos más fuertes, son:

? Aceite de Pino (terpinoles)? ácido cresílico (cresoles)

En flotación, se deben satisfacer simultáneamente varios requerimientos:

? Espuma estable, aunque no tanto.? Capa de espuma de volumen adecuado? Velocidad de crecimiento y evacuación.? Selectividad (bajo arrastre de gangas)



La espuma se debe poder destruir con agua, una vez que está en los launders . La limpiezade los concentrados está basada en el espesor de la espuma. Si éste es pequeño el concentradoresulta de baja ley, pues la espuma está en contacto más directo con la pulpa. Si en cambio setrabaja con una capa de espuma de mayor espesor, hay un drenaje de agua a través de un filmacuoso, desde donde se eliminan las lamas.

Film acuoso Esta eliminación desde la capa de espuma, entrainment o arrastre físico, está

relacionado a la cantidad de agua de la espuma.Si existe menos agua, las burbujas están mineralizadas en mayor cuantía, y el proceso esmás selectivo (tiene un entrainment más bajo). Si hay un buen colchón de espuma, se estableceun mecanismo de drenaje y limpieza, por lo que resulta un concentrado de mayor ley.

Si una partícula de ganga llega al nivel de la interfase pulpa - espuma, tiene que remontar10 ó 15 cm, para salir de la espuma y ser eliminada. Esto resulta muy difícil, ya que hay que vencerel arrastre. Como ejemplo, se puede mencionar que las celdas de columnas tienen enormes capas deespuma, de hasta 1 - 1.20 m de espesor de espuma.

El control de planta, está relacionado al nivel pulpa - espuma, que tradicionalmente semaneja por niveles de compuerta. Actualmente, se utiliza un sensor ultrasónico, que permite regularel espesor de la capa de espuma. Si se trabaja con espumas, éstas se forman, crecen y se vacían enforma natural.

El flujo másico de concentrado es proporcional a la recuperación de la especie valiosa. Sila espuma es muy gruesa, resultan concentrados de alta ley, pero de masa menor, por lo que se debesubir el nivel de la interfase pulpa - espuma.

Lo ideal es tener un espumante que genere espuma con capa adecuada y alta velocidad decrecimiento de la misma. Así se puede evacuar rápidamente el concentrado sin necesidad de subir elnivel pulpa - espuma, de manera de no tener arrastre de ganga.

El espumante debe tener buena selectividad, es decir no debe presentar ningún efectolateral colector de partículas de ganga: Por ejemplo, el ácido cresílico es capaz de flotar ganga, aligual que el aceite de pino, que son fuertes tensoactivos provistos de grupos aromáticos.

O sea que la selectividad implica bajo efecto colector de ganga, del espumante . Por elloes muy difícil conseguir espumantes que modifiquen el tiempo de inducción adecuadamente, y noalteren todos los otros factores mencionados.

Normalmente los espumantes no se usan solos, sino mezcla dos; cada vez se usa menosaceite de pino y particularmente en Chile no se usa ácido cresílico.Una mezcla típica en volúmenes: MIBC : Dowfroth : Aceite de pino, 4 : 2 : 1, que logra

una buena gama de características físicas de la espuma (textura).Los factores que maneja el operador de planta tienen que ver con las siguientes preguntas:

¿ en qué tamaño se rompe la espuma ?; ¿ es la espuma grande o pequeña ?, ¿ está muy cargada ?,etc.

Es conveniente conocer en profundidad la fisicoquímica de espumantes, ya que si hayproblemas de recuperación, lo primero que se piensa es cambiar el colector, cuando muchas veces



conviene cambiar el espumante; esto normalmente no es considerado por el operador de planta yeventualmente tampoco por el Ingeniero Metalúrgico.

Los reactivos espumantes, más utilizados son:? Metil Isobutil Carbonil: MIBC, MAA, AF 70? Metil Amil Carbonil.? Ácido Cresílico (orto, meta y para cresol), (flotación oleosa)

OH

CH3

? Aceite de pino: terpinoles ? , ? , ?

C

OH

CH3

2CH

3CH

(Ejemplo, HOECHST FLOTOL; Aceite de pino, aceite de eucaliptol).

? Eter Metilico de Propilen Glicol.CH3 - (O - C2H6)3 - OH

(Ejemplo: Dowfroth 200, Dowfroth 250, Dowfroth 1012, para medio ácido).

? Trietoxibutano.O

CH3 2

CHCH CH

CH3

CH3

2CH

2CH

2CH

2CH

O

O

(Ejemplo: TEB FROTHER, Power Acelerator.

? Eter Metílico del Polietilenglicol:CH2 - (O - C2H4)n - OH

(Ejemplo Union carbide, PG - 400).I.3.12 Revisión de Reactivos Colectores.

En general los reactivos colectores, son de 2 grandes tipos:? Tiólicos o sulfídrilicos, tienen grupos SH, tiol.? Cadena larga.: Aniónicos o Catiónicos? Colectores Tiólicos

- Xantatos (alquilditiocarbonatos)

Su estructura principal es la siguiente:

R O

S

C

S -K +

Na+

(o )

S

S-

R CO



Son sales alcalinas del ácido xantático, que es poco soluble en agua, a diferencia de éstasson muy solubles. La especie activa es el ion xantato:

S

S-

R CX ,- R S ,-

Estos colectores fueron descubiertos y patentados en la década del 20, y siguen siendo losmás empleados par flotar minerales sulfurados. La variable más importante en estos compuestos esla longitud de la cadena carbonada, R, que puede ser cadena normal o ramificada y de distintosnúmeros de carbonos.

Cuando:

R = propil

etilxantato

propilxantato

isopropilxantato

R = etil O C

S

3CH

2CH

-S

O C

S

3CH

2CH

-S2

CH

R = isopropil

O

CH O C-S

3CH

3CH

3CH

Butil, amil o hetilxantatoSe usa en Chuquicamata como principal colector, ya que son indicados para minerales de

cobre calcosídicos.Si aumenta la longitud de R, disminuye la solubilidad de la sal sódica, aunque aumenta elpoder colector del xantato (mayores recuperaciones). No obstante la selectividad es menor, lo quesignifica obtener concentrados de menor ley, ya que particularmente flota ganga y sobre todo si esmuy fina.

Normalmente, se debe tener presente que conforme al objetivo de ley, que se proponelograr en la flotación, hay que alcanzar:

1. Máxima Recuperación2. Selectividad adecuada? Derivados de los xantatos. 1. Xantoformiatos: son compuestos sintéticos obtenidos a partir de xantatos y ácido fórmico:

R O C CH

O

OH

O

C CH2

CH3

+

Corresponden a la esterificación del ácido fórmico. Tiene particular resistencia a lahidrólisis ácida y son poco solubles en agua, por lo que deben emulsificarse previo a su empleocomo colectores. Se usan como emulsiones estabilizadas por el mismo reactivo espumante.



Como ejemplo de los más usados, se tienen:- Dietilxantoformiato, DFC 40, (se usa en El Teniente con circuito rougher en medio ácido, pH=4).También se usa para flotar cobre cementado.- Etilbutilxantoformiato.2. Esteres Xanticos.

O C S R21

R

O

- Ester alilamilxantico- Ester alilexilxantico.-

Cyanamid MinetecR 3302 1750R 3461 2023

Para generar diferentes resultados con estos compuestos, se probaron diferentesvariaciones de estructuras.

Así en 1925, apareció otra familia de compuestos, que aún dominan la química decolectores , en la flotación de minerales sulfurados de metales base. Son los:

? Ditiofosfatos.

P

O

SNa

R O1

R O2

Ejemplo. Disecbutil ditiofosfato de sodio:

OP SNa

SCH

23CH CH

3CH

3CH

OCH23

CH CH

Ejemplo:

Cyanamid MinetecAf - 238 (*)

R 3477 2044

(*) Se usa en Chuquicamata como auxiliar del xantato para flotar Cu, Pb, Zn. Se usaronmucho en Rusia, donde lo denominan como aeroflot.

Las familias que llevan azufre y fósforo son buenos colectores, ya que permitenordenamientos espaciales, que le dan una estructura más ordenada al compuesto; esto quizás seauna clave en la hidrofobización. Un investigador japonés demostró que la mayoría de losaminoácidos son colectores de flotación.



La gama de estos colectores es más amplia, pudiéndose mencionar entre otros:- diisopropilditiofosfato sódico- dietilditiofosfato de sodio- mezclas de ditiol y dibutilditiofosfato, AF 208 + tiocarbamilida (para flotar oro)- dicresilditiofosfato

? Tionocarbamatos.

Son reactivos que se obtienen de la reacción entre el ácido xántico y una alquilaminaprimaria.

NHC

S

R21

R O Ejemplo: Isopropiletiltionocarbamato.

CH2

CH

3CH

R1

es

y R2 es CH3CH2 Ejemplo: Z 200 (Dow).

Este es un reactivo muy específico para flotar cobre calcopirítico.Una mezcla de tionocarbamatos y ditiofosfatos es ideal para flotar minerales de cobre concalcopirita y calcosita.

Otros ejemplos son el ZM 200 y el DFC 411, los cuales son muy útiles en la industriaminera chilena, donde se pueden procesar 500.000 ton/día de mineral con 40 gr/ton de reactivos deflotación.

? Fosfinas. - Ditiofosfinatos (R - 3418):

P SNa

R1

R 2

S

- Cloruro de tiofosfonilo:

P

S

R1O

R2O

Cl AF 249R - 135,

- Monotiofosfato:

P

S

R1O

R2O AF 194R - 3394,ONa

El xantato se puede sintetizar en laboratorio.

CHOH HONa

CH3

CH3

CH3

CH3

ONa

S

CCHOS C2 -S

CH

CH3

CH3

+ += =

Alcohol isopropílico Alcoholato Isopropilxantato de sodio



R

P

S

R OH

- Tioglicolato y Mercaptoctanol versus NaHS

H

N C

OC H6 13

(F2)

(CH )2 2

52C H

S

C H8 17 52

C HS

(S7)

- Serie F:

(Derivados del

ácido carbónico)

- Serie S:

(Derivados del

mercaptano)

DOW

RO

H

C

O

N

S

OR"

C

S

O

R'OC HN

C

R"NH

ROP

S

RO OH

- Alcoxi carbonil

tionocarbamatos

alquil tioureas

- Monotiofosfatos

- Monotiofosfinatos

CYANAMID

- Alcoxi carbonil

HC C CHH C2

OC H4 8

CH

- Ácidos ditiofosfóricos

(FLOTOL 7, 9)

- Derivados acetilen -

etilénicos

(MIG 4E)

GLEMBOTSKII

(URSS)

RC(OH)(PO H )3 22

Reactivos Comerciales de Flotación



I.3.13 Cinética de la Flotación.La importancia de la Termodinámica en el proceso de flotación, se revisó a través de los

conceptos siguientes:? ángulo de contacto? acción de colectores? acción de espumantes

Sin embargo, la influencia de la Termodinámica en la flotación, se tratará a través de sunecesaria vinculación con la cinética del proceso.

Esta última entrega una descripción cuantitativa de la velocidad con que flotan laspartículas, y por eso es importante el tiempo de flotación (?). Este es una variable fundamental dediseño y corresponde al tiempo máximo que hay que darle a las partículas más lentas para quepuedan ser extraídas de la pulpa.

El tiempo de residencia (?r), está vinculado al flujo de aire, de modo tal que si este últimofuese pequeño, ? debería ser alto para colectar todas las partículas.

Hay una relación directa entre ?r y la probabilidad de flotación, por lo que si ésta es alta ysi el flujo de aire es adecuado, la recuperación esperada sería aceptable.

Un experimento típico de laboratorio es una prueba cinética, donde una celda batch esalimentada con una cierta cantidad de mineral y con la posibilidad de recibir el concentrado enfunción del tiempo. Se va cambiando la bandeja receptiva de concentrado, para fraccionarlo en c1,c2, ..., cn, para tiempos de flotación de 1’, 2’, ..., 8’, etc.

Luego se confecciona una tabla como la siguiente:Fracción Tiempo en Minutos Finos

c1 1 f 1 c2 2 f 2 c3 3 f 3 c4 4 f 4

Conociendo leyes y pesos, luego se determina la cantidad de metal fino.Fino metal ico peso

ley? ?

100

Calculando el f 1, f 2, ..., f n y conociendo el fino de la cabeza (alimentación), se puededeterminar la recuperación del metal (Rm):

%Rfino conc.

fino alimem ? ?1

ntación100

También se calcula: %Rm acumulativo (conc. 1 + conc. 2 + ...).y se grafica R versus t.

tiempo de flotación

(acumulativo)

1 2 3

m% R

(2)(1)

(3)

R1

2R

3R



R aumenta con el tiempo de flotación y la curva se va haciendo asintótica a un cierto valormáximo (R? ). Al final las espumas también quedan cargadas con parte de ganga.

Esta relación entre R% y tiempo, permite definir un concepto de velocidad. Si se tuvieseun 2do y 3er mineral, estos tendrían diferentes velocidades. Estas variaciones en velocidad dependende condiciones operativas (tipo de máquina, flujo de aire, condiciones fisicoquímicas).

Ya que la velocidad depende de la probabilidad de flotación, una cierta combinación de

reactivos podría dar una mayor o menor velocidad.Si se considera que en una planta el tiempo de flotación está vinculado al tiempo de

residencia (?r), se tiene que:?r = f (volumen del circuito de flotación)Por lo tanto, en la práctica industrial, el límite del tiempo de flotación está dado por ?r. Si

el tiempo ?r = f (Vc), donde Vc es el volumen del circuito, la velocidad de flotación surge como unavariable importante del proceso.

Para entregar una caracterización cinética de la flotación de un mineral, se usa elconcepto de constante específica de ve locidad de flotación.

Sirve para definir si un proceso es más rápido o más lento. Existe una amplia gama demodelos cinéticos, de los cuales se analizarán los más usados en el campo experimental. Para eso sedesarrollará el Modelo Análogo (por analogía a la cinética química), donde se considera quepartícula y burbuja son reactantes y el agregado de partícula - burbuja es un producto de reacción.

2

1

tiempo

Concentraciónespecie útil

(1), (2), etc., indican cambio de la velocidad.

I.3.14 Velocidad de flotación.Se expresa a través de la siguiente ecuación diferencial:

? ?dc

dtkcn (1)

c = concentración de especies flotablesn = orden de la reacciónk = constante de flotación

Suponiendo una cinética de 1er orden:

c = coe-kt

, donde (2)co = concentración de material flotable al tiempo ceroc = concentración de material flotable al tiempo t

La ecuación 2 se grafica según:

lnc

ckto

? (3)



t

colnc k

1

Estas concentraciones no son usuales en flotación, donde más bien se usanrecuperaciones. Para evaluarlas, se determinan concentrados parciales, que se secan, pesan yanalizan para conocer el valor del contenido metálico fino y de ahí la concentración (ya que seconoce el volumen de la celda). Como éste es fijo, se trabaja directamente con concentraciones. Enla práctica no es posible llegar a una recuperación del 100%, por lo que se introduce el concepto derecuperación máxima, Rmáximo , ya que no todo el material es flotable.

El término,ccoln , debe ser corregido, pues co es la concentración de todo el material

flotable menos la concentración del material que no flotó y quedó, (c? ):

lnc c

c ckto ?

?

?

??

?

?? ?

?

?

(4)

Es posible escribir: Rc c

co

o?

??

?(5)

Rc c

cto

o?

?(6)

Luego la ecuación (1), queda: ? ? ? ? ?

dc

dt k c c n( ) (7)

? ?dR

dtkc R Ro

n n? ?

?

?

1 (8)

Para n = 1: R R etkt

? ??

?1 (9)Rt = recuperación parcial a cualquier tiempo tR? = recuperación máxima posible.

I.3.14.1 Modelo de 1er orden de García - Zuñiga.

Permite ajustar la gran mayoría de los resultados experimentales y calcular la constante develocidad de flotación.

ln ( )c c

c ckt R e

o kt?

?? ? ? ?

?

?

?

?R t 1

Haciendo cambios:R

Re

t kt

?

?? ?1 (10)



R

Re

t kt

?

?? ? ?1 (11)

1 ? ?

?

?R

Ret kt (12)

R RR e

tkt

?

?

??

? (13)

lnR R

Rktt?

?

??

??

?

?? ? ? (14)

-k

R - R?

R?

tln

tiempo de flotación Las Rt son recuperaciones acumulativas; la R? y t (datos experimentales), sirven para que

por graficación se obtenga k.[k? = t-1 . Ejemplo [k? = min-1

Cálculo de k:T %Racum R R

Rt?

?

? ln

R R

Rt?

?

??

??

?

??

?

?

y

xk?

1 41.1 0.4223 -0.862 61.5 0.2765 -1.294 64.8 0.1788 -1.72 -0.0278 76.5 0.1000 -2.3016 83.5 0.0176 -4.04

I.3.14.2 Modelo de Klimpell.

Rt = R? (1 - e-k(t + ? )) Agar, corrige el tiempo en el modelo de García - Zuñiga.

? ?R Rkt

etkt

? ? ??

??

?

???

?11

1 Distribución rectangular de probabilidades (Klimpell).

RR kt

R ktt

?

?

?

?

2

1Modelo 2º orden.

Generalmente, basta usar los modelos cinéticos de 1er orden, donde se considera quetodas las partículas tienen la misma probabilidad de flotar. Si se considera que hay distribuciónrectangular de velocidades, aparece el modelo de Klimpell, donde se obtiene mayor precisión.

El objetivo de una evaluación cinética es determinar la constante de velocidad, k; ademásse buscan expresiones que la vinculen con la termodinámica.

En 1989, Spears, Jordan y Laskowski publican una ecuación:



kQP

DF

b?

3

2

Db = diámetro de burbujaQ = flujo de airePF = probabilidad de flotación

Esto lleva a una serie de expresiones matemáticas, que ilustra la ecuación siguiente:.PF = Pc ? Pa ? Ps (1 - Pd)Pc = probabilidad de colisión (es muy importante).

P AD

Dcp

b

n

??

??

?

?? donde A =

32

+415

Re0.72 , n = 2

La flotación como proceso requiere que las partículas y burbujas, estén dentro de un rangode tamaños relacionados entre sí. De este modo partículas pequeñas flotan mejor con burbujaspequeñas, pero con la condición inherente de rango de partículas, de acuerdo al mineral que se estéflotando. Hay distintos rangos para distintos minerales, por eso algunas especies mineralesrequieren diámetro de burbujas menores que otro.

Ejemplo: minerales de cobre como calcopirita flotan bien entre 30 y 150 ? m, en tanto que

partículas liberadas de molibdenita flotan bien entre 5 y 50 ?m. Esto depende del diámetro deburbujas (más gruesas para calcopirita). Si se flotan calcopirita y molibdenita juntas, el equipo debegenerar burbujas grandes como también pequeñas.

30 150

5 50

Calcopirita

Molibdenita?m

?m

En cinética de 1er orden : Rt = R? (1 - e-kt), según García - Zuñiga.

R R?

lnR R

Rt?

?

?

t t

Según Klimpell: R Rkt

etkt

? ? ??

??

?

???

?11

1 (ajusta mejor)



La constante K, es el resultado de una condición fisicoquímica dada por:? granulometría? % sólidos? ley de alimentación? pH? reactivos

La velocidad depende de las condiciones de la pulpa.

rápida

lenta

R?

t Puede ocurrir que la flotación no sólo sea más lenta, sino que se alcance distinta R? , por

ejemplo cuando los reactivos no son adecuados.R

acum

R? 1

R? 2

La velocidad de flotación es un aspecto clave, sobre todo en circuitos industriales donde

una mejora puede significar un aumento de tonelaje tratado en planta.Es importante representar matemáticamente la flotación y profundizar en los fundamentos

cinéticos. La interpretación de K en términos termodinámicos es reciente y está todavía endesarrollo.I.3.14.3 Interpretación de K.

KQP

Df

b?

3

2según Jordan y Lawskoski (1989).

I.3.14.4 Probabilidad de flotación.PF = Pc ? Pa ? Ps (1 - Pd)



Schulze aplicó conceptos de la Hidrodinámica a la flotación, y Roe Hen Yoon trabajó enla interpretación de la constante.

Se desarrollaron varias ecuaciones para la constante K.I.3.14.5 Probabilidad de Colisión.

Según Lutrell, 1989.

P AD

Dc pb

n

?

?

??

?

?? donde A = 32 + 415 Re0.72 , n = 2

Dp = diámetro de partículaDb = diámetro de burbuja

I.3.14.6 Probabilidad de adhesión, Pa.Pa = sen2 ? o

donde ? o es el ángulo de contacto crítico de incidencia de una partícula sobre una burbuja.

b

p

b = burbuja

p = partícula

El ángulo de incidencia de la partícula sobre la burbuja, depende de la colisión y de las

líneas de flujo.

? ???

ob i

p

b

V

RR

R

??

?

?

??

?

??

?

?

?

?

?

?

?

?

?

?

?

?

245 8

30 1

0.72arctg exp

b

Re

donde:Vb = velocidad de la burbuja (cm/s)?i = tiempo de inducción (ms)



Reordenando términos:

Pa ?

?

??

?

??

22

exp B

1+ (exp B)2

donde B = cte,

? ?B V

D D Db i

b p b

??

?0 667 45 8

1

0.72

. ( Re )?

Vb = f (energía de disipación, viscosidad cinemática)

I.3.14.7 Probabilidad de desadhesión, Pd.

P a bD

Ddp

b? ?

?

??

?

??

Frecuentemente:a = 0, b = 1Ps = probabilidad de formación de un par estable.Ps = 1, para sólidos hidrófobos.El tiempo,?i, se determina por un método alternativo, ya que su determinación

experimental es complicada. Por ello se determina experimentalmente la constante y se ajusta unmodelo, de donde se deduce el tiempo de inducción.I.3.15.Teoría de flotación de óxidos.I.3.15.1 Teoría de acción de los colectores.

La Teoría de unión de los colectores a la superficie mineral o de hidrofobización o delestado hidrofóbico, son distintos nombres para indicar la hidrofobicidad inducida por los colectorespara que se produzca la transición hidrófilo a hidrófobo.

Se ha desarrollado una teoría de flotación para óxidos y no metálicos , y una teoría deflotación de sulfuros .

En la de óxidos y no metálicos se considera una interacción electrostática colector -mineral (colector de cadena larga). En la flotación de sulfuros se considera una reacciónelectroquímica en la interacción colector - mineral (colectores tiólicos).

Estas diferencias químicas y mineralógicas han determinado distintos enfoques paraconsiderar como se adsorbe e hidrofobiza.



En los flotación de óxidos, se usan colectores catiónicos o aniónicos, y se dice que estosse adsorben sólo sobre la superficie con carga eléctrica de signo contrario. Por lo tanto graficandopotencial zeta, pz versus pH para una superficie mineral, se puede correlacionar con una curva derecuperación versus pH.

pz

pH

a b

pH

%R

Se ve que en a) se tendrá flotación con colector catiónico y en b) con colector aniónico.Si hay carga negativa en la superficie de la partícula mineral, el colector se absorbe comocontraiones de la doble capa eléctrica.

+

+

+

+

Contraiones de la doble capa eléctrica Esto se llamó estructura de hemicelas (Furstenau y otros), por similitud a las

macromoléculas que generan los tensoactivos a concentraciones altas.En solución diluida los iones están suficientemente alejados. A concentraciones medias,

en cambio, las cadenas comienzan a actuar entre sí y a formarse dímeros, en tanto que en solucionesconcentradas se forman macromoléculas bien definidas.



+

+

+

++

++

++

+

+

+

+

++

+

+

Solución diluída Solución media Solución concentrada ( )* (*) Orientan sus cadenas carbonadas hacia el centro.Cuando se alcanza la concentración micelar crítica (CMC), la tensión superficial, ?, baja

abruptamente; en tanto que la conductividad aumenta.

CMS Concentración

?

El fenómeno de la detergencia se basa en la formación de micelas, aunque actualmente hasido remplazada por teoría más complejas de la química coloidal. Aparecerían enlaces hidrófobosen la interacción de las cadenas formadas en los colectores. El colector se comporta como uncontraión de la doble capa eléctrica.Para estudiar estos efectos se considera la teoría de Stern de la

doble capa eléctrica.? ? ? oe

-kx

Doble capaCompacta Difusa

xDoble capa

?

Capa difusa

Capa compacta

0

?

?

? ?

???

??

?

DC CD x

Potencial zeta



El potencial zeta es un valor medible experimentalmente por métodos electrocinéticos, yaque las partículas minerales al ponerse en movimiento hacen desaparecer la doble capa difusa, ysólo queda la capa compacta. Las partículas con carga eléctrica influyen sobre la solución deelectrolito que las rodea, alterando la distribución de sus iones para formar las nubes iónicas. Elpotencial de la partícula baja con la distancia para llegar a la electroneutralidad en zonas alejadas.Al inducir el movimiento de las partículas, se puede medir el potencial zeta entre el límite físico de

la capa compacta y difusa.El potencial zeta se correlaciona muy bien con la adsorción de colectores de signo

positivo o negativo y con la respuesta en flotación.

ZPCganga

pH

positivo

negativo

mineralZPC

2ZPC

pH

%R

pz

colectorcatiónico

1ZPC

mineral ganga

+

+

+

- -

-

La zona entre los ZPC del mineral y ganga es importante de considerar para la separación.Este rango se debe abrir por adsorción especifica de otros iones.I.3.15.2 La doble capa eléctrica en los óxidos minerales.

Se postulan diferentes mecanismos para la carga de óxidos superficiales involucrandodisolución parcial del óxido y formación de complejos hidróxilados en solución, seguida deadsorción de estos complejos.

M2O3 (s) + 3H2O ? 2M(OH)3 (aq) 2M(OH)3 (aq) ? M(OH)3-m m (aq) + (3-m) OH- (aq)

M(OH)3-m m (aq) ? M(OH)3-m m (sup)



También pueden cargar la superficie de estos óxidos, las siguientes reacciones:MOH sup ? MO- sup + H+ aq MOH sup + H+ aq ? MOH2

+ sup Para un óxido el potencial superficial está dado por:

? oH

H pzcpzc

RT

F

a

apH pH? ? ?

?

?

ln( )

. ( )0 059 volts

A medida que la fuerza iónica aumenta, se reduce el espesor de la doble capa y también elpotencial en el plano de Stern.

? o o o

RTnF

a

a

RTnF

a

a? ? ?

?

?

?

?

ln(

ln

a+, a-: actividad de iones determinantes de potencial, positivo y negativo respectivamente.a+o, a-o: actividad de los iones determinantes de potencial, positivo y negativo en el punto de cargacero.

Iones determinantes de potencial. Son aquellos iones químicamente adsorbidos queestablecen la carga superficial.

Iones específicamente adsorbidos . Poseen especial afinidad por la superficie, pero no

son químicamente adsorbidos.Contraiones: son los iones que son adsorbidos por atracción electrostática.Ejemplo: iones cloruro y colectores aniónicos a bajas concentraciones adsorbidos sobre

una capa superficial cargada positivamente. La adsorción de iones colectores como simplescontraiones y como hemimicelas en el plano de Stern, ha sido demostrada por Furstenau yWakamatsu.

La densidad de adsorción de iones sulfonatos adsorbidos puede calcularse por:

??

i i ir cnFRT

???

??

?

??2 exp

? i = densidad de adsorción de especie i (mol/cm2)r = radio del contraión adsorbido (cm)

c = concentración en el bulk de la solución (mol/cm

3

)n = valencia del ión? = potencial zeta (volt)R = constante gases (cal/mol ºC)F = faraday (cal/volt equivalente)



Cuando se adsorben especies sobre la superficie.

?? ?

i i ir cnF

RT?

? ??

??

?

??2 exp

donde ? es el potencial de adsorción específico, es decir el trabajo de adsorción que resulta de laadsorción de cadenas hidrocarbonadas. Para un ion orgánico de 12 C, ? = 0 si los iones son

adsorbidos individualmente, y ? = 12 kT, cuando lo son como hemimicelas, una vez que se hacompletado la monocapa.I.3.15.3 Adsorción sobre interfases cargadas.

Si el sistema no es eléctrico, la isoterma de adsorción es sólo función de la concentración.Cuando la interfase está cargada, la isoterma de adsorción debe mostrar la variación con la actividady la carga superficial o potencial.

El potencial electroquímico es idéntico cuando hay equilibrio en el estado adsorbido y enel bulk de la solución:

? ?? ? ?i i iads solRT f RT a? ? ?ln ln

f(? ) = función de la concentración superficial en términos de recubrimiento superficial del ionadsorbido.

ai = actividad del ion en la solución.? i = potencial electroquímico estándar del ion en el estado adsorbido.Cuando un componente neutro es transferido entre dos fases, el equilibrio se alcanza con

igualdad de potencial químico.

? ?i i zF? ? ?

? ? ? ?? ? ?io

io

i solads solRT f zF RT f a zF? ? ? ? ?ln lnsup? ?

? ? ? ?ln

supf a

zF

RT

RT

G

RT

i

io

io

sol

oqco

oelec

ads sol? ? ?

?

? ? ?

?

?

? ?

? ? ?

=

G Gadso

? ? ? ??

??

?

??2rc

GRT

adsexp?

? Gºelec = cte, independiente de la concentración o densidad de adsorción. Para adsorciónde iones, Stern derivó:

? Gºsol = ziF? ?



? ?

?? ?

?

??

?

??2rc

z FRTiexp

?

Para adsorción de surfactantes sobre óxidos, Fuerstenau supuso:? Gºads = ziF? ? + ? ? = n?‘, donde ? ‘ = enlace de Van der Waals de interacción por CH2 y entre cadenas

adyacentes de moléculas desurfactantes adsorbidas y n es el número de grupos de CH2 asociados.? ?+ = 2rc exp( zie? ? - n?‘/kt)? ? = potencial zeta.La termodinámica de superficies, permite establecer que:Hs = Es +(PV) = Gs + TSs

donde,Hs: entalpía por unidad de áreaEs: energía total superficialGs: energía libre de Gibbs superficialSs: entropía por unidad de área

GG

A

s

T P n

? ??

??

?

???

?

?, ,

donde,Gs: energía libre superficial (erg/cm2)?: tensión superficial (dinas/cm)n: número de molesA: área superficial

SGT

ddT

TddT

ss

P

? ??

??

?

?? ? ?

? ?

?

?

?

??

Luego, E s

? = f(T) disminuye si T aumenta.La ecuación de energía de adsorción de Gibbs relaciona ? entre dos fases a los ? i de las

especies en el bulk y las superficiales de exceso o densidad de adsorción de las varias especies, ? 1,? 2, ? i, etc. , en la interfase.

d? = -SsdT - ? i? id? i ? i solv = 0, ? i = concentración superficial de exceso.



d S dT ds ii

i? ?? ? ?

?

? ?( )1

2(si T= cte)

Ya que d? i = RT dln ai

?

i i T i jRT a j,

(1)

,ln? ?

?

?

??

?

?

?

1 ? ?

? ?

La densidad de adsorción puede calcularse a partir de la pendiente de la curva tensiónsuperficial versus log actividad, si la ? de la interfase considerada se puede determinarexperimentalmente.

Para alcoholes:d? = -RT? ROH dln aROH

= -RT? ROH dln cROH

x 10 10mol/cm 2

6

4

2

0

120

100

80

60

40

20

0

dinas/cm

log a2

?

butanol / agua

60

40

20

0

80

-3 -2 -1 0

72.8

?

área pormol adsorbido

La tensión superficial baja por la adsorción de homólogos de alcoholes alifáticos en la

interfase aire - agua. Se compara más convenientemente, graficando la tensión superficial como unafunción del log de la actividad de alcohol.



I.3.15.4 Mecanismo de acción de los tensoactivos.Al estudiar el mecanismo electrostático son útiles los conceptos de la teoría de la doble

capa eléctrica. Los colectores, pueden ser: 1. Aniónicos: Carga negativa, Aquilsulfatos (R-SO4), Aquilsulfonatos (R-SO3), Ácido Carboxílicos (

RCOOH), sales.2. Catiónicos : Carga positiva

1. El radical R, varía entre 8 y 12 átomos de carbono.2. Alquilaminas primarias RNH2 (sales).

Aminas secundarias R1 - NH - R2 Aminas terciarias R1 - N - R2

R3 Sales de Amonio cuaternario RNH4

+Cl- Todos estos compuestos sufren hidrólisis;, por efecto del pH generan una especie cargada

y otro neutra.H+

Ejemplo: RNH2 ? RNH3+

RNH2 (precipitado coloidal).RCOOH ? RCOO- (disociada)

RCOOH (neutra).El pH resulta la variable más importante en la flotación de óxidos, pues afecta la carga

superficial del mineral y también el grado de hidrólisis de colector. Ejemplo: cuarzo recubierto congrupos silanoles que se pueden protonar.

H+ OH SiOH2

+ ? SiOH ? SiO- + Agua

pH

pz

SiO -

SiOH2

+

SiOH

a

b



En base a esto se elige como colector una especie de signo contrario para flotar:a. RCOO- b. RNH3

+ Se debe conocer y manejar la carga superficial del mineral. Debe haber diferencia en

el pZ de las especies valiosas y la ganga

pz

ganga

pH

Rango de separación

Especie valiosa

I.3.15.5 Descripción de las superficie mineralesEn el caso de los óxidos la descripción eléctrica estará basado en el uso de dos

parámetros:1. Punto de carga cero, ZPC (se le confunde con el punto isoeléctrico, iep).2. Potencial zeta.

?

densidadde

carga

pH

iep

0 .

El iep corresponde al ZPC del mineral en un sistema ideal, especie pura-agua. Es unapropiedad del mineral.

Si en cambio, se mide el pZ en presencia de colector, espumante y otros, y resulta 0: ésteel ZPC del sistema. Son valores variables, según las condiciones.

pH.

pz

ZPC

0



El ZPC de especies minerales es un buen punto de partida para saber el rango de pHdonde la especie mineral se comporta como catión o anión. Al formar una pulpa con mineral real yganga, puede haber una desplazamiento del punto de carga cero, por las interacciones que surgen.

Ejemplos: Puntos de carga cero (Pto. isoeléctrico).Las gangas tiene puntos extremos en la escala

de pH; SiO2 1 - 2 CO3Ca = 9.5

Los metales tiene valores intermedios de iep, loque favorece la separación.

Es importante indicar que este enfoqueconduce a utilizar favorablemente la fuerza de

atracción electrostática entre el colector y el mineral para obtener adsorción y por tantohidrofobización.

Se ha señalado que con las alquilaminas sobre cuarzo, aún habiendo adsorción no hayhidrofobización, hasta el momento en que empieza a formarse la especie neutral del colector..

NH3+

- RSiO- NH2 - R

El mineral comienza a hidrofobizarse, cuando se forma esta especie de baja solubilidad.Por lo tanto el estado hidrofóbico del mineral requiere una mezcla entre la especie iónica y

la especie neutra. Esta combinación es favorable a la hidrofobización. Esta situación también seobserva en los minerales sulfurados, donde se debe adsorber el colector en forma iónica y en formaneutra (composición mixta del recubrimiento por colector)

Una observación interesante de destacar es que cuando se habla de teoría de flotación, lamayoría se refiere a la adsorción de los colectores sobre la superficie mineral, cuando ademásdebiera hablarse del estado hidrofóbico. Esto tiene que ver con el ordenamiento de cadenas ydisposición espacial de estas especies que es obtenida por inducción como la producida por

pequeñas cantidades de moléculas neutras. Es el eslabón que puede unir la teoría de flotación deóxidos con sulfuros. La adsorción del colector sobre la superficie, no es suficiente para flotar, essolo condición necesaria. Se necesita además estudiar la química coloidal del sistema.

PHSiO2 1 – 2

SnO2 4 – 5TiO2 5.8 - 6.7Fe2O3 4.8 - 6.7Al2O3 9.1CO3Ca 9.5MgO 12 -12.4



I.3.16 Teoría de flotación de los sulfuros.I.3.16.1 Introducción.

Corresponde al mecanismo de adsorción de los colectores. Comúnmente se usa ColectoresTiolicos, que se han estudiado a través de la relación del xantato con galena.

Los xantatos:

R O

S

SNa

X- ( C )

Reaccionan con la superficie del mineral formando un recubrimiento de xantato de plomo,

que sería el responsable de la flotación.Al principio se pensó que ocurrirían las siguientes reacciones:

PbS ? PbX2 + S2- P2+ + X- ? X2Pb (precipitado)

Al verificar que el KpsPb es menos soluble que el Kpx2, se comprobó que no era posible eldesplazamiento desde una sal menos soluble. Es decir que no es posible que el X- desplace al S2- delSPb. Esto produjo cambios en la teoría o mecanismo propuesto. Se consideró que:

PbS + O2 ? Pb?SO3 (superficial)Se formaría un tiosulfato de plomo, que es más soluble que el xantato, o sea que la

superficie de la galena tiene que esta parcialmente oxidada para que haya flotación. Sin embargoesta teoría fue muy discutida, hasta 1957 en que Plaksin, publicó resultados donde flotó galena enambiente sin oxígeno.

A pesar de que el xantato se adsorbía, la galena no flotaba; si se permitía la entrada deoxigeno a cierta presión, la galena si hidrofobizaba. O sea el oxigeno sería un reactivo de flotación.No obstante, la transformación del SPb a tiosulfato de plomo, no sería posible en los cortos tiemposdisponibles en una celda de flotación, por lo que el mecanismo sería otro.

Se propone, entonces una participación de la superficie mineral en una reacción deoxidación donde:

2X- ? X2 + 2e-



o sea,

R O

S

S

C2

-

R O

S S

CS

O RCS

Se formaría un dímero, producto de oxidación del xantato, el dixantógeno, que daría una

oxidación del colector, que es lo que permite flotar mediante las propiedades semiconductoras delmineral.

Un semiconductor tipo n, o sea con exceso de electrones en las bandas de valencia, seríala característica de un mineral sulfurado en ausencia de oxígeno, y pasaría al tipo p con presencia deoxígeno, el que captaría los electrones de las bandas del oxígeno. Al haber vacancia de electrones,tomaría los electrones del xantato, acelerando su oxidación. Se produciría una catálisis inducida porel semiconductor tipo p.

e- e- e- e- O2

tipo ptipo n

huecos de electrones Así el dixantógeno que produciría hidrofobicidad, según la teoría de los semiconductores

de Plaksin.En occidente se usa, en cambio, la teoría electroquímica de Woods .En resumen la flotación de :

1. Óxidos: habría fenómenos de la doble capa eléctrica.2. Sulfuros: ocurrirían mecanismos de fijación química.

La diferencia fundamental entre 1 y 2 es el rol del oxígeno, que interviene en lahidrofobización del mineral.

O2 tipo n ? tipo p

El semiconductor tipo n pasa a tipo p, (aceptor de electrones), por la acción del colector,que se oxida. Los p están apropiados a las propiedades semiconductoras del mineral, que vuelve atomar electrones formando una especie de ciclo catalítico, según se indica:

2X- ? X2 + 2eEsta es una reacción lenta en fase homogénea (tarda horas).



tipo p tipo n

O2

El X2 es poco soluble; el colector se descompone por efecto del oxígeno. El mecanismocatalítico debe ser suficientemente rápido (segundos a par de minutos).

I.3.16.2 Teoría Electroquímica.La teoría electroquímica es conceptualmente diferente, aunque los eventos son los

mismos. Contempla:? Rol del oxígeno.? Oxidación del colector.? Naturaleza mixta (X- + X2) durante la hidrofobización.

Woods, del CSIRO de Australia, plantea que el mecanismo no sea de semiconductores,sino electroquímico, es decir:

2X- ? X2 + 2e, Reacción anódica.

Corresponde a una reacción anódica, por lo que dentro del sistema debería haber tambiénuna semireacción catódica, que debería corresponder a la reducción del oxígeno.

1/2 O2 + 2H+ + 2e ? H2O Reacción catódicaReacción global:

2X- + 1/2O2 + 2H+ ? X2 + H2OEsto es importante de verificar mediante técnicas electroquímicas experimentales.



I.3.16.3 Técnicas electroquímicas experimentales.

A ERT

nFa

A?

? ? ?? ? ? ?e B E h º ln

.

i

Eh

B A + e

A + e B+

E q

i = i ? i = 0, luego Eh = Equilibrioi = f(velocidad)

Eh

(1) (2) (3)

iE

f E barrido

t

e

i

ei

ef

La voltametría es una técnica electroquímica que puede ser: 1 lineal, 2 triangular, 3

triangular cíclica y que permite identificar reacciones.



Ejemplo:

ie E

r

f

a

Oxidación

Reacciones catódicas

i

e

.e

Peak a, indica una reacción de oxidación.Er es un potencial termodinámico importante, reversible, de la reacción por identificar; por

cálculo se pueden extraer diferentes reacciones y ver cual es la que se acerca a la de E r.

E h ? ? ?ERT

nF

aA

º ln , permite asignar una reacción al peak de corriente.

La técnica se puede hacer en los dos sentidos (anódico y catódico) y es la llamadavoltametría triangular. Si hay un peak en la región anódica, debe tener su correspondiente peakcatódico.

i

e

ie

f e

i

e

ie

f e

Peak catódico

Peak anódico

Woods utiliza la voltametría para demostrar que el mecanismo de oxidación del xantato es

electroquímico. Para ello se pueden usar electrodos de metales nobles (Au, Pt) o electrodosminerales (SPb, Cu2S, etc.) (que son semiconductores).

2X- ? X2 + 2e1/2 O2 + 2H+ + 2e ? H2O



Corresponden a:A ? B + e semireacción anódicaC + e ? D semireacción catódicaSi lo que se oxida es distinto de la que se reduce tenemos 2 potenciales de equilibrio. El

potencial a i = 0, es cuando i i? ?

? y se obtiene el Emixto. No ocurre la misma reacción en el

electrodo. Woods dijo que sucede si se extrae el O2 del medio y se proporciona un sistemaalternativo de entrega o captación de electrones; entonces se puede demostrar que el mecanismo eselectroquímico.

.. .E

Potencial mixto

1 2 h

i

E E

¿Cual es el mecanismo alternativo?. Lo hace a través del uso del Potenciostato.

i

e

ie

f e

Peak catódico

Peak anódico

Construye el voltagrama en presencia de etilxantato. Demuestra que hay un peak de

corriente que corresponde al ER de oxidación del xantato.Construyó un aparato que es tubo de Hallimond modificado, es decir una microcelda de

flotación. Se hace con especies puras para estudiar el efecto de variables fisicoquímicas. Cambió laplaca por una de oro y estudió la flotación de esferas de oro, instaló los electrodos, trabajó todo elsistema sin oxígeno.



Mineralacondicionado

Burbujas

Referencia

Electrodomodificado

Aire o argón

Esferas de oro

Tapón

Concentrado

Elige potencial entorno del potencial de la cupla X- /X2 y comienza a barrer con potencial,

de modo que cuando se llega al potencial de formación del dixantógeno, se producehidrofobicidad,(por lo tanto de flotación), haya o no O2.

i EiE f E

% RE

ref

Sin O2

h

Eh

*

Erep > Eref X2 /X

-

Posteriormente se ha hecho trabajos de voltametría e impedancia, demostrando que notodos los minerales son capaces de formar el X2 (dixantógeno), pudiéndose formar mezclas de MX2 + X2. El potencial mixto (o de reposo) del electrodo mineral es el potencial a corriente cero.

Para formar dixantógeno: Erep ? ErX2/X- (potencial reversible de la cupla X2 /X-). A veces no

se forma dixantógeno y hay flotación.La evidencia experimental ha demostrado que las reacciones de adsorción de colectores

para silicatos y óxidos minerales son de naturaleza electrostática. En este caso, los colectoresfuncionan como contraiones en la doble capa eléctrica.



Los ácidos grasos como colectores no tienen poder colector para minerales, cuando ellosestán compuestos de cadenas carbonadas con menos de seis átomos de carbono. Las característicasde sus propiedades colectoras son inexplicables por el modelo de monocapa compacta de adsorción.Su acción es completamente diferente de los colectores xantato.



CAPÍTULO II:FLOTACIÓN DE MINERALES SULFURADOS.

II.1 Reacción redox X/X2 Bajo condiciones de flotación no existe selectividad frente a los colectores tiólicos de los

diferentes sulfuros minerales, los que flotan conjuntamente. En cambio en los óxidos y nometálicos, hay algunos que no flotan en las condiciones elegidas. Esto lleva a la necesidad de

controlar la flotación.II.2 Modulación de flotación.

Analizando las posibles reacciones:2X- ? X2 + 2e formación de disulfuro orgánico.

? ?

? ?? ? ? ?E E

RTnF

X

XE

RTnF

XRTnF

XX X X X

? ? ? ? ?? ??

?º ln º ln ln / / 2 2

22 2

2

S(X2) = 10-5 (muy baja solubilidad), por eso se supone que se trabaja con solución saturada,por lo tanto su actividad es unitaria, entonces:

? ?E ERT

FX E Xh X X X X

? ? ? ?? ?

? ?º.

log º . log / / 2 2

2 30059

Este corresponde al potencial al cual comienza a oxidarse el xantato a dixantógeno. Valores de Eº de serie de xantatos.Xantato Eº (Winter - Woods)

Metil -0.004Etil -0.0057

n - propil -0.09Isopropil -0.089n - butil -0.128n - amil -0.158

Largo de la cadena

Propil

Etil

Metil

Concentración

Eh



Al aumentar la concentración del colector mejora la respuesta en la flotación, pues serequiere menor potencial para formar dixantógeno, y también la adsorción. También el largo de lacadena influye positivamente, ya que un propilxantato es más fuerte que un etilxantato. Por eso, sihay problemas de flotación con minerales mixtos, donde hubieran óxidos, se usan reactivos decadena más larga de lo usual.

El manejo de las condiciones redox en los minerales sulfurados, se da a través del oxígeno

disuelto. La superficie mineral actúa como un electrocatalizador. El X- a través de la superficieproduce la reacción a X2 y 2e deben ser adsorbidos y transformados en agua por el O2.

X

O2

H O

2e

2

2

-

X +

La superficie actúa como aceptora de electrones, y se modifican las constantes de

velocidad de las dos reacciones. Si se agrega un reactivo oxidante para generar dixantógeno, X2, enla solución, éste no sería activo, ya que se debe formar sólo en la superficie.

El Eh no es el de la solución, sino el de la interfaz mineral - solución y se puede

determinar experimentalmente fabricando electrodos con las diferentes especies minerales.Datos con ditiofosfato.Eº (V)

Dimetil 0.315Dietil 0.255

Dipropil 0.187Dibutil 0.122Diamil 0.050

PE

M DA DPE (+)(-)

Xantatos Ditiofosfatos

Se observa que primero se oxidan los colectores de cadena más larga y que los xantatosson más fácilmente oxidables que los ditiofosfatos.



Con etilxantato de concentración, ? ? = 6.25 ? 10-4 M, Eh = 0.130 V. Se miden lospotenciales de reposo, para una serie de electrodos minerales:

Potencial de reposo, E(V)Pirita 0.22Arsenopirita 0.22 Se forma dixantógenoPirrotita 0.21Calcopirita 0.14Bornita 0.06 Se forma el xantato metálicoGalena 0.06

Si el potencial de reposo fuese superior a 0.130 se formaría dixantógeno.Los mecanismos electroquímicos persisten incluso sino se forma dixantógeno, o sea hay

otras vías alternativas para la reacción anódica que también involucran al colector. Es así queWoods postula que en el caso de la galena:

PbS + X- = PbX2 + S + 2e- (1)La semireacción anódica formaría el xantato metálico y el sulfuro del retículo cristalino se

oxidaría a azufre que es bastante hidrofóbico (como el dixantógeno). Con el acople de la reduccióndel oxigeno (reacción catódica), se tendría posibilidad de flotar la galena.

1 2 2 22 2 / O H e H O? ? ?? ? (2)

PbS X O H PbX S H O? ? ? ? ? ?? ?2

12

22 2 2º Reacción global

Sº+

Capa mixta

PbX2

En el caso de la covelita se forma X2Cu que siendo inestable, produce CuX (xantato

cuproso) más dixantógeno.CuS = Cu2+ + S2- Cu2+ + X ? CuX2 ? CuX + 1/2X2 Este mecanismo no sería válido, pues también está abierto a la tenorita, bornita, etc., que

sí forman dixantógeno y no hay flotabilidad, pues éste debe quedar adsorbido en la superficie coninteracción con los azufres ( entre los S del dixantógeno y los S del mineral).



S

S

S C O R

O

C O R

S

S

S

Los que no concuerdan con esta teoría, argumentan que el Sº no es termodinámicamenteestable a pH alcalino, que es al cual se hacen las flotaciones.II.3 Flotación selectiva.

Debido a la variedad de especies presentes en los minerales, con sus diferentes leyes, ysiendo unas, subproductos de las otras, es conveniente obtener separadamente concentrados de cadauna de los productores valiosos.

Por ejemplo la pirita en minerales de cobre constituye una impureza o ganga que hay queeliminar.

La flotación selectiva tiene una serie de alcances, respecto de subproductos, impurezas,ganga. Se aplica a :

? Sulfuros de metales pesados y subproductos.? Polimetálicos? Eliminación de impurezas? Selectividad frente a la ganga

Se trabaja con :- Depresantes : oxidantes, reductores, complejantes, precipitantes- Activadores- Dispersantes de ganga.

Ejemplo:1. Separación de Cu -Mo2. Activación de esfalerita3. Separación Pb - Cu - Zn - Fe4. Separación Cu -Ni - Co

Se parte de la siguiente base: Un mineral sulfurado adquiere flotabilidad por un colectortiólico, mediante una reacción química que conduce a la formación de un film mixto de ionescolector - metal y disulfuro, y existe una condición de la superficie que está dada por laspropiedades del mineral sulfurado.

Si se pueden modificar las propiedades electrocatáliticas del metal, se puede inducirflotación.



II.4 Modificación de propiedades superficiales del mineral sulfurado.Si se tuesta el sulfuro y al momento se quiere flotar, no se puede. La oxidación superficial

puede inducir depresión.? Fuerte : mediante tostación.? Leve :

i. Con oxígeno insuflado antes de flotar.

ii. Con oxidantes, H2O2, ClO-, MnO4K, CrO4K2.II.5 Influencia la temperatura.

El ferrocianuro, necesita una temperatura de 60ºC para producir modificaciones, con finesdepresivos.

Una descomposición química del recubrimiento del colector, es depresante. Un reactivocapaz de complejar al metal, forman un compuesto más estable que el del colector - metal, que sedisuelve y por lo tanto depresa. Ejemplo: cianuro.

Precipitación sobre la superficie: (Adsorción).Ejemplo: (OH)2Ca sobre pirita y molibdenita.Es debido a la precipitación de una mezcla de hidróxidos superficiales de calcio y fierro

que evitan la flotación, pues se pierden las propiedades electrocatalíticas.El (OH)2Ca se entremezcla con el MoCa, en la depresión de la molibdenita.

II.6 Descomposición química del recubrimiento del colector:- Reductor (SNa)- Complejantes.

8 12 pH

1Concent.molar SH

2HS - S =

El SNa2 depresa a todos los minerales sulfurados, excepto la molibdenita (que tiene

flotabilidad natural). Pirita, galena, esfalerita, calcosita, covelina, bornita. Otra excepción esfalerita.



El SHNa tiene una doble función:a. Descompone el recubrimiento de colector.b. Puede reducir al disulfuro (dixantógeno).

Mineralsulfurado

MS 2X

SHNa+

químicamente adsorbido

físicamente coadsorbido -MX2

X2

MX2

2+

2X-=

a. El colector se desorbe.b. Reducción de X2 a X- que pasa a la solución.

La superficie vuelve a su estado original como especie sulfurada, pero es un estadoreversible que depende de la concentración de SH - residual.

%R

Se recupera laflotabilidad original-con [SH ] = 0

t0

100

SH-

comienza nuevamentela flotación

( )*

x t

[HS ]-

[SH ]-crítica

0 .

El SH- se descompone con el O2 ambiente, catalíticamente a S2O3=, o polisulfuros (por eso

disminuye ?SH-? con el tiempo).



II.7 Implicaciones tecnológicas.Se puede ahorrar SH - trabajando con gas nitrógeno, en vez de aire en la celda. Algo

similar se ha conseguido con el desarrollo de celdas herméticas que trabajan con aire enrarecido yque se logra por recirculación del aire en la celda.

[HS ]-

[SH ]-crítica

*

reposición de SH -

SH

Cu, Fe, Mo

Comienza a flotar Cu, Mo, Feal llegar a [SH ]c

-

-

Por esto se adiciona SHNa en etapas.

Se ha desarrollado el electrodo específico al SH-

, de membrana - sólido, de Ag/SAg2.

1. SAg /Ag 2. Referencia2 2

E = f [SH ]-

1 2

Al aumentar la concentración de SH -, entonces disminuye (más negativo), el potencial.



-800

-300

10-2-310-410-510

-E (mv)

Concentración

En el banco de celdas:

[SH]c

[SH]c

.

E

t

= -600 mVcrítico

E

[SH]

Cuando el potencial llega -600 mV, se comienza a agregar ?SH-

? para que no floteconjuntamente lo depresado. Si ?E? = -300 ó -400 disminuye la eficiencia de la depresión.

Esto es un ejemplo del control en línea de la separación Cu - Mo.Se pueden usar también, electrodos de Pt o Au. El problema es que la respuesta es

inespecífica, pues Eh se modifica con cualquier otro elemento y no sólo el SH -. Esto se usa tambiénen la descontaminación de los efluentes que tienen sulfidrato, dosificando el H2O2 necesaria paraoxidar el SH -, y bajando a ? 5 ppm.

log c

-Eh



II.8 Flotación selectiva.II.8.1 Minerales sulfurados de Cu - Fe - Mo - Zn - Pb.

Depresantes. SNa2, SHNa (reductor, medible con electrodo Ag/SAg2). Forman sulfurospoco solubles: Reacción de desplazamiento del colector, precipitado con el metal.

Activadores.Desactivadores.

Tiene aplicación importante en minerales de Cu - Mo - Fe. En estos se tiene una mezclade calcosita, calcopirita, covelita, bornita, molibdenita más pirita.

Flot. colectiva

Concent. Cu - Mo - Fe

Calcopirita

Calcocita FeS2

Flot. selectiva

MoS2

+

El S2Mo tiene flotabilidad natural. Tiene estructura laminar con capas donde hay sitiosbordes y caras.

Los sitios bordes son hidrofílicos .Los sitios caras son hidrofóbicos .

Mo Mo Mo

S S S S

S S S SMo Mo Mo

capa

Enlaces de Van der Waals

capa

Capas débilmente unidas por enlaces de Van der Waals, por interacción entre azufres yenlace covalente entre Mo y S.



S

S

S

S

SS

SS

S

S

Sitios caras

se desfoliao se dobla

Sitios bordes

El mayor contacto es por las caras:partículaburbuja

El SNa2 remueve el colector, inclusive de la molibdenita, que aún en presencia de SNa2

flota. Ésta no necesita un colector tiólico, si se agrega un colector no polar (petróleo + kerosene). Elempleo de N2 ahorra colector, pues bloquea la oxidación catalítica de descomposición del SHNa. Aveces se usan otros colectores como S(NH4)2, cuando el S2Mo está parcialmente oxidado con unrecubrimiento de MoO3. Se forma molibdato de NH4 y disolución de la capa de óxido.

Se puede emplear también: ferrocianuro, aunque requiere temperatura, o cianuro quecomo es tóxico se emplea en pequeña cantidad (en colas).

? Anamol - D o Asmol (60% SNa2 + 20% As2O3) ? da tioarseniatos que aumentan la depresión.? Reactivo de Notes (LR - 774) ? 20% Na2S + tiofosfatos. En Teniente se usa P2S5 + OHNa.

?SNa2?Anamol ? ?SNa2?LR - 774.En el MoS2 , el tamaño de las partícula es muy importante, 10 - 20 ? m. No obstante se

generan finos bajo 10 ó -5 ? m. En este caso ya no flota bien, pues genera gran pérdida, ya que larazón sitios caras/ sitios bordes es muy pequeña.

Las partículas pequeñas son más hidrofílicas y se producen lamas con partículas enforma de agujas que se pierden. También se pierde recuperación con partículas gruesas (? 50 ?m).Aparece un óptimo según el tamaño.



% R

5 30 50 200 m

Cu.

?

óptimo (5 - 30 m )?

.

???????x

Sin embargo, el Cu flota bien en 200 ?m ó 100 - 150 ? m, por lo que las burbujas de aireno tienen el tamaño adecuado para ambos casos.

Un problema típico se da en el caso de la pirita en minerales sulfurados.Ésta se depresa con cal; en etapas de limpieza se usa pH 11 -12, que es una forma

indirecta de regular el agregado de cal.

100 %

10 13 pH

calcocitacalcopirita

pirita

Por lo tanto para separar la pirita de la calcosita y calcopirita, se debe regular el pH segúnlo indicado.

%R

10 12 pH

NaOHCaO

En realidad, la depresión no es por pH, sino por cal, según se indica en la figura anterior.



%R

pz

pz por agregado de Ca ++

pz pirita

adsorción

Adsorción

0

pH

pH

++ión Ca

Los iones Ca++ se adsorben sobre la superficie de la pirita y dan un cambio superficial quedepresa la pirita.

Ca(OH)2

Fe(OH)3

FeS2

Estos hidróxidos forman una capa superficial con propiedades hidrofílicas, por lo que el

colector no es adsorbido, pues no se forma X2. El X2 confiere la flotabilidad a la pirita. Si la pirita esdepresada con cal, se puede reactivar bajando el pH. Al disminuir el pH, se disuelven loshidróxidos.

12 10 8 6 4

Reactivada%R

La pirita es muy sensible a la oxidación.



%R

CaOOHNa* CaO

oxidada

(*) La cal depresa a un pH más bajo, pero si la pirita es previamente oxidada en formaleve, la cal es un depresante más poderoso.

La oxidación, se consigue mediante:a) Simple aireación de la pulpa: da menor consumo de cal, la calcopirita y molibdenita son más

difíciles de oxidar, se puede trabajar a pH más bajos.b) Envejecimiento de pulpa: se deja un día antes de flotar, lo que de una pérdida de flotabilidad.

Ídem, si los minerales están almacenados, por lo que deben quedarse sellados e insuflar nitrógeno.El envejecimiento de pulpas se hace en espesadores para oxidar la pirita de un turno otro turno.

c) Reactivos químicos : H2O2, NaClO (oxidantes).d)

pH 10

Conc crítica

MgBa

Ba++

(NO ) Ca23

Mg++

Ca

Sr

++

Conc. [Ca ]++

%RCapa de óxido

Capa de hidróxidoFeS2

-

Si se usan aguas duras, hay mayor ?Ca++? y pueden usarse pH más bajos. La molibdenita

también se depresa con cal. (pH = 12).

%R

SMo2

Fe S2

pH10 12

x

fracciónmolar

CaOH+

Ca++

pHpHS

2Ca(OH)

pH crítico de precipitación



El cianuro es depresante de pirita (o Ferro o Ferricianuro). La pirita flota mejor a pH ácidoque alcalino, por eso se flota mejor a pH ácido y luego a pH alcalino para despiritizar. La galena essensible a la oxidación. La calcopirita no es sensible a la oxidación, con lo cual mejora suflotabilidad. En la flotación selectiva, la pirita y pirrotita, son dos especies que siempre acompañana los minerales sulfurados y que deben eliminarse.II.9 Tratamiento de polimetálicos.

Se consideran minerales de Pb, Zn y además Cu - Pb - Zn - Fe, Cu - Pb - Zn - Fe - Ni., Cu- Pb - Zn - Fe - Co, y además pueden contener Au y Ag.

SZn : esfalerita.SZn: wursita (estequeometría variable).SPb: galena.CuFeS2: calcopiritaFeS2: pirita (pirrotita)(Fe - Ni)x Sy : pentlandita(Fe - Co)x Sy

Esquemas de flotación. Aprovechan la respuesta positiva de los polimetálicos a los xantatos (isopropil,

amilxantato) y también el uso de depresantes: CN-, cal, SO4Zn, CrO4K2, SO3Na2, CO3Na2.

Para inhibir algunas especies se usan activadores y desactivadores. Se aplican el SO4Cucomo activador a la esfalerita y el CNNa como un desactivador.II.10 Acción de reactivos en Flotación.II.10.1 Reguladores.

1. Actúan directamente en la superficie mineral variando su composición química. Ejemplo:Esfalerita activada por sales de cobre.

SZn + Cu++ = SCu + Zn++ Desactivada por el ión cianuro.2. Los reguladores pueden separar un colector de una superficie mineral, luego, impiden una

flotación.Ejemplo. La introducción en la pulpa de flotación: sulfuro de sodio ? aumenta la

concentración de iones sulfuros e hidrosulfuros, produciendo la separación de xantogenato de lasuperficie de la galena.

3. Los reguladores pueden también variar la flotabilidad de un mineral.Ejemplo. Debido a la heterogeneidad de la superficie mineral hay superficies libres queson adsorbidas por el regulador, reduciendo la hidrofobicidad del mineral.

4. Algunos reguladores producen marcadas variaciones en la alcalinidad del medio afectando laflotación.

Ejemplo. La pirita no puede ser flotada en medio alcalino.



II.10.2 Activadores.Son reactivos que facilitan la unión de un colector con un mineral; intensifican la acción

del colector sobre los minerales. Los que tienen efecto opuesto se llaman depresores. Algunos sonactivadores con determinados minerales y depresores en relación a otros. Por ejemplo, el sulfuro desodio activa la flotación de muchos minerales oxidados no ferrosos, pero es un depresor paraminerales sulfurados.

Ejemplos de activadores.1. Sales solubles de metales pesados no ferrosos (Cu, etc), los cuales activan la pirita, esfalerita,cuarzo y ciertos sulfuros minerales.

2. Las sales solubles de metales alcalinos térreos (Ca, etc.) activan la flotación del cuarzo y otrosminerales no sulfurados.

3. Sulfuro de sodio y otros sulfuros solubles son usados en la activación de minerales metálicos noferrosos oxidados. (Ej. Cerusita, malaquita, etc.)

4. Oxígeno (como oxígeno atmosférico) activa la flotación de sulfuros y de un número de mineralesno sulfurados.

II.10.3 Ejemplo de depresores.1. Sulfuro de sodio y otros sulfuros solubles, usados sobre todo para minerales no sulfurados.

2. Cianuros son usados en la flotación selectiva de esfalerita, minerales de cobre y pirita.3. Sulfitos e hiposulfitos y ciertos sulfatos (por ejemplo Zn y sulfatos ferrosos) son usadosprincipalmente para flotación selectiva de los minerales sulfurados y la esfalerita.

4. Sales de cromo (K2CrO4; K2Cr2O7), son usados sobre todo como depresores de la galena.5. Silicato de sodio (water, Glass) usado como depresor de cuarzo y para otros típicos minerales de

ganga y también en la flotación selectiva de un número de minerales no sulfunados.6. Reguladores orgánicos no ionizables (amida, dextrina, ácido tánico, etc.) usados como depresores

para un número de minerales no sulfurados.7. Cal - Óxido de calcio - CaO, es un depresor específico para la flotación de minerales sulfurados.



II.10.4 Efecto depresor de los cianuros.Los cianuros son usados en la flotación selectiva de cobre - zinc y minerales polimetálicos

plomo - cobre - zinc, como depresor de la blenda, pirita y ciertos sulfuros de cobre.Por ejemplo los compuestos complejos de cianuro de cinc son dados como sigue:

Zn++ + 2CN- = Zn(CN)2 Zn(CN)2 + 2CN- = Zn(CN)4

-

Activadores.Ejemplo: Flotación de fluorita (F2Ca).Asociaciones: SPb, SZn, S2Fe, CO3Ca, SO4Ba, SiO2.

1. Sales, junto con:Xantato: flotación galena, pirita, pero no de esfalerita.Agregando Ácido Oleíco: flotación SZn, CO3Ca, fluorita, baritina.Incorporando sales de Cu++ (sales): flotación de esfalerita.CuCO3 + S= = SCu + CO3

= Promueve unión colector (xantato) y superficie esfalerita.

2. Dispersantes.Ejemplo: Silicato de sodio. Dispersa arcillas coloidales.

3. Depresores.

Actúan haciendo superficie mineral inadecuada a la acción del colector.a. Sales inorgánicas.Ejemplo: Cianuro para deprimir la pirita.S2Fe + 2CN- = (CN)2Fe + S= Para separar plomo de zinc.CuS + 3CN- = Cu(CN)3

- + S= b. Coloides orgánicos.

Almidones, gelatinas, gomas, etc. Forman recubrimiento hidrofílico.Ejemplo: Flotación selectiva calcita/fluorita con ácido oleico.F2Ca + Ol- ? Ca ... Ol- CO3Ca + Ol- ? Ca ... Ol- Agregando tanino se deprime la calcita.

II.10.5 Modificadores de pH.

1. Promueven o suprimen la ionización de reactivos.2. Controlan la adsorción de los reactivos en la superficie mineral.3. Controlan interacción entre reactivos.

Ejemplo: Transformación del ácido oleico a oleato.NaOH

OLH ? OLNa ? OL- + Na+

OL- + H+ ? OLH, como no es colector aniónico, sino oleoso, no puede actuar como tal.



Otro ejemplo, es que un alto pH, deprime la baritina en separación de la calcita. Tambiénactúan en la activación de la sílice por cationes en flotación oleosa.Ejemplo:

Si +

O Ol--- Fe+++ -

O Ol--- Fe+++ -

Fuerte activación de sílice. Si baja el pH ,entonces no flota, ya que el colector aniónicodisminuye su concentración.II.11 Ejemplo de esquema de Flotación.II.11.1 Ejemplo 1.

Galena, esfalerita, pirita, minerales oxidados.

Cal, pH = 11

Etil Xantato (colector)

Ácido cresílico (espumante)

Concentrado de galena Colas

activa Zn

Amil Xantato (colector)

Esfalerita

Colas sin sulfuros(minerales oxidados)

Pirita y sulfuros residuales

CuSO4

CN para disminuir Zn, Fe-

Elimina CN -CuSO4

pH = 11

Etil Xantato (colector)


H SO , pH = 92 4

Amil Xantato (colector)




II.11.2 Respuesta de algunas especies.II.11.2.1 Calcopirita.

La calcopirita da buena flotación a pH alcalino, es resistente a la oxidación y no sedepresa con cal. Si se oxida suavemente, se modifica su superficie y adquiere una flotabilidadinherente. Se regula con oxidantes a través del Eh (collecterless flotation). En cualquier flotacióncolectiva donde hay calcopirita, ésta se flota primero. Idem para el caso de galena, que es flotada de

la misma manera (buena resistencia a la cal, sensible a la oxidación). Se puede depresar con:? Oxidante : CrO4K2 ? Reductor: SO3Na2

pH6

%R

galena

SO Na3

7

2dosis alta de CrO K

4

dosis baja de CrO K4 2

6 pH

%R

2

Galena natural (sin tratamiento)

Galena

oxidada

1.2 kg/t CrO K

pHmás sensible a la depresión

%R

4 2

II.11.2.2 Respuesta de la esfalerita.

La respuesta de la flotación de la esfalerita es mala en presencia de xantato, pues el XZnes más soluble que los xantatos de otros metales pesados como Cu, Fe, Pb.Log Kp

Zn Pb CuEtilX -8.31 -16.77 -19.28

etilditiofosfato -1..82 -11.12 -15.85hidroxido -16.79 -16.09 -14.70



log Kp

Cu2S -48.14CuS -35.40

Los sulfuros son más insolubles que los etilX (etilxantatos), por lo que no es posible lareacción de desplazamiento según LAM. La esfalerita se activa con sales de cobre (SO 4Cu).

SZn + ZnS·CuS ++ZnCu++ +

Se forma una película de sulfuro de cobre sobre esfalerita que le da flotabilidad. Se

produce activación natural; al flotar galena, una parte del zinc se va al concentrado de plomo, poreso se usa la “ desactivación” en presencia de 10-2 M de CNNa.

ZnS activada con SO Cu

10-7 -610 -510

%R

4

CNNa Flotación rougher

conc. PbS conc. ZnS

ZnS

CuSO4

+CN-

Un mineral de Pb-Zn (galena, esfalerita), se puede flotar colectivamente en presencia de

CN-, para dar una cola rica en ZnS y un concentrado de SPb, luego la cola se flota para dar unconcentrado de ZnS.

El ZnS es sensible a depresantes: SO4Zn/ CO3Na2 /CNNa, CaO, NaCN, SO4Zn (*), SO4Zn+ CO3Na2.

(*) Depresante preferido para la esfalerita.



La cal induce la formación de un hidróxido de zinc sobre las superficies de la esfalerita ygenera depresión.

%R

CaO

ZnS

ZnSO4

10

+

pH Los esquemas de depresión de esfalerita usan SO4Zn o mezcla de SO4Zn + NaCN, que

da lugar a la formación de complejos como Zn(CN)2, Zn(CN)3-, Zn(CN)4

-, y su acción depresante esmayor que con CN-. La desactivación sobre esfalerita activada por Cu++, con CN-:

ZnS·CuS + CN- = ZnS + Cu(CN)2 + C2N2 + S2- Se parte probando ZnSO4 + NaOH para deprimir. Es más difícil depresar la ZnS, si en el

yacimiento está acompañada por sales de Cu.II.11.3 Ejemplo 2.

Si se tiene mineral con Cu - Pb - Zn - Fe , el esquema de flotación puede considerar:1. Flotación colectiva ? ? concentrado de Cu - Pb2. Cola flotada + SO4H2 (disminuye el pH), separa concentrado de Fe, Zn + relave.

Conc. Cu - Pb Conc. Fe - Zn

Concentrado Zn

Concentrado de Cu

limpieza

Fe

cola

Fe/Zn

cola

CaO

SO Na3 2

Pb

reactivarPb conaireación

Concentrado de Pb

CN-CaO *

**



(*) Más SO 4Zn si esfalerita está muy activada.(**) Si es necesario agregar CuSO4.Estos esquemas también son importantes si hay Co - Ni.

II.11.4 Ejemplo 3.La flotación de pentlantdita, es buena especialmente a pH ácido. Se depresa con cal

aunque no tanto como la pirita. Este mineral está asociado a minerales de cobre, por eso es usual

tener Cu - Zn - Co o Cu - Zn - Ni.? Caso: Cu - Zn - Co, Cu - Zn - Ni.

Concentrado Cu Concentrado Co Concentrado de Zn

Etapa limpieza Etapa limpieza Etapa limpieza

CuSO4

H SO2 4

baja pHCaOZnSO

4

CaO: depresa pentlandita.ZnSO4: depresa esfalerita.



CAPÍTULO III:OPERACIÓN DE CIRCUITOS DE FLOTACIÓN

III.1 Tipos de circuitos.

Circuitos

Recuperadores

Limpiadores

alimentación por cola o relave anterior

Recleaner ( limpieza)

Cleaner ( limpieza)

anterior al rougher

Circuito ( primario)Rougher

Circuito (barrido)Scavenger

Operaciones complementarias:- Molienda

- Clasificación- Espesamiento- Filtración

Scavenger -Cleaner

Rougher Scavenger

Recleaner

Cleaner

F

T

Cfinal

(cola)C

Balance:- fino (contenido metálico) = masa ? ley / 100 = F

- masa- agua



C, c

F, f

T, t

Ejemplo: 100 toneladas de mineral de cobre de ley 1.5%: F= 100 ? 1.5/100 = 1.5 ton

(independiente de la composición mineralógica)III.2 Índice metalúrgicos.- Recuperación- Ley, razón de enriquecimiento- Recuperación en peso ( % Rpeso) (es un índice de selectividad)Balance de masa.

F = C +T

Balance de finos. Ff = Cc + Tt

Balance de agua.Wf = Wc + WT

III.3 Operación batch de celda unitaria.

%Rfino concentradofino alime

CcFf

? ? ? ?ntación

100 100

Se tiene que saber el peso de C y F, lo cual no es usual en un circuito continuo, donde sehace el balance en base a leyes:

Ff = Cc + Tt = Cc + (F - C)t= Cc + Ft - Ct

F(f -t) = C(c -t)Sabiendo que %R

CcFf

? ? 100

Por lo tanCF

f tc t

to, R =( f - t)c(c-t)f

??

?? ? 100



%RC

Fpeso ? ? 100

Razón de enriquecimiento =CF

Ejemplo: F = 1 kg, C = 100 kg. Luego % Rp = 10 % (recuperación en peso), en este 10 %

debe estar el 90% del metal.En el caso de minerales de cobre para un concentrado rougher, %Rp = 8 - 20%, siendo unvalor referencial para diseño, el 10%. En un circuito cleaner: %Rp = 30 - 65%.

100

ley concentrado

%R peso

%R metal

ley conc.

Para minerales blandos que dan muchas lamas, se tiene altas recuperaciones en peso(20%), pero baja ley.III.4 Operaciones unitarias.

Las operaciones unitarias como las remoliendas se aplican al concentrado rougher.

Molienda

Flotación rougher

Remolienda concentrado

Limpiezas

Espesador

Hidrociclones rebalse limpieza

Hidrociclones

Rebalse hidrociclones a flot. rougher

Descarga al molino

Operación Unitaria

Remolienda

Espesadores (desaguada para remolienda o filtración)

Conc. rougher



Ejemplo: Molienda con molinos de bolas más un molino de barra. El rebalse de loshidrociclones va a circuito de flotación.

MolinoBarrasMineral

Mol.Bolas

Flotación

1 2 3

Mol.Bolas

Mol.Bolas

Circuito de molienda (directo e indirecto). En remolienda intermedia de flotación se usacircuito indirecto. En remolienda de rougher o de concentrados intermedios: de 3ª limpieza, de 4ªlimpieza en Mo, etc.

Otra configuración:

BolasBarras

Mineral

Se pulpea

Bolas

Remolienda

Espesador

Limpieza

Rougher Rougher - Scavenger

% sol

Concentrado final

De barrido, recuperarde una cola un poco más

Un mayor porcentaje de sólidos da una mayor recuperación en flotación. Esta es funcióndel tiempo de residencia. 20 - 45% sólidos es normal mejor aún 30 - 45%.

Lo anterior es función de:? máquina de flotación.?

granulometría. - Gruesa: se embanca (bajar el % sólidos)- Fina: se ensucia.



III.5 Ejemplos de circuitos de flotación.

2 bancos en paralelo.

Conc. rougher

Espesador

Circuito de molienda - clasificación directo.C. Rougher - Scavenger

H O2

t

Remolienda

Limpieza

Concentrado final

H O2

Etapas de limpieza: pueden tener distintas configuraciones.

Recirculación en contracorriente.

Remolienda

Circuito cleaner

Circuito recleaner

Concentrado rougher

Concentrado final

conc



Otra representación. Con minerales de grandes exigencias en ley. Ejemplo Mo.

1 2 3 4

Alimentación

Cola

Concentrado

El Mo tiene 0.2 - 0.4 % en el mineral y se debe llegar el 52 % Mo (Razón deenriquecimiento muy alta). En cambio el Cu se concentra desde el 1 % al 28 - 40 % en elconcentrado.

Remolienda

Conc. rougher

cleanerrecleaner

Conc. final

Recleaner

Cleaner

Concentrado final

Rougher Rougher - Scavenger

Relave

En el mapa de circuitos industriales, es necesario cuidar la estrategia de generación de

colas, y considerar que sólo el scavenger produce relave.



Remolienda - Clasificación

RougherScavenger

Recleaner

Cleaner

Alimentación

Cola

Relave

Conc.

Conc.

CleanerScavenger

Intercala estascavenger


RougherScavenger

Recleaner

Cleaner

Alimentación

Relave

Conc.

CleanerScavenger

RecleanerScavenger

*

(*) Si se aumenta la ley de la cola cleaner o recleaner por encima de la scavenger, baja la

recuperación.Si se opera con muchos circuitos scavenger da malos resultados, es mejor un solo circuito

cleaner - scavenger, por ejemplo con minerales arcillosos.



III.6 Otras alternativas. a) 4 molinos en molienda.b) 3 molinos a molienda y 4º molino a remolienda del concentrado rougher.c) De la misma manera que b, pero remolienda de la cola rougher.

Es interesante que con los mismos equipos, se utilice uno de los 4 molinos en remoliendadel concentrado rougher y los otros tres en una molienda más gruesa, pero más económica.

Otra alternativa es remoler la cola rougher (según ley de éstas), primero se debe llevar aciclón para la separación de lamas de arenas (con middlings); éstas van a remolienda (+ 65#). Enrazón de los mayores flujos, tanto másicos como volumétricos de la cola rougher respecto alconcentrado rougher, ésta alternativa no es usada.

Ejemplo: Disputada de Las Condes, tiene una mineralogía calcopirítica similar a la demina Andina. Se entró a zona alterada y bajó la recuperación. Debido al transporte de pulpa (56 km)de mineral blando con mineral duro, se produce una reducción de tamaño de arcillas que ocasiona,problema en remolienda por lamas, -10 ? m, y en filtrado, y la planta se colmata por atrapamiento delas lamas.

Hay tendencia a flotar lo más grueso posible al salir del ciclón a la celda de flotación y noal molino. Esto tiene que ver con el hidrociclón que trabaja por densidad más que por tamaño.

Ley alta*

Alimentación mayor

(*) Se juntan concentrado con distinta ley (tratar de que no sea muy grande).Con clasificación intermedia.



alimentación colas

limpieza

R Scavenger

2ª etapa

alta ley

a remolienda

flujo menor

conc. recirculado

a todo el circuito

concentradocon granulometría másgruesa

limpieza

limpieza

limpieza

circuito chicos

En este ejemplo, se usan cuatro etapas de limpieza con celdas pequeñas. Convieneseleccionar circuitos cortos, para el caso de necesitar un concentrado de alta ley. Por ejemplo de dosceldas, ya que si es más largo baja la ley. Si se tiene un circuito corto, se obtiene baja recuperación,

pero no importaría, ya que se reprocesa la cola, pues interesa la ley.



1 2 3 4celda

A lo largo de un banco

R

tM

t

En algunos casos, interesa obtener concentrados gruesos lo más rápidamente posible, y

para subir la ley se puede intercalar remolienda intermedia.Así Outokumpu desarrolló la celda “Skim - Air”, para gruesos, cuyo circuito se indica a

continuación:

Circuito rougher convencional

celda

concentrado

corto?

Se puede flotar partículas de hasta 300 ? m, obteniendo alta ley y buena flotabilidad. Otraalternativa, es la utilización de columnas de flotación que se usan en etapas de limpieza.

Las columnas tienen aproximadamente 13 metros de altura, dando espesores de 1 mespuma contra 10 cm de espuma de una celda convencional. Se pueden aplicar a mineralescalcopiríticos, y son ejemplos las columnas instaladas en Proyecto Escondida (Norte de Chile),Andina, M. Blancos, Disputada, etc.



Rougher

ColumnaCleaner

Remolienda

Scavenger

Ciclón

Conc.

Colas

Salida

Agua lavado

Conc final = 30%

Colas

La recuperación rougher tiene que ser alta (ejemplo 85%). La recuperación limpieza estambién alta (96%). Luego la recuperación global es 80 % aproximadamente. El Rougher es circuitorecuperador y no de ley. Antes se exigía recuperación y ley, y frente a pérdidas en ley se usabamenos aire, pero esto daba menor recuperación. No importaría la ley, siempre que se tenga unarazón de enriquecimiento de cuatro y no de diez, como antes se pretendía. Sólo para mineralesdiseminados y que tengan granulometría fina, se puede flotar en circuitos rougher usando columnas.III.7 Operación de circuito de flotación.III.7.1.Introducción.

En principio, si la molienda es más fina, se obtiene mayor recuperación. Por ejemplo, esusual moler a -65 +100 Tyler, ó 18 % +65 # que equivale a 50% - 200 # sobre toda la distribución.

Ante un aumento de dureza del mineral se puede pasar de 20% + 65 # a 22% + 65 # y esopodría bajar la recuperación en 2 ó 3 puntos. Si en la mina El Teniente, la recuperación bajase unpunto se perderían 5 millones dólares por año, que equivale a 15.000 dólares por día.

En cada uno de los bancos de flotación, el nivel de pulpa se puede manejarindependientemente, a través de los cajones. El espesor de la capa de espuma se regula y cuando esmenor, da una mayor la velocidad de flotación aunque la ley puede bajar. En cambio si el espesor esmayor, la ley aumentaría.

El circuito scavenger trabaja con los más pequeños espesores de espuma, que concuerdacon los mayores flujos de aire de estos circuitos. Son flujos de pulpa impulsados y todo el materialse transfiere por el fondo, y el flujo de liquido alimenta por la parte superior a la otra celda.

Actualmente, las configuraciones de celdas y flujos ha cambiado, debido al mayorvolumen de las celdas utilizadas. Un banco es a veces una sola máquina.



III.7.2 Máquinas de flotación.Un buen diseño de una celda de flotación, tanto de estabilizador como rotor, garantiza el

mejor rompimiento de las burbujas de aire.En el caso de la celda Wenco, se usa una especie de jaula de ardilla de 1" a 1", para

mejorar la distribución de espuma. La agitación no debe ser extremadamente violenta, ya que unaturbulencia muy grande, puede producir escape de ganga.

III.7.3 Circuitos.Para aprovechar lo mejor del circuito rougher se flota hasta obtener una ley en la ultimacelda igual a la ley de alimentación. Hay que extraer el grueso lo más rápido posible del circuito, sinque pase a remolienda, adonde se envía el 10% del flujo total, aproximadamente. Hay queconsiderar que el hidrociclón distingue entre gravedad y tamaño, pero no distingue liberación. Porello se puede utilizar una celda SKIM - AIR, que se alimenta con la descarga del hidrociclón y susalida va al molino. Otra opción es colocar la celda a la salida del molino, evitando sobremolienda.En ese caso, se necesita una celda scavenger para procesar las colas de limpieza.III.7.4 Diagnóstico de plantas de flotación.Para diagnosticar el funcionamiento de un circuito de flotación, es necesario:

? Cuantificar tendencias estadísticas en un periodo de tiempo significativo.? Muestrear relaves y caracterizar alguna de sus fracciones de tamaño, por análisis químico y

determinación del grado de liberación.? Evaluar circuito específicos (por ejemplo rougher), calculando recuperación por mallas y pérdidas

por mallas.? Siempre hay que recordar que los turnos de la noche son peores que los de la mañana, en lo

referente a control operativo de la planta.? No usar muestras de compósitos muy grandes, pues los efectos se van amortiguando o

comprimiendo; así es mejor la muestra por turno que la muestra mensual.El relave es útil para diagnosticar, separando a + 65 mallas, para analizar su ley de Cu. Se

muestrea a -200 # +325 # cada 15 minutos durante 156 dias, y se forma un compósito por turno.



Se grafica ley de Cu en función del día de la muestra.

020 40 60 80 100 120 140

0.3

0.2

0.1

Ley de Cu

días

El Rougher es el circuito más importante de la planta, ya que produce la mayorrecuperación, por ejemplo si Recrougher es del 80%, la de planta puede ser del 78%.

Si se hace un análisis granulométrico y se grafica el porcentaje - 200·# y se coloca la leydel relave, se obtiene la siguiente curva:

...

.. ..

. .

. . .. . .

...

..

.

. ..

10 20 30 40 50 60

0.1

0.2

0.3

0 % -200 #

En la medida que la granulometría es más gruesa, se obtiene un relave con ley mas alta. Siel relave se fracciona, se tiene:

Ley de Cu %

Muestras en orden correlativo

+ + + + + + ++++

... .

.

....

.

. .0.4

0.1

5 10 15

* * * ** * * *

+

*

. +65#

-65 + 200#

-200#

Para un compósito de nueve turnos (fluctuaciones tomadas), las fracciones más gruesastienen la ley más alta.



4020

25

30

30

35

40

45 55

....... ...

.

..

.

TMPD

(miles)

% -200 #

A partir de las 35000 ton/día, se observa la tendencia de que cuando el tonelaje tratado esmayor, se incrementa la probabilidad de encontrar granulometrías más gruesas en el relave. En unaplanta usualmente, se pierden 15 a 20 puntos de recuperación un parámetro importante es el tonelajepor falta de liberación (granulometría gruesas), presencia de óxidos (malaquita, cuprita, tenorita enel caso del cobre), presencia de lamas (arcillas), posibilidad de sobremolienda de partículas de laespecie útil, mineral muy blando o la falta de tiempo de flotación (circuito muy corto).

Éstas son las causas más frecuentes, aunque a veces puede ser por el uso de reactivosinadecuados. Para determinar la ocurrencia de pérdida de especies valiosas que van al relave, es útilinvestigar a estos últimos en granulometría, presencia de óxidos, lamas, etc.III.7.4.1 Revisión de un caso.

El objetivo es mejorar la recuperación, para lo cual se realiza un muestreo del relave y secaracterizan algunas fracciones de tamaño por análisis químico, mineralógico y un análisis de uncircuito especifico. Se observa que:

? La recuperación de la fracción fina es mayor que en las gruesas.? Se deben mejorar los controles y funcionamiento de los ciclones.? El tonelaje alto implica granulometría más gruesa que da pérdida de recuperación.

El relave se muestrea cada 15 minutos y se obtiene un compósito de 8 horas. Se observaque se puede pasar más tonelaje para tener mayor recuperación (roca más dura) o que un mineral

más diseminado, puede requerir menor tonelaje de trabajo.Distribución en peso del relave con 51 días de muestreo:Compósitos de 9 turnos.



1

2

3

+ 65# = 26% (1)-65 + 200# = 24.8% (2)

- 200 # = 49.1% (3)Las lamas se pueden tratar en un circuito separado de las arenas (+65#).Las leyes son de 0.1- 0.15 en la fraccióm 3 y de 1.5 en las fracciones 1 y 2.En cobre fino, la distribución es .

-65 +200# = 19.5 %

-200# = 22.5%

+65# = 58% de cobre fino

... ..

.. .. ..

.

...

Este mineral no es mineral lamoso. Se puede determinar el índice de lamas, en base alciclón 5 del ciclozizer, que es de 10? m de tamaño, en lamas perjudiciales que son preferidas a laganga. Al hacer el estudio del grado de liberación, se tiene la siguiente respuesta:

0.34 % de calcopirita liberada.

Fracción - 65 +200 #

Porcentaje no liberado, 99.66 % Tamaño liberado 150 - 175 ?m.



Observando otros datos liberación, como el grado de liberación por fracción de tamaño, setiene:

Porcentaje liberado, 84.4 %

Porcentaje no liberado, 15.6 % Porcentaje liberado, 39.6 %

Porcentaje no liberado, 60.4 %

- 325 # -200 + 325 #

15 - 20 m, tamaño de liberación? 20 - 75 m, tamaño de liberación?

? ?

?

?

??? ???

?

??

??

?

??

??

??

?

?

?

???

?

??

??

?

?

?

El segundo caso no debería estar en el relave.Cobre fino liberado

- 325 #, 91 %

-200 +325 #, 8.5%

-65 +200 #, 0.35 %

.... ..... .

El total de cobre fino liberado en el relave es 18.45 %. Se pierden 18 puntos y podría

recuperarse 10, aumentando la recuperación en un 2%, aún habiendo middlings, que pueden flotar.Promedio de cobre fino liberado: valores ponderados.

. . .

.

. . . ....

.

... ...

.

..

. .

Cobre fino liberado, 18.45 %

Cobre fino no liberado, 81.55 %

Relave Andina. Valor promedio de 62 días de operación.Enero de 1993: Disputada de Las Condes, planta Las Tórtolas.



III.7.4.2 Otro caso: efecto del tonelaje sobre la recuperacióndel circuito rougher.

25000 - 40000 TPD.Recuperación = F(tonelaje)

..

. .

..

.

.

...

. ...

.

.

. ..

.

. ..

..

.

.

.

.

20 3025 35 4050

60

70

80

90100

Tonelaje TMPD (miles)

Recuperación cobre rougher

%

Efecto de la granulometría para distintos tipos de flotación.

400 350 300 250 200 150

100

90

80

70

60

Granulometría, P ( m)?80

Rec. cobre % M (x)3

16' 10'6'

Una variación de 10 ?m en el P80 es muy importante. Es mejor moler más fino que dar

más tiempo de flotación. La granulometría tiene impacto más fuerte que el tiempo, que la ley, que eltipo de máquina, etc.



Mina El Soldado. Concentradora de cobre. Flowsheet.

Prerougher

Alimentación

Rougher

LimpiezaPrerougher Molienda

LimpiezaScavenger

PrimeraLimpieza

LimpiezaSegunda

LimpiezaTercera

Concentrado finalRelave final

El concentrado rougher de más alta ley, se envía a un circuito molienda inverso para evitarsobremolienda. Si se baja el tonelaje de los molinos, disminuyen las colas de los circuitos que vanal circuito de remolienda. Una parte del concentrado rougher (celdas de prerougher), se manda

directo a limpieza evitando sobremolienda, al no pasar por el circuito de remolienda.En la primera limpieza no importa la recuperación, pues se completa con el scavenger. En

cambio, en la segunda limpieza se requiere ley y recuperación. La tercera limpieza tiene que dar laley del concentrado final, con la recuperación que se obtenga. Esta estrategia mejora la remoliendasobre todo cuando hay mucha circulación de flujos. Para mejorar la recuperación, la cola de primeralimpieza no va a remolienda, pero si la segunda y tercera.

III.7.5 Cinética de flotación en planta.En las figuras adjuntas se observa la variación de la ley instantánea y de la recuperación,

para los distintos circuitos de planta y que se sigue flotando más allá del valor óptimo.



Volumen Celda (pie )3

% Cu % Recuperación

25

0

12.5

600 3000 5400

95

70

80

Volumen Celda (pie ), miles3

% Cu % Recuperación70

6 2712 1840

55

30

0

15

Ley alimentación

Ley acumulativa

Recuperación acumulativa

Ley parcial

Circuito de 1ª Limpieza Circuito Rougher

Es normal, flotar hasta que el concentrado tiene una ley igual a la alimentación, peropuede resultar que la recuperación no llegue a estabilizarse. Cabe preguntar si conviene alargar o noel circuito rougher. Si se acorta el circuito de limpieza en volumen, se puede perder recuperación,pero aumenta la ley.

Volumen Celda (pie )3

% Cu % Recuperación

30

10

20

381 690 1400

90

70

80

Volumen Celda (pie ), miles3

% Cu % Recuperación70

1 83 620

45

4

0

2

Ley alimentación

Ley acumulativa

Recuperación acumulativa

Ley parcial

Circuito de 2ª Limpieza Circuito Limpieza Scavenger



El scavenger retrata las colas de las flotaciones de limpieza para aumentar la recuperación.

Debe haber un concentrado con una ley superior a la alimentación. El relave no se debe tirar, sinopasar al scavenger final.

III.7.6 Otra planta ( circuito rougher).

Rec. global de cobrepor tamaño, %

Pérdidas por fracciónde tamaño, %

c4

c2

c3

c5 400 150 log (malla)

10270

100

80

60

40

20

0

83.24 %

10

30

20

0

Recuperación global por tamaño

Pérdidas por fracción de tamaño

Se pierde 17%, pues la recuperación global es 87%.Los tamaños entren C5 y 270 dan recuperaciones muy altas; más de +150 # da

recuperación menor al 60%. Hay una pérdida de 10% de cobre entre C5 y + 150. Se debe controlar

que no aumente la sobre molienda.



Distribución de Cu no flotado en colas por banco.

La figura anterior muestra por cada banco del circuito rougher. Las pérdidas en relave sonproducidas principalmente por el circuito rougher; aproximadamente un 15% y 2% de pérdidas enel circuito cleaner.

Por eso es importante analizar la performance del circuito rougher.Las fracciones del ciclosizer son 6 fracciones de tamaño: -400# c1, c2, c3, c4, c5, 10 ?m -

10 ?m.No es evidente que se piense en una molienda de la fracciones gruesas donde es mayor la

pérdida (ver penúltima figura). Son generalmente fracciones muy duras. Si hace una fracción del+65# y se alimenta al molino, esto requiere casi el mismo tiempo que moler al tamaño dealimentación.

En general, se prefiere mejorar la molienda para la misma etapa. La disminución de laspérdidas por sobremolienda de fracciones finas, se puede lograr revisando los circuitos de limpieza,algún circuito scavenger que pueda estar corto o las condiciones de aireación o agitación, para quegeneren burbujas de tamaño más adecuado a estas partículas finas. También se puede controlar pordosificación de reactivos, como mercaptano.

En el circuito de limpieza la recuperación correspondiente al 83.4% del circuito rougherpuede ascender al de 97 - 98%. En relación a las estrategias exitosas por diagnostico de circuitos, esmuy importante mejorar la molienda y la remolienda, haciendo hincapié en la recuperación. Elcambio en los sistemas de molienda y la colocación de analizadores de tamaño de partículas en

línea, contribuyen a mejorar la eficiencia.



También se debe revisar la eficiencia de los reactivos de flotación. En general, se debe darmás tiempo de residencia al circuito rougher lo que puede dar más recuperación y por lo tanto sedebe alargar el circuito.

En el sector clasificación se debe controlar la separación de lamas y de arenas,estableciendo dos circuitos bien diferenciados. Esto se puede hacer con las colas del circuitorougher o también desde la alimentación. No conviene remoler los gruesos, en relación a los

tranques de relaves, pues los mismos dan resistencia al muro de contención del tranque. Por ello seciclonea, mandando los gruesos al muro y los finos a la laguna del tranque.

Generalmente, no es técnicamente viable remoler las fracciones gruesas de +65 #. Sepueden lograr condiciones óptimas en una planta, por mejoras en el numero de etapas de limpieza,recirculación de flujos, ubicación de los scavenger, etc. Es decir, hay que aplicar una estrategia deselección de diagramas flujos.

No obstante, como ya se dijo, la eficiencia del circuito constituye el mejor impacto sobretodo el proceso. Es importante considerar la velocidad de flotación, que puede marcarsignificativamente la eficiencia de un circuito rougher, lo que está rápidamente dado por loscolectores y espumantes usados.

Si la velocidad es mayor se puede alcanzar una mayor recuperación en menor tiempo, yaque el circuito tiene un volumen definido. Las condiciones de acción de los reactivos, están

influenciados por el grado de la liberación alcanzado. Así, hay reactivos más fuertes que se usanpara recuperar partículas mixtas.En los circuitos scavenger, incluido el scavenger del rougher, se pueden usar colectores

más fuertes, aunque se pierda selectividad. Puede estudiarse la alternativa de agregar colectoresfuertes en etapas de alimentación al circuito. En el caso de óxidos se puede agregar un activador.

Actualmente se está tratando de aplicar ultrasonido para aumentar colisiones de partículas- burbujas y provocar el arrastre de lamas.III.7.7 Mejoramiento de circuitos de flotación.

El tiempo de flotación óptimo, que está relacionado al número de máquinas a instalar, sedebe determinar en base a circuitos metalúrgicos.

Un criterio de optimización que se aplica, considera que se debe flotar todo el tiempo querequiere el sistema para operar como un efectivo concentrador. Esto se mide por el hecho de que

cada vez que se saca concentrado de las máquinas, su ley debe ser mayor que la ley de laalimentación. Si en cambio, resulta igual o menor, no se debe flotar, pues se sacarían concentrados con ley inferior a la alimentación. Este es el criterio de Agar, que es ampliamente conocido yaplicado en planta, quien hizo un desarrollo para estudiar sistemáticamente circuitos de flotación.



Se usa para dimensionamiento, junto a pruebas de laboratorio que deben escalarse altamaño equivalente industrial, scaling up. En el se escala tiempo y no leyes ni recuperaciones, quedeben ser las mismas que se obtienen en una prueba de laboratorio.

El tiempo de laboratorio se debe multiplicar por un factor (1.6 - 1.8 ó 2) para obtener eltiempo de residencia a escala industrial. Si un circuito rougher, tiene en el laboratorio un tiempo de2 minutos, el tiempo de residencia en planta debe ser de 4 minutos ( 2 x 2' ).

A continuación se revisan tres procedimientos de cálculo del volumen de circuitos,número de celdas, factor de espumación, etc.

1. Método completo (paso a paso).2. Método de las fórmulas simplificadas.3. Uso de tablas Denver.

III.8 Cálculo de un circuito de flotación.III.8.1 Caso: Planta de 50.000 ton cortas/día (similar a El Teniente).Circuito Rougher.

Se necesita conocer la densidad del mineral, que se supone igual a 2.8 gr/cm3, valor típicopara una mena de cobre porfírico y también el porcentaje de sólidos en la pulpa que es 35%. Seconoce el tiempo de flotación en el laboratorio que es de 6 minutos. Se escala por 2 y se obtiene 12

minutos. Se quiere instalar celdas de 600 pie 3. 1. Cálculo de la velocidad de alimentación de sólidos.

90 000

243 750

..

hr

tontph?

2. Cálculo de la velocidad de alimentación de agua.

124

900000 35

90000 6969 3.

.??

??

?

?? ? tph

3. Cálculo de la velocidad de flujo de la pulpa.3750 + 6964.3 = 10714.3 tph

4. Cálculo de la velocidad de flujo volumétrico de pulpa.3750 2000

62 4 2 8 60

69693 2000

62 4 60 144357

?

? ?

??

? ?

?

. .

.

.. / pie3 min

donde, 2000 = factor gr a lb.62.4 = conversión a libra.2.8 = conversión de cm3 a pie3.60 = conversión horas en minutos.



5. Cálculo del volumen del circuito.

Qp = Qp? tr = 4435.7 ? 12 = 53220 pie3

6. Cálculo del número de celdas.

N ??

?53220

600 081109

.. celdas ? 110 celdas

donde, 0.8 es un factor que supone que 20 % del volumen estaría ocupado por aire.7. Cálculo del numero de bancos.112

167? bancos de celdas

Se supone que cada banco está conformado por 16 celdas.

Se podrían haber elegido celdas de 1200 o 1500 pie 3,en vez de 600.También se podría pedir calcular el tiempo de residencia.Este cálculo se podría sensibilizar para 2 ó 3 tiempos de residencia y % de sólidos. Esto

cambiaría los costos y de ahí se analizaría la alternativa tecnológica más eficiente.III.8.2 Fórmulas para cálculo de circuitos de flotación.

NQ t

V f

p r

c?

?

?

donde, N = número de celdas

Qp = flujo volumétrico de pulpa en pie 3 /min o m3 /min.

Vc = capacidad nominal de número de celdas en pie3 o m3

f = razón del volumen real de celda con aire / volumen nominal.

QTMD L

sp ? ??

??

?

??

14401?

m3 /min

Qp = flujo volumétrico de pulpa en m3 /min.

TMD = toneladas métricas por día.L/S = razón % líquido - sólido en la pulpa.? = gravedad específica del mineral seco

QTMD L

sp ? ??

??

?

??

40781

. ?pie3 /min



III.8.3 Uso de tablas Denver.Son tablas muy antiguas que tienen un conjunto de datos respecto a la preparación de

pulpa en función de la gravedad especifica de los minerales. Hay una columna (A) que son pie3 /mintn hr.

Vc= A ? 1.10229 ? tonelaje (tm/h) ? tr (min) = pie3

Vc= A ? 0.03122 ? tonelaje (tm/h) ? tr (min) = m3 Con ? del mineral y % sólido, determinamos en tabla el valor A:Ejemplo: Tabla A. Gravedad específica del sólido 1.1.

% Sólido en peso Agua/sólido(Peso)

? del mineral Gpm/ton sol/h Pie3/min porton sólidos/h

1

3665 1.74

100 0.78

Hay una formula para calcular A.Cálculo columna A: pie3/min pot tonelada corta de mineral/hora.

AD Ss

? ??

??

?

?? ?

?

??

?

??05338

1 1001.

%

Cálculo del % sólido.?

V W kgS

Sagua s??

( )%

%100

%( )

( )S

W kgW kg V

s

s agua?

?

?

100

Ws = peso del mineral seco en kilogramos.

Tabla de variaciones en número de celdas con diferentes tamaños, toneladas y densidad depulpa.Toneladas secas/día Celdas de 100 pie 3

% Sólidos 10000 25000 50000 10000020 77 192 383 75730 49 122 245 48940 32 81 161 322



Se supone un tiempo de flotación de 8 minutos.Gravedad específica del mineral = 3.0

500 pie3 20 16 40 80 16030 10 25 50 10040 6 16 32 64

10000 25000 50000 1000001000 pie3

20 8 20 40 8030 5 12 24 5040 3 8 16 32

El % de sólidos es importante para controlar la eficiencia del proceso, ya que si ésteaumenta de 20 a 40%, disminuye la cantidad de celdas de 77 a 32, por lo que aumenta el tiempo de

residencia. Otro criterio es instalar 3 celdas de 1000 pie 3, en vez de 32 celdas de 100 pie3. Hay queconsiderar la estabilidad de la pulpa que es mayor cuanto es mayor la cantidad de celdas.Actualmente se puede trabajar con pocas máquinas en un circuito rougher (4). Una solución de

compromiso podría ser usar 6 celdas de 500 pie 3.

El tamaño de las máquinas a seleccionar está relacionado al tonelaje a tratar.Como el ejemplo, El Teniente tiene celdas de 300, 600 pie 3 y hasta de 1000 pie 3. Casi no tiene

celdas de 3000 pie 3. Sería mejor usar 32 máquinas de 1000 pie3.

A mayor porcentaje sólido, aumenta el número de revoluciones por minuto de losagitadores. En la práctica se usa no más del 35%, aunque Mina Andina pretendió usar 38 % desólidos en pulpa.III.9 Datos comparativos por tamaño de celdas y capacidades de planta.

100000 50000

280

170

100

Número de celdas

20000

18000

11000

100000 50000

Área de piso (pie )8200

6600

5000

2200

100000 50000

Potencia consumida

TPD

3

300

500

1000

pie3

pie3

pie3



Desde el punto de vista de inversiones y costos de operación, es conveniente dimensionar

con celdas de gran volumen. Por ello actualmente se instalan máquinas de hasta 3000 pie 3. Según

los operadores, estas últimas no dan el mismo rendimiento metalúrgico que las de 1500 pie 3. III.10 Ejemplo de un proceso de flotación.

La alternativa de construir un Flowsheet de flotación, surge al tener dimensionadas lasceldas.III.10.1 Planta de Molibdeno.

7 corridas de 18 celdas (60 pie 3)Rougher Co (1 - 8) Rougher Scavenger Co*. Celdas 9 - 18

T Cleaner (18 celdas ? 100 pie3)Co 1 er ScavengerPebble Mills 2ª Scavenger4 - 10” Hidroc 3ª ScavengerRecleaner 1ªRecleaner 2ªRecleaner 3ºRecleaner 4º

La cola rougher debe irse siempre a una celda scavenger, antes de ser relave.* Scavenger de la cola rougher

III.10.2 Planta de cobre porfírico (por molibdeno).Concentrado Colas

Espesadores

Scavenger

Primer cleaner

Segundo cleaner

Colas

Concentrado Colas



III.11 Máquinas de Flotación.Graficando la superficie específica definida según: superficie específica =

m

m

2 espumación

volumen pulpa3 , en función del número de celdas, se obtiene la siguiente gráfica:

0.01 0.1 1 10 100

Número de celdas Volumen celda (m )3

Sup. específica

Los índices metalúrgicos de recuperación y ley, son función del tipo de máquina. Éstas sehan mejorado técnica, hidrodinámica y metalúrgicamente.

Las celdas pueden ser Denver, Wenco, Outokumpu, Krupp, etc.Por ejemplo la celda WENCO muestra una relación, según la cual, el área de espumación/

m3 de pulpa disminuye, al aumentar el volumen de las celdas. En las de gran volumen hay menosárea para generar espuma, por lo que hay un engrosamiento de la capa de espuma. Las celdas decolumnas tienen una gran capacidad de pulpa y espumas de hasta 1 metro de espesor, mientras queen las celdas convencionales, el espesor es de 10 - 15 cm.

Las máquinas más grandes se usan en circuitos rougher o scavenger, pues transportanaltos flujos de material. Las celdas scavenger procesan minerales de más baja ley, por eso es menorla cantidad de ,material que flotan y por lo tanto, la cantidad de espuma producida es menor. Por lotanto se reduce el área-especifica y eso contribuye a estabilizar la capa de espuma.

Si la máquina es de cono invertido, al aumentar el área de flotación la cantidad de espumasería menor y ésta resulta menos estable. Cuando la espuma comienza a ser muy inestable (casi nose forma, revienta y no sale), se debe bloquear una parte de la máquina para hacer el área máspequeña y así se puede formar.

En las celdas de limpieza donde hay más ley que en el scavenger, se debe tener mayorárea de espuma. La celda “high grade” de Outokumpu, extrae concentrados de más alta ley, a travésde la estrangulación de la zona de limpieza, y del agregado de una ducha de agua.



Agua

Un elemento que contribuyó al éxito de las celdas de columnas, es el angostamiento deldiámetro de la columna y el aumento la altura de la espuma, así como un lavado, que mejora elcontrol de la espuma.

Normalmente, las celdas cleaner tienen 20 - 25 cm de espesor de espuma, y las scavengertienen 5 - 10 cm. La instalación de la ducha de agua necesita por lo menos 50 cm de espesor deespuma, por lo que no se usa para celdas rougher, ya que la espuma se rompe.

Al aumentar el tamaño de la celda (Wenco, Outokumpu, etc) hay menor consumo depotencia específica. En otras marcas (Minemet, Denver, etc), esto no ocurre, por lo cual es

interesante considerar al seleccionar una máquina de flotación. Como ejemplo se muestran algunastablas usadas para seleccionar máquinas de flotación:

Tanque InteriorModelo Nº celdas/

unidadTamaño

pieProfund.Overflow

Volumenefectivo pie 3

Área espumapie2

1 o más 12.5?12.5 102 1250 156

Impeller Potencia CeldaDiámetro

pulgEspesor

pulgVelocidad

rpmHPinst HPc Aireación

cfm50 9 120 75 65 780

En un tanque más grande se necesita menos rpm.III.12 Etapas en el Diseño de Circuitos de Flotación.

Etapa 1: Pruebas de flotación de laboratorio (preliminares). Se aplica flotación convencional y se obtienen leyes, recuperaciones. Se evalúan

subproductos, y se dan sugerencias para un circuito de flotación. La mineralogía ayuda a determinartipo ganga.

Por ejemplo en minerales de cobre se determinan como subproductos, sulfuros demolibdeno, oro, plata, plomo, zinc, y se hace en conjunto con evaluaciones geológicas.



Etapa 2: Pruebas definición a escala de laboratorio. ? Determinación de la fórmula óptima de reactivos.? Afinamiento de los límites de molienda.? Afinamiento del circuito en sus distintas etapas (rougher, rougher - scavenger, remolienda, etc).

Etapa 3: Estudio de factibilidad más riguroso.? Decisión sobre la construcción de una planta piloto.? Inicio de la ingeniería preliminar de la planta industrial.

Etapa 4: Planta piloto.? Pruebas intensivas de los tipos de minerales predominantes.? Determinación de reactivos para los diferentes tipos de minerales.? Pruebas más completas de ciclos abiertos y cerrados.? Establecer relaciones más definitivas entre capacidad de molienda y resultados de flotación.? Realizar los detalles finales de diagramas de flujo.? Obtención del circuito definitivo para la recuperación de subproductos.? Obtención de resultados cuantitativos.

Para el estudio, se pueden elegir una fracción de tamaños de 45 - 50% +200 #. Esteestudio puede demorar 6 meses.

III.13 Algunos criterios de selección de celdas de flotación.La optimización es importante, pero también lo es la vida de la planta. Por ello tambiénson factores importantes la mantención, la supervisión, facilidad de automatización, etc.

Otros factores son la calidad de servicios disponibles localmente y la experiencia previade los ingenieros de diseño y metalurgistas, con equipos similares.

Existe una relación entre el tamaño de las celdas y la capacidad de tratamiento de laplanta. Conviene dimensionar plantas de 100000 ton/días con celdas de mayor tamaño, como 1500,2000 ó 3000 pie3.III.13.1 Ventajas de las celdas de gran volumen. (Mayores de 300 pie 3)

? Menor espacio de piso y costo de capital.? Menor número de motores.? Menor número de canaletas y cañerías de unión.

? Menor número de bombas.? Menor costo en el sistema de manejo de reactivos.? Menor costo de operación.? Menor consumo de potencia por unidad de volumen.? Menor costo de mantenimiento.



II.13.2 Ventajas de celdas de pequeño de volumen. (Hasta 300 pie 3)? Mayor flexibilidad del circuito. Puede variar el tonelaje en ? 20% del flujo nominal. También se

puede cambiar parte de un circuito rougher a scavenger, o dividir un circuito largo en dos partes.? Menor cortocircuito. El cortocircuito es un problema asociado a los malos diseños mecánicos de

equipos, que permiten que una fracción de partículas tenga mayor tiempo de residencia que otrasfracciones de pulpa.

? Mejor control de espuma. Esto corresponde a una afirmación antigua, pues las máquinasmodernas vienen provistas de sensores de nivel conectados a un sistema de control automático.

? Menor sensibilidad a fluctuaciones repetitivas. Resisten mejor a cambios bruscos; en cambio lasceldas de mayor tamaño están más expuestas a golpes de bombas que las celdas chicas.

Alimentación

Rougher

Cleaner 1

Cleaner 2

Concentrado final

1

2

Cola

Cola

ColaRelave General

En los ensayos a ciclo abierto, se toma una pulpa y se hace una flotación rougher,obteniendo una cola y un concentrado. La cola se usa para análisis químico, y el concentrado sesomete a dos etapas de limpieza. A través de esto, se puede recalcular el circuito.

En los ensayos de ciclo cerrado se vuelve a tomar una pulpa de alimentación, se mezclacon la cola del primer cleaner y se obtiene un concentrado que se mezcla con la cola del segundocleaner. Las tres colas se mezclan para un segundo ciclo. Estos ensayos duran 14 a 16 horas con 3 ó4 personas trabajando. Se aceptan como pruebas de gran calidad en la fase de diseño de una planta.Para optimizar el circuito también se pueden usar la técnica de los Split - Factors . Además sedeben considerar los problemas de operación, de acumulación de reactivos, etc. III.14 Tiempo de residencia óptimo.

Para determinar el tiempo óptimo de residencia, se recoge concentrado a distintos tiemposy se calcula la ley acumulativa.



Ley concentrado Eficiencia de separación

Tiempo de flotación

Ley acumulativa

Ley parcial

Ley alimentación

E.S.

8

20 %

III.15 Flotación convencional.

Por muchos años han prevalecido los sistemas de flotación, constituidos por bancos deceldas de tipo tanque agitado. Su avance tecnológico consistió en el uso de tanques en serie paraevitar cortocircuitos, así como en la utilización de celdas tipo estacionario, cada día mayores entamaño.

En la flotación, la pulpa mineral es tratada con reactivos químicos apropiados que hacen auno de los minerales no humectantes, o hidrofóbicos y por esto se unen a burbujas de aire flotandoen la parte superior de la celda y recuperándose de la espuma.

El mecanismo de agitación actúa para mantener las partículas en suspensión y llevar aire ala pulpa, a través de diseños que utilizan un soplador externo para introducir el aire. La acción deagitación también logra producir finísimas burbujas, que son estabilizadas en la fase a acuosa por elagregado de un agente espumante.

Los minerales que no flotan pasan al final del sistema de flotación para un tratamientoadicional o eliminación.

Infortunadamente esto no resulta en una separación ideal debido a un cierto número deproblemas que causan contaminación del producto espumoso, por ejemplo:

? Turbulencia de la espuma en la interfase pulpa - espuma, que causa que partículas de ganga entrena la espuma.

? Presencia de lamas constituidas por muy finas partículas que son llevadas sobre la espuma con elagua de alimentación.



El problema de la contaminación del producto ha sido solucionado reflotando el productoen operaciones de limpieza (cleaning), aumentado los costos operativos y de capital, y perdiendoeficiencia en el proceso global.

El sistema de agitación de la celdas de flotación está diseñado para cumplir tareasconflictivas ya que debe promover turbulencia para mantener las partículas en suspensión, parapromover contacto entre partículas y pequeñas burbujas de aire y al mismo tiempo proveer una

región estacionaria para la separación eficiente de burbujas cargadas y pulpa remanente, a través deldrenaje de la espuma.

El drenaje mecánico de las partículas de ganga a partir de la estructura de la espuma es unmecanismo importante para alcanzar una buena selectividad en la flotación. Esto puede mejorarsepor el uso de lavado de la espuma.

El vaciado de agua de lavado sobre la espuma en las celdas mecánicas fue practicadaexitosamente hace 25 años, en la Unión Soviética, particularmente en flotación de carbón.

La celda convencional, con agitación mecánica es subaireada. Al principio aparecieronceldas de gran volumen y con nivel de control automático, que permitieron ahorro de energía.Luego surgieron otras ideas, como las celdas de gruesos (SKIM - AIR, y las celdas high grade deOutokumpu), diseñadas sobre la base de los principios que gobiernan la flotación columnar.III.15.1 Características principales de celdas de flotación celdas convencionales.

1.- BATEMAN. Volúmenes grandes (38 m3, 50 m3 etc.). Diseño de tanques en forma de "U".. Vertederos internos.. Rotores y estatores de diseño especial.. Tipo de aire externo forzado.

2.- SKIM AIR FLASH (SK50). Diseñada para recuperar partículas minerales gruesas.. Colas de esta celda remolidas en molino de bolas secundario mientras el concentrado es

removido y enviado a Circuito Cleaner.3.- DENVER EQUIPMENT COMPANY.

Fábrica dos tipos principales:

a) Sistema de celda a celda con aireación sumergida (sub A).b) DR (flujo abierto).



a. Se usan en sistemas de flotación cleaner multietapa, no necesitan bombas externas y alcanzan altasrecuperaciones.

b. Para alta capacidad de circuitos Rougher, Scavenger y Cleaning (28, 43, 85 m3).. Circulación vertical de pulpa.. Impeler rotatorio, reversible.. Mezclado de pulpa con baja presión de aire (0,6 a 3,4 psi).

. Sin zonas muertas ni problemas de arenas, por eficiente mezclado.

. Volumen efectivo es capacidad total del tanque.4.- DORR - OLIVERModelos DO-1 (30l) al DO-1550 (44 m3)

. Diseño especial de estator suspendido, sin efecto de bafle en la zona inferior de circulación depulpa.. Rotor con perfil de vortex y largos canales de bombeo.. Flujo de pulpa radial.. Gran proporción de aspas del rotor para dispersión de aire.. Suministro de aire en parte inferior del rotor.. Alta velocidad de flujo de la pulpa.. Creación de burbujas muy finas en la zona entre rotor y estator.

. Diseño del rotor, mantiene los canales de bombeo libres de sólidos sedimentados.5.- HAZEN - QUINN (H - Q).. Celdas Pequeñas de laboratorio y planta piloto.. Rango de tamaños 680 l a 2830 l (tipo C-C o D-R).

. Impellers en poliuretano, caucho o uretano, fibra de vidrio reforzado, acero inoxidable.. Celdas autoaspirantes.. Gran resistencia a la abrasión y corrosión.. Controles automáticos de nivel.6.- OUTOKUMPU.. Tamaños desde 50 l a 100 m3 (OK 100).. Pequeño diámetro del impeler, baja velocidad periférica.

. Fácil arranque en condiciones pesadas.. Fácil remoción de espuma, e instalación.

. Uso del método Flash Flotación; elimina sobremolienda recuperando gruesos liberados que sonflotados en celdas SKIM-AIR.

. Celda ubicada debajo del ciclón, captura partículas selectivamente sin sobremolienda.. Mas fácil desaguado (humedad < 2%).. Menos pérdida de lamas.



7.- WEMCO.. Scaling-up de celdas permitió construir celdas de hasta 84 m3.. Buen contacto de mezclado aire-pulpa.. Interfase Pulpa-Espuma estable.. Suspensión de sólidos adecuada.. Suficiente remoción de espuma.

Velocidad de circulación Velocidad del rotorde líquido = F tamaño del rotor

Transferencia de aire inmersión en pulpa

Ej.: 3 Wenco 225(84 m3), 33% S/L en pulpa, 25% - 65#.

Características hidrodinámicas de una celda de flotación.

1.- Región de mezcla 3 fases. A.- Circulación de aire.2.- Región de separación. B.- Circulación de líquido.3.- Región de espuma.



Celda de flotación autoaspirante.

1. Rotor. 4. Dispersor2. Tubo fijo 5. Inmersión del rotor.3. Tubo fijo 6. Entrada de aire

Circuito típico de flotación.



1. De circuito de molienda. 8. Rougher 2.2. Transmisor de densidad. 9. Scavenger.3. Transmisor de flujo. 10. Cleaners.4. Xantato. 11. Colas.5. Mezclador. 12. Concentrado de cobre.6. Rougher 1. 13. Molino de remolienda.

7. Aire. 14. Analizador de rayos X.

Zonas de una celda de flotación.



Flotación como un proceso químico - cinético.

Esquema del proceso de flotación.



Circuito piloto de flotación.

1.- Triturador de mandíbulas. 9.- Rougher.2.- Triturador de cono. 10.- Colas.3.- Tolva. 11.- Sumidero.4.- Cinta. 12.- Hidrociclón.5.- Molino de rolos. 13.- Molino de remolienda.6.- Clasificador. 14.- Scavenger.

7.- Molino de bolas. 15.- Cleaner.8.- Acondicionador. 16.- Recleaner a concentrado final.



Planta piloto de flotación en columna.



III.16 Flotación en columna.III.16.1 Introducción.

En los últimos años, han surgido dos avances tecnológicos importantes en el concepto dela flotación:

1. El aumento de tamaño de celdas de 300 a 3000 pie 3.2. El diseño de celdas nuevas.

Estas innovaciones aparecieron a revisar los objetivos de una celda de flotación:Recuperación.

Se ve afectada por pérdidas que pueden deberse a presencia de óxidos, partículas finas,partículas gruesas no liberadas.Ley.

La ley puede afectarse por presencia de lamas (arcillas), ganga, pirita, etc.Una celda se puede caracterizar por la constante de flotación, k ? tr. Se puede buscar

una celda que recupere un alto porcentaje de partículas finas y que sea selectiva para la ganga.La primera celda de columna, fue patentada en 1960. Las celdas de columnas, son

columnas de gran altura, 12 - 15 m, con una pequeña área de espumación de sección cuadrada. Enla parte basal de la columna se introduce aire y se alimenta a 2/3 de la altura del equipo. Al lograr laintroducción de burbujas de tamaño pequeño en estas zonas, se obtiene mejor recuperación de

partículas finas, con una mayor capa de espuma.

12 - 15 mF

Gas

Ducha de agua



En este diseño se cambiaron parámetro básicos , como la relación área espumación / volumen celda y así resultó el manejo de un colchón de espuma y la introducción de un mediomecánico para mejorar la recuperación de concentrado. Se mejoró la constante de velocidad, puescon burbujas más pequeñas flotan mejor las partículas pequeñas. Con este desarrollo aparecieron lossparger (burbujeadores).

Como había tendencia que la espuma se hundiese y a que rebalsase la pulpa, surgió la

necesidad de controlar simultáneamente el comportamiento hidraúlico y el metalúrgico.El investigador canadiense, Whiler, mejoró el diseño del equipo, desarrollando los

burbujeadores de goma porosa, e introdujo el control automático. Estas columnas fueron probadasnuevamente a fines de 1970, en la obtención de molibdenita, en Gaspé, Canadá.

Las ventajas de la columna son la mayor recuperación, mayor ley y que reemplaza cuatroetapas de limpieza por una sola. En 1985, aparecieron columnas en otras partes del mundo.

La principal ventaja es que dan mejor acción limpiadora lo que significa mayor ley deconcentrado, aunque a costa de bajar la recuperación. De ahí surge que las columnas deben estaracompañadas de un gran circuito scavenger para tratar las colas. Actualmente la tecnología decolumnas de flotación está consolidada.

Como el cambio de burbujeadores de 2” diámetro y su reposición significaba parar lacolumna 3 - 4 horas, el USBM, desarrolló un sistema que consiste en usar lanzas delgadas de 3/4”

que se pueden sacar a través de una válvula de seguridad. Luego aparecieron los burbujeadores,externos. que mezclan el aire con solución de espumante.

Burbujas (dispersión)

Espuma

Así surgieron los burbujeadores de Dobby, Finch, y sistemas con vidrios sinterizados.



III.16.2 Definiciones básicas.

Set point bias

Aire

Celda de presión diferenciada

F

T

Set point

Controlador

Agua

Cw

B

Esta válvula debe ser dimensionada bien

BIAS: Es un término que se usa en control e indica un desbalance entre el flujo de colas y

la alimentación de pulpas. El flujo de cola es menor que el flujo de alimentación y esto se expresacomo un BIAS. El BIAS puede ser de:

? Razón, 10% proporcional al flujo pulpa alimentación a la columna.? Adición, 100 l/min.

Concepto de Hold - Up.Se refiere al porcentaje de volumen de aire que se inyecta a la columna.Por ejemplo, un hold - up del 10 %, significa que el 10% del volumen del equipo está

ocupado por aire. Si el Hold - up supera cierto valor, se produce la pérdida del régimen burbujeantepor coalescencia de las burbujas. Si el Hold-up mayor a 12 - 13 %, se pierde eficiencia. Esto resultaser función del tipo de burbujeadores.

Gas Gas

Velocidad superficial, J.En la parte inferior de la columna las burbujas están sometidas a una alta presión de agua.

Éstas se achican por la comprensión, y tienden a crecer al subir la columna, pasando por ejemplo de

50 ?m a 1000 ó 2000 ?m.



J surgió como un factor de escalamiento, JQA

?

JFlujo volu

Area ción columnacm seg

cmcmseg

? ? ?mé trico

sec / 3

2

Se define un Jgas y un Jpulpa.Está velocidad está relacionada a la capacidad de la columna para procesar un flujo de

pulpa.Agua Bias : agua proveniente del agua de lavado que baja por la columna desde la zona de

espuma.

Velocidad superficial BIAS = JArea cionalB ?Flujo area bias

sec

Balance de agua.Wc = Ww (el agua del concentrado viene del agua de lavado).WT = WF + WB WB = Ww -Wc

Parámetros de diseño.Parámetros Rango Valor típicoAltura columna (m) 7 - 15 12Altura espuma (cm) 10 - 2 (m) 1 (m)Veloc. Superf. Gas, JG (cm/seg) 0.5 - 3.0 1.5Hold - up (%) 5 - 35 15Diámetro burbuja (mm) 0.5 - 2 1.2 (*)Veloc. superf. de Pulpa, Jp (cm/seg) 0.3 - 2 1.0Veloc. superficial de Bias, JB (cm/seg) 0 - 0.3 0.1Veloc. superf. Agua Lavado 0.2 - 1 0.4

(*) Medida en la superficie.

Capacidad de levante. (Carrying capacity).Es la cantidad de concentrado posible de recuperar por unidad de área y unidad de tiempo.

Área sección de columna.Es un parámetro de escalamiento. Los parámetros metalúrgicos se uniforman de columnas

cilíndricas o cuadradas.



Ejemplo:1. Columna piloto de Whiler, 18” ? 18”, (1/2? 1/2 m2).2. Columna piloto de Whiler, 36” ? 36”, ( 4 de 18” ? 18), 1m.3. Columna piloto de Whiler, 72” ? 72” (4 de 36” ? 36”), 2m.Si se necesita procesar cuatro veces más el flujo de espuma, se aumenta cuatro veces el

área seccional.

En columna standard de 1m de arista.

Una sola columna para tener un sólo sistema de control con alimentación distribuida.

Cajón alimentación

Bomba de velocidad variable

Es más fácil escalar en sistemas rectangulares:2 ? 2 m, sección cuadrada4 ? 4m, sección cuadrada2 ? 4 m, sección rectangular2 ? 6 m, sección rectangular1m diámetro, sección circular2m diámetro, sección circular

Filosofías o estrategias de control automático.El control de Bias tiene por lo menos dos lazos de control. En Chile, se usa control de

nivel y un flujómetro magnético con transmisor, que manda la información a un controlador ocomputador. En la descarga se coloca otro flujómetro magnético que lee el flujo de colas y manda laseñal al controlador. Ambas lecturas se comparan a través de un set - point de bias, con lo cual elcontrolador manda una señal a una válvula de control que se abre o cierra según el flujo dedescarga. Si es bajo se abre la válvula correspondiente.



Control del espesor de la capa de espuma.En la capa de espuma se coloca un sensor de nivel (deep - cell) que trabaja con un

controlador que manda la señal a través del set - point.Control de nivel. Es más económico.

W, P, aire se manejan por J.

Aire

PulpaSet point

Controlador de nivel

Agua

W

Válvula de control III.16.3 Aplicaciones de columnas a cobre y molibdeno.

Rougher


Scavenger

Relave

Cola scavenger

Cola

Concentrado final

Mucho mayor ley con unasóla etapa de limpieza



Molibdeno.

Rougher

Relave1ª LimpiezaScavenger

RemoliendaClasificación2ª

Limp

3ª

Limp

Conc

Surge como alternativa 1ª, 2ª y/o 3ª limpieza en circuito convencional y realizar 4ª

limpieza en columna, que es generalmente 3ª ó 4ª etapa.Hasta 1950, las mayores celdas eran de 48 pie 3. En 1980, aparecen las de 100 pie 3, 500,1000, 2000, hasta llegar a 3000 pie 3.III.16.4 Tipos de columnas de flotación.

Todas giran en torno a tres elementos básicos :1. Generación y uso de microburbujas.2. Un mecanismo de lavado de la espuma para mejorar la ley del concentrado.3. Eliminación de la agitación mecánica que favorece la formación de burbujas y mantiene la adhesión.4. Consumo menor de energía.

La flotación en columna, aunque desarrollada en Canadá en 1960, ha experimentadorecientemente un renacimiento a raíz de un mejor entendimiento de sus fundamentos y de losbeneficios que ofrece cuando es incorporada a los diagramas de flujo de procesamiento deminerales, esto es:

? Una mejor perfomance de procesamiento.? Reducciones en costos operativos y de capital.? Mejor adaptación al control automático.? Mejor eficiencia para tratar partículas finas.

La flotación convencional en columna opera sin necesidad del uso de agitador o impeller. La pulpa, después del tratamiento con reactivos adecuados, se alimenta a una columna de hasta 12mts. de altura, donde contacta una corriente ascendente de burbujas de aire introducida desde elfondo de la columna. Estas pueden generarse a través de un tubo central perforado o exteriormentea la columna.



Las partículas colectadas por las burbujas de aire flotan arriba de la entrada dealimentación, donde se contactan con una corriente descendente de agua de lavado. El flujodistribuido de ésta desplaza cualquier partícula de ganga siempre que el mineral este físicamentediscreto, es decir liberado y produce un producto esencialmente libre de ganga en una sola etapa deflotación.

Las partículas no flotadas pasan al fondo de la columna como colas.

La diferencia entre ambos tipos de flotación, es que en la convencional, la velocidad deflujo de las colas es menor que la velocidad de flujo de alimentación. En cambio en la columnar,la velocidad de flujo de colas es mayor, por el flujo de agua de lavado. Con la introducción de lascolumnas, los circuitos de flotación pueden simplificarse y eliminar varias etapas de limpieza.

Se han propuesto varios diseños de flotación en columna, que incluyen las demicroburbujas, de lecho relleno y de agitación.

Las desventajas que presentan son el gran requerimiento de altura y la rápida oxidación dela superficie de los minerales por el largo tiempo de residencia.Esquema de columna de flotación.

1. Alimentación. 5. Agua.2. Aire. 6. Bomba.3. Agua - Concentrado 7. Agua.

4. Zaranda. 8. Colas.



1. Alimentación. 4. Colas.2. Aire. 5. Agua de lavado.

3. Pulpa. 6. Concentrado.1. Columna Canadiense.Agua

Zona de estabilizaciónde la espuma

Aire

Cola

Alimentación

Producto

Espumador

Burbujeador poroso

Burbujas

Partículas



Tiene un burbujeador de goma de 2” de diámetro , y poros de 40 ? m, dispuesto alrededorde un aro metálico perforado. Los burbujeadores cuando se tapan, se deben remover, por lo que lacolumna se debe parar 2 a 3 horas.

Esto hizo surgir una línea de perfeccionamiento en el sistema de burbujeo, como en lacolumna Diester, que tiene un sistema de inyección de aire, no sólo en la parte inferior, sinotambién en la mitad de la columna. Introduce el burbujeador externo que es un dispositivo que

mezcla aire en agua con agregado de espumante.2. Columna DEISTER. Cilíndrica.

Agua

Aire

Orificios

Tubos inyectores

Agua

Aire

1" de diámetro

3. Columnas USBM.Ventajas:Cámara con esferas de cuarzo e inyectores de 1/2” de diámetro, que son desmontables.Tienen un orificio con boquilla de vidrio removible (capilares).Desventajas:Difícil regulación de aire y agua, en flotación de molibdeno, por ejemplo, dondepartículas y burbujas deben ser pequeñas 10 - 15 ?m.

Agua

Aire

Cola

Alimentación

Producto

Tubos inyectores

(se extraen durante la operación)

AguaContactor agua - aire



4. Columna COMINCO.Agua

Colas

Producto

Tubos inyectores

Aire

Agua

4. Celda MICROCEL. Para carbón, Virginia, USA.5.

Agua

Rechazo

Producto

Aire

Mezclador

Alimentación

Bomba

*

(*) Chorro de pulpa con burbujas finas.



6. Columna empaquetada.Son adecuadas para relaves, pero difíciles de limpiar. Las leyes del concentrado

generalmente son 50% en relaves que en alimentación fresca. Sin embrago, aquí se logra casi igualley.

Agua

Cola

Producto

Aire

Alimentación

7. Columna WEMCO.

Es una celda con barras metálicas a distantes alturas, que funcionan como bafles, y hacenfunción de columnas de lavado, ídem a la columna “lamelar”. Estas lamelas impiden la llegada deganga al concentrado.

8. Columna KENT - FLOAT.

Placas cerámicas

Producto

Aire

Alimentación

Aguaporosas para burbujas



9. Columna Hydrochem.

Aire

10. Celda JAMESON.Es un diseño del Prof. G. Jameson de la Universidad de Newcastle, New South Wales, queremueve la parte central de la columna Canadiense, de modo que el aire y la pulpa secontactan en un vertedero central. La alimentación es bombeada a la celda de Jameson y esforzada a través de picos formando un Jet de pulpa que introduce el aire en el vertedero, formandouna espuma, que comprende el 50 - 60 % del volumen del aire. La pulpa aireada se descarga en untanque y las burbujas emergentes son de nuevo lavadas por la aplicación de agua de lavado. Eltiempo de residencia en el vertedero es cerca de 10 segundos, y cerca de 1 minuto en el, cuerpoprincipal de la celda. Esta tiene un simple controlador de nivel y es auto-aspirante.

Producto

AireAlimentación

Agua

Cola



11. Celda de flotación Leeds. El drenaje mecánico de partículas de ganga se mejora mediante el uso de barreras en la

fase espuma que demoran la salida de las burbujas a través de la celda. Wemco fabrica este tipo deceldas, con tres a ocho rodillos como barreras junto con reflujo de agua en contracorriente, lograndoaumentos significativos en la ley del producto. Las burbujas se colectan debajo de los rodillos y laretención de estos mejora el drenaje de las partículas de ganga.

La barrera de rodillos superior de alta densidad, tiene una separación suficiente de las deabajo, para dejar pasar hacia arriba las burbujas de aire recolectadas.

El agua de reflujo agregada en la interfase espuma-pulpa ayuda al drenaje de la ganga.12. Celda EKOF.

Un tipo de flotación neumática es el sistema Ekof. En éstas, la pulpa con el agregado dereactivos adecuados es alimentada en varias unidades conectadas en linea que son aireadores

distribuidos en varios recipientes. Una unidad de flotación de 1000 m3 /h, tiene un diámetro de 6 m,con nueve aireadores, con costos de 30 % inferior a lo convencional.13. Otros Sistemas de Flotación.

a. Otros sistemas incluyen el hidrociclón ASH, en el cual la flotación es llevada a cabo en campocentrífugo con aire movido a través de una pared porosa. El tiempo de residencia es muy corto, cerca de un segundo, lo que provee un alto rendimiento por

unidad de volumen. La fase de espuma es estabilizada y las partículas hidrofílicas permanecen en lafase pulpa siendo descargados en el Underflow en tanto que la espuma se mueve hacia el Vortex.

1 m adicional

Agua

b. En el sistema AFT, parte de la pulpa con el agregado de reactivos, es agregada como spray sobrela parte principal de la misma creando mucha espuma. La flotación ocurre instantáneamente,reduciendo la acumulación de ganga ya que las partículas valiosas no pasan a través de las colaspara alcanzar la superficie pues el contacto de las partículas es realizado en la superficie del agua.



Columna de flotación centrífuga.

IV.16.5 Metodología del diseño correcto de columnas de flotación.Conducir ensayos pilotos en columnas de pequeño diámetro basados en:

. Capacidades de carga observadas

. Cinética

. Carga de aire

1. COMINCO.Tamaños desde 15 cm - 4,6 m de diámetro.2. DEISTER CONCENTRATOR COMPANY.. Diseño de FLOTAIRE COMUMNE FLOTACIÓN. Genera burbujas < 100µ.3. MINPROC . Diseño de celdas para circuitos Rougher (piritas auríferas o arsenopiritas).

. Celdas de hasta 4 m de diámetro.



CAPÍTULO IVMETODOLOGÍA DE ENSAYOS DE FLOTACIÓN.IV.1 Etapas de la investigación de un proceso de flotación.

Investigación básica. Determinar la factibilidad básica del proyecto.

Evaluación económica Preliminar. Determinar si la rentabilidad es suficiente para procedercon el proyecto.

Investigación de laboratorio. Desarrollar datos básicosEvaluación del Producto. Evaluar lo adecuado del producto generado.Desarrollo del proceso e Ingeniería básica. Producir diseño preliminar de la Planta completaEstudio de la planta piloto. Probar la factibilidad básica del proceso propuesto.Planta Industrial. Producir a escala completa.IV.2 Selección de muestras para ensayosIV.2.1 Muestra.DEBE REPRESENTAR: MENA "PROMEDIO" DEL DEPOSITO:- Composición química- Composición mineralógica y textura.- Forma de grano - Distribución de Tamaño- Naturaleza ganga-mena.- Grado de diseminación de minerales valiosos.

IV.2.2 Utilidad de los datos obtenidos.? Diseño de la planta? Operación futura de flotación

MAYOR CONOCIMIENTO DEL DEPOSITO Y DE VARIAS RESPUESTAS DE LA MENA A LA FLOTACIÓN SE OBTIENE MEJOR MEDIANTE

Varios “ensayos” de pequeñas muestras“compósito”:(incluyendo menas del tipo

extremo).

Que una única muestra promedio grande



IV.2.3 Cantidad de muestras.Depende: Del tipo de ensayos a realizarse por ejemplo muestras para trituración y

molienda autógena son mayores que las requeridas para ensayos de flotación a escala de banco (>50tn para molienda autógena, muestras de 150 Kg, ensayos a escala de banco de una mena de cobreporfírico).

- Del Tipo de Mena: Que requerirá ensayos complementarios de molienda, remolienda y flotación.

- Del Tamaño de las Partículas más grandes : Hay distintas fórmulas sobre los pesos de muestra atomar según los tamaños de partículas, tabulados por Taggart o calculados por Gy.El tamaño de partícula y de la muestra debe estar lógicamente relacionada, además con el tamañode liberación.- Además el metalurgista debe inspeccionar, sino toda la operación de muestreo (desde intervenciónde los geólogos en perforaciones en muestreo del yacimiento), saber al menos, como ésta fue hecha,de donde vienen las muestras y si han sido oxidadas o no durante el transporte.- Prestar atención particular para prevenir pérdidas (por lamas primarias o contaminadas por aceite,grasas o productos químicos que influencian los ensayos), así como con la selección del contenedorde la muestra.IV.2.4 Control de los ensayos de flotación.

Se realiza por Análisis Químico y Mineralógico.

El modo de ocurrencia de los elementos valiosos en la mena es altamente variable deyacimiento en yacimiento y también a través del mismo yacimiento.Por lo tanto no puede estandarizarse cualquier método para programar el ensayo de

flotación. Solo se puede hacer después de recolectar información relevante.IV.2.4.1 Información a recolectar.

Muestra de la Mena:- Tamaño de partícula- Análisis Químicos

- Principales características de su mineralización. (Tipo de materiales de ganga presentes y textura dela mena).



IV.2.4.2 Observaciones útiles al obtener la muestra del contenedor.- Examen visual de la mena: eliminar lamas arcillosas por lavado puede ser un primer paso

beneficioso del problema.- Seleccionar algunos trozos de mineral para realizar observaciones mineralógicas iniciales (por

métodos microscópicos, difracción de rayos X), para identificar los principales tipos de minerales ynaturaleza de la ganga.

- Además de estos exámenes preliminares:Se pueden tomar decisiones con respecto a la molienda necesaria para la liberación del mineral serensayado y a la homogeneización necesaria de la muestra total para el análisis químico.

- Se determinan los elementos a ser analizados , lo que dependiendo del tipo de mena pueden serconstituyentes menores pero conocidos por su importancia (metales preciosos) o deletéreos (As, Sb,Bi).

- No deben olvidarse los elementos de la ganga: SiO2, CaO, (total y soluble) Al2O3, P2O5, BaO,

CO2, pérdida por calcinación). Contenidos de : Na2O, K2O son indicativos de la presencia de

minerales arcillosos que pueden causar dificultades en el tratamiento por incrementar la viscosidadde las pulpas y el consumo de reactivos de flotación.En el caso de menas sulfurosas, se deben determinar el azufre total y los contenidos de sulfato.

- Combinando los resultados del análisis químico y del examen mineralógico se puede estimaruna composición mineralógica cuantitativa de la mena.

- Por el lado del análisis químico , se puede tener el elemento en sus varias formas (Pb como SO 4,

CO3, S, etc.) lo que es muy útil.

- Por el lado mineralógico observaciones con microscopio electrónico pueden dar contenidos dehierro de la esfalerita o composición de los minerales del grupo de las sulfosales. Ya que el tamañode molienda es un parámetro esencial en la flotación, se debe tener en cuenta hacer un detalladoestudio de caracterización. Esto significa que después de completar cualquier reducción de tamaño, se debe hacer un detalladoanálisis incluyendo si es necesario una separación de lamas de las menas para eliminar la fracciónmenor de 400 mallas.El análisis químico de los principales elementos en cada fracción de tamaño permitirá al

metalurgista calcular la distribución de metales en las demás fracciones de tamaño y sacarimportantes conclusiones en relación al objetivo de flotación.Dependiendo del tipo de mena pueden hacerse caracterizaciones complementarias por métodosdensimétricos con líquidos pesados o análisis magnetométrico a diferentes intensidades.



- Datos relativos a la ubicación del yacimiento, como disponibilidad de agua, clima, suministro dereactivos, disponibilidad de mano de obra, facilidades de transporte, regulaciones ambientales ycondiciones de mercado, deben ser conocidos y tomados en cuenta en los ensayos.

- El agua es un parámetro particularmente importante: su disponibilidad influencia directamente eldesarrollo del Flowsheet y su "calidad" puede afectar profundamente los resultados de los ensayosde flotación. Ej. en la flotación de menas oxidadas con ácidos grasos como colectores, el agua

puede causar efectos indeseables por reacciones de precipitación con iones calcio y magnesio.Algunas drásticas depresiones de sulfuros minerales pueden ocurrir en presencia de aguas durasbajo condiciones normales de flotación.Por lo tanto el conocimiento de la composición detallada del agua disponible en el sitio de la plantaresulta ser imperativo. Esto debe chequearse periódicamente, ya que son posibles cambiosestacionales en la composición del agua. En la mayoría de los ensayos de flotación sería muy fácilusar agua desmineralizada, pero es mejor usar un agua sintética de composición parecida a laesperada.

- Datos relativos al clima se deben tener en cuenta también como por ejemplo, la temperatura quepuede afectar la flotación de algunas menas, particularmente cuando se usan como colectores ácidosgrasos de cadena larga poco solubles.

- La selección de reactivos podría ser restringida en algunos lugares, sea por razones ambientales o

por un proceso exigido de producción local, lo que deberá ser tenido en cuenta en los ensayos.- La disponibilidad de mano de obra calificada en el lugar puede influir en la selección del procesoa aplicar en preferencia de otros.

- Un mercado consumidor local del producto, puede definir la producción de un concentrado debaja ley con alta recuperación y los subproductos obtenidos contribuir a la rentabilidad económicadel proceso.Finalmente, es necesario tener en cuenta las restricciones que derivan de la legislación deprotección ambiental del lugar y de la salud de los trabajadores, lo que a veces, seleccionaapriori que se aplique un tipo de proceso y no otro (Hidrometalúrgico y no pirometalúrgico, porejemplo).IV.2.5 Planificación de los ensayos de flotación.

Cuando todos los datos mencionados han sido detectados y analizados, se debe hacer una:

revisión rápida de los documentos técnicos sobre problemas similares incluyendo no solomaterial publicado sino también antecedentes disponibles en los propios registros y archivos.Con toda esta información en mente el metalurgista puede entonces definir su posición

para una propuesta de realización de programa de pruebas.



En este punto debe ser capaz de predeterminar ya el tipo de diagrama de flujo deflotación que pudiera ser más apropiado o al menos seleccionar un número limitado deprocesos que debieran ser considerados durante los ensayos.

Por ejemplo: se puede determinar si se debe introducir una operación de preconcentraciónen el diagrama de flujo, como un deslamado previo, o una separación por medio denso o cualquierotro método de concentración.

Tomar tales decisiones en este punto es importante ya que si las operaciones depreconcentración son introducidas en el diagrama de ensayos, esto acarrea máscomplicaciones en el programa de muestreo, en comparación con un diagrama de flujo basado enuna flotación directa.

En el último caso, la muestra completa debiera ser triturada a - 10 mallas y después de lahomogenización, ser usada como alimentación de referencia para varios ensayos de moliendahúmeda y de flotación. Para tal trituración debiera usarse de preferencia un triturador de mandíbulasy un molino de rolos en circuito cerrado con una tamiz de 10 mallas de manera tal de evitar lasobremolienda de la mena.IV.2.6 Ejecución de los ensayos de laboratorio.

Si bien hay descripciones detalladas de los procedimientos de ensayo en varios libros, sepuede destacar que estando el metalurgista bien consustanciado de los objetivos del programa de

ensayos, ningún trabajo serio se puede hacer SIN:- Un conocimiento completo de todos los parámetros que podrán tener un efecto sobre los resultadosde los ensayos.Esto significa que cada uno de éstos parámetros debe ser adecuadamente controlado y evaluado.Por ejemplo, en un ensayo previo a la flotación, como es la molienda en húmedo de un molino debolas de laboratorio, se deben registrar los siguientes datos: peso total y distribución de tamaño dela muestra de mineral, dilución de la pulpa, peso total y distribución de tamaño de la carga de bolas,material de las bolas, calidad del agua, porcentaje y tipo de reactivos agregados, velocidad demolienda, tiempo de molienda y distribución de tamaño de la muestra después de la molienda.- Una observación de todos los detalles durante la operación de los ensayos del programa.

Esto es particularmente importante en los ensayos de flotación, donde el efecto de adiciónde un reactivo dado puede ser fácilmente observado sobre el aspecto de la espuma, como el color,

textura y carácter de carga.Muchos otros detalles como viscosidad de la pulpa, presencia de sólidos floculantes,flotabilidad natural de las partículas antes de agregar cualquier colector, pueden ser fácilmentevisualizados y sirven como guía.



Todas estas observaciones debieran mencionarse en el libro de registros de ensayos. Ellosayudarán a establecer condiciones experimentales para los siguientes ensayos.IV.2.7 Evaluación correcta de los resultados de los ensayos.

Lo primero de todo implica que se deben hacer cantidad suficiente de ensayos, cuali ycuantitativamente.

Por ejemplo para una buena evaluación de un ensayo de flotación, la espuma debiera

removerse a intervalos en varios incrementos, cada fracción de concentrado y colas, secada, pesaday analizada, de tal modo que se puedan hacer el balance de material y de metal y se puedangraficar resultados acumulativos en un gráfico. Si la ley de la alimentación recalculada difieremucho del valor del análisis de la muestra principal de minera;, es preferible descartar talesresultados.

En la flotación de minerales, el método más conveniente para comparar resultados,consiste en la comparación de las curvas de recuperación acumulativa de metal versus lasleyes de concentrado.

Puede usarse otro tipo de gráfica, graficando el peso en % acumulativo de sólidos en laespuma como abscisa y respectivamente, la recuperación acumulada de metal y las leyes delconcentrado como ordenadas.

Tal método, implica por supuesto el uso de ensayos "multi-incremento" y por lo tanto

requiere un gran número de ensayos, pero da una información completa y detallada sobre elproceso completo de flotación.Por ejemplo en la etapa de flotación Rougher, esto permitirá determinar rápidamente los

efectos de molienda, tiempo de acondicionamiento, pH, tipos y porcentajes de reactivos ytiempo de flotación.

La interpretación debe indicar también las dificultades observadas en tener buenosresultados, sea en recuperación total de metal o en la ley del concentrado.

El trabajo completo de ensayos debe servir hasta el punto de derivar un diagrama deflujo completo. Por lo tanto, no solo incluye separaciones Rougher sino también todas lasoperaciones de limpieza necesarias para producir los productos finales deseados.

Con menas complejas, tales como minerales de sulfuros polimetálicos, minerales consulfuros y óxidos combinados, o menas con varios minerales no metálicos, se puede considerar una

amplia variedad de diagramas de flujo, basados en separaciones selectivas, bulk o semibulk.Ellos pueden incluir operaciones de remolienda o combinación de varios resultados deconcentración física y procesos metalúrgicos, tales como lixiviación o tostación.



El diagrama de flujo final debe presentar los balances de materia y metalúrgicospara cada operación con referencia al mineral alimentado para cada metal y cualquierelemento que tenga efecto significativo sobre el valor de mercado del producto.IV.3 Metodología de ensayos de flotación.

IV.3.1 Objetivos de los ensayos de flotación.

ENSAYOSLABORATORIO DE PLANTA PILOTO

FLOTACIÓN

OBJETIVOS

- Aplicación de nuevos procedimientos.- Evaluación crítica de nuevos reactivos.

- Optimización de procesos ya existentes.- Desarrollo de diagramas de flujo.- Scaling up.- Modelación matemática de cinética de flotación.- Selección de tipo, número y tamaño de celdas.

IV.3.2 Esquema metodológico.

DEFINICIÓN DE OBJETIVOS

DISEÑO DELASPECTOS PLAN DE TÉCNICAS DE

PRÁCTICOS ENSAYOS DISEÑOEXPERIMENTAL

. Muestreo .Método de variable por vez

. Mineralogía .Métodos Estad. de Tamizado

. Análisis Químico de variables.Diseños Factoriales

RESULTADOS



CRITERIO EVALUACIÓN CRITERIO

CIENTÍFICO DE ESTADÍSTICOTECNOLÓGICO RESULTADOS

.Ley-Recuperación . Consistencia

.Economía de costos . Significancia

CONCLUSIONES

IV.4 Diagramas de flujo de procesos de flotación.Diagrama de tratamiento de mineral de cobre - plomo - zinc.

Diagrama del circuito de molienda.1. Alimentador de cinta 6. Espesador2. Molino de rolos 7. Bomba de moyno

3. Bomba sala 8. a Flotación4. Molino de bolas5. Clasificador Denver sólidos secos Kg/min

agua, Kg/min.pulpa, l/min.sólidospulpa



Diagrama de flujo de un circuito de cobre - balance.

1.- Entrada de agua 8.- Recleaner - 2 x 2,5 l.2.- Roughers 4 x 20 l. 9.- Cleaner - 2,5 l.3.- Scavenger 2 x 10 l. 10.- Scavenger 1 x 10 l.4.- Molino de remolienda 11.- a circuito de plomo.5.- Cono de clasificación. 12.- Concentrado de cobre.6.- Espesador de colas. 13.- Salida de agua.7.- Espesador de concentrado. 14.- Filtro de concentrado.

Sólidos secos Kg/min.

Agua, Kg/min.Pulpa, l/min.Sólidos % .Pulpa, 4

Circuito de flotación de plomo.

1.- Agua.2.- Alimentación. Sólido seco, Kg/min.3.- Acondicionadores Agua, Kg/min.4.- Roughers 4 x 20 l. Pulpa, l/min.5.- Scavengers 2 x 20 l. Sólidos, % .

6.- Alimentación al circuito de zinc Pulpa, d7.- Filtro.8.- Concentrado Pb.9.- Colas.



Circuito de flotación de zinc.

1.- Alimentación. 7.- Molino de remolienda.2.- Agua. 8.- Cleaners - 3 x 5 l.3.- Acondicionadores. 9.- Scavenger 1 x 10 l.4.- Roughers - 4 x 10 l. 10.- Colas.5.- Scavengers - 2 x 10 l. 11.- Concentrado de zinc.6.- Espesador de concentrado Rougher 12.- Salida de agua.



Tabla: Flotación bulk.ENSAYOS Análisis DistribuciónLAB. Cu Pb Zn Cu Pb Zn

PROD. CABEZA 0.32 8.42 2.63PLANTA CONC. Cu - Pb 1.35 35.42 8.5 89.5 90.4 69.4PILOTO CONC. Cu 5.4 67.65 4.42 37.4 12.1 2.8

CONC. Pb 0.69 53.74 10.66 25.1 71.2 49.8CONC. Zn 0.47 10.61 39.20 3.6 2.1 27.3CABEZA 0.47 62.9 1.54CONC. Cu 26.9 4.03 7.13 85.8 1.0 6.9CONC. Pb 0.16 72.9 2.95 2.3 80.0 13.2

LAB. CONC. Zn 0.33 1.0 46.6 0.8 0.2 36.3P.P CONC. Cu 20.8 13.5 8.8 74.6 3.0 14.1

CONC. Pb 0.28 81.2 1.2 4.8 84.0 19.2CONC. Zn 0.37 1.4 57.2 0.8 0.2 53.5COLAS Zn 0.12 1.3 0.31 19.8 12.8 23.2

TABLA: Resultados de planta piloto muestra compósito.PRODUCTO LEY (%) RECUPERACIÓN (%)Cu en Conc. Cu 21 76Pb en Conc. Pb 69 83Zn en Conc. Zn 51 50MENA EXPUESTACu en Conc. Cu 21 71Pb en Conc. Pb 61 81Zn en Conc. Zn 44 51

TABLA: Leyes y distribución de concentrado del 2º recleaner del concentrado Cu-Pb.ESTADO DENSIDAD DE PULPA

RELATIVA ENLEY % DISTRIBUCIÓN

ROUGHERS Cu - Pb Cu Pb Zn Cu Pb Zn

ALTERADO 1.37 1.25 55.4 9.92 72.5 83.3 52.6ALTERADO 1.46 1.56 51.2 10.70 80.3 76.4 50.0ALTERADO 1.50 1.41 44.3 10.98 73.6 77.0 51.2INALTERADO 1.46 3.12 69.4 2.53 79.4 87.0 23.3

IV.5 Principales variables de la flotación.La flotación puede considerarse como un proceso químico cinético y básicamente, tres

grupos de variables inciden sobre los resultados metalúrgicos obtenidos a través de su aplicaciónal beneficio de un mineral dado.



IV.5.1 Propiedades dependientes de la mena.- Características granulométricas.- Densidad y forma de partículas a flotar.- Grado de oxidación de la mena.- Naturaleza de las especies valiosas.- Grado de diseminación y tamaño de liberación.

- pH natural.- Características químicas y mineralógicas de la mena.IV.5.2 Características de los reactivos de flotación.- Concentración superficial del colector.IV.5.3 Características relativas a la celda de flotación.- Tamaño y número de burbujas.- Comportamiento hidrodinámico.- Movimiento partícula sólida-burbuja-fluido.IV.5.4 Etapas y variables principales de la flotación.Etapa 1. Material de alimentación.

- Naturaleza de las especies valiosas (principales y secundarias).- Ganga asociada.

- Constituyentes solubles de la mena.- Grado de oxidación de la mena.- Grado de alcalinidad o acidez del agua.- ph natural de la pulpa.- Grado de diseminación y tamaño de liberación de las especies valiosas.Etapa 2. Molienda/clasificación.- Fineza granulométrica.- Dureza del mineral y de la ganga.- Tiempo relativo de las especies minerales en el circuito de molienda.- Tipo de medio de molienda.- Grado de oxidación durante la molienda.- Reactivos agregados a la molienda.

- Densidad de pulpa y tiempo de molienda.Etapa 3. Etapa de acondicionamiento.- Densidad de pulpa.- Reactivos químicos agregados.- Secuencia de adición de reactivos.- Temperatura de la pulpa.- Tiempo medio de acondicionamiento.- ph de acondicionamiento.- Intensidad de agitación.



Etapa 4. Flotación.- Densidad, forma y tamaño de las partículas.- Densidad de pulpa.- pH y temperatura de la pulpa.- Carga circulante.- Tiempo de flotación.

- Geometría de la celda.- Velocidad de agitación.- Grado y tipo de aireación.- Altura de la espuma.- Tipo y clasificación de reactivos químicos.IV.6 Aspectos Prácticos.IV.6.1 Muestreo. LA MUESTRA USADA EN LOS ENSAYOS EXPERIMENTALES DEBE SERREPRESENTATIVA

.Identidad de Minerales Presentes.DESCRIPCIÓN .Abundancia Relativa.

MINERALÓGICA .Distribución de Tamaño de Grano.Intercrecimiento Textura.

IV.6.2 Análisis químico. Espectrofotometria de absorción atómica (a.a): Ag, Au, Cu, Pb, Zn, Fe.Espectroscopia de emisión de plasma: Metales Refractarios, Alcalino Térreos, No-Metales, Sn,W, P, S, Ni, Co, y bajas concentraciones de metales preciosos.Fluorescencia de Rayos X: M‚todo r pido para polvos secos de elementos entre Na y U.IV.6.3 Análisis mineralógico.

MICROSCOPIO ÓPTICO usando luz transmitida o reflejada, el binocular o elestereomicroscopio.- Posibilita examinar secciones de la mena "identificando" minerales, que indican las condiciones

generales de flotación, el grado de reducción necesaria para alcanzar la "liberación" requerida y loslímites probables impuestos a las leyes del concentrado y recuperaciones por intercrecimientomineral.

- Determinan posibles "inclusiones submicroscópicas" de metal valioso o deletéreo, o sustitucionesisomorfas.



- La distribución cuantitativa de estos elementos pueden ser determinada por el MICROSCOPIOELECTRÓNICO DE BARRIDO.

- Para la aislación o concentración de ciertas fracciones de la mena y partículas que se puedenclasificar a mano con el uso del estereomicroscopio, pueden usarse Medios Densos, o equipos deconcentración de laboratorio como el "Super-Panner" o el ISO DINÁMICO FRANZ.

- Las fracciones separadas pueden someterse a análisis químico o a DIFRACCIÓN DE RAYOS X.

IV.7 Tipos de ensayos de flotación.IV.7.1 Técnicas de pequeña escala.

- Estudio de ángulos de contacto, tubo Hallimond, estudios de adsorción de surfactantes,electroforesis, y técnicas electroquímicas.- Emplean muestras menores de 1g.- Son útiles para estudiar nuevos reactivos o minerales poco comunes.

- Las limitaciones de estos tests, es que toman poco en cuenta efectos tales como tamaño de partículay de burbuja, agitación y estructura de la espuma, u otros minerales presentes o iones derivados, dela mena o de la molienda.IV.7.2 Ensayos batch de una "sola variable a la vez". - Muestras de 500 - 1000 g.

- Son útiles para el desarrollo de diagramas de flujo, o para determinar condiciones de óptimas de la

práctica de la flotación.De ahí que haya que calcular factores de Scaling-up, para determinar tiempos de residencia.Los datos cinéticos se obtienen al extraer, con cierta frecuencia la espuma de la celda .IV.7.3 Ensayos de ciclos cerrados.

Los ensayos de ciclos cerrados corresponden a una serie de ensayos de flotación batchordenado de modo tal que simulan el diagrama de flujo de una planta, conteniendo etapas deflotación rougher, scavenger, de limpieza y aún remolienda.

Los productos intermedios y agua son reciclados de acuerdo al diagrama de flujo hastaque los pesos y análisis permanecen constantes lo que puede suceder con 6 o más ciclos completos.



Este método requiere muchas horas de esfuerzo, una extensiva planificación yorganización del laboratorio, y técnicas rápidas de análisis químico. Son útiles en el caso que unaproporción significativa de producto valioso está contenido en las medianías por ser de leyinadecuada para el mercado o para rechazo.

De ahí que se requiera, procesamiento adicional verificando previamente si habríaproblema de liberación o no.

También cuando es necesario reciclar mucha agua de proceso que daría problemas deacumulación de reactivos, iones, y productos de degradación.

El principal inconveniente de este método es el costo y el tiempo, pudiendo ser más lentoque el proceso equivalente de planta.IV.8 Ensayos de flotación en planta piloto.IV.8.1 Introducción.

El procesamiento de lotes de mineral por ensayos en planta piloto es, en muchos casosaconsejable, antes de que se instale el proceso industrial a escala completa.

El tratamiento de menas complejas por nuevos procesos o por el uso de nuevos reactivosde flotación, pueden involucrar problemas que debieran ser estudiados previamente bajocondiciones continuas pero a escala menor.

El procesamiento continuo en planta piloto es a menudo muy útil para confirmar los

resultados de ensayos en batch y verificar la economía de una separación mineral proyectada.El equipamiento piloto deberá ser adecuadamente seleccionado en tamaño ycaracterísticas para reproducir las mismas condiciones que existirían en la planta industrial.

Los resultados obtenidos eliminan generalmente la necesidad de hacer costosasexperimentaciones con grandes tonelajes de mena cuando la planta comercial está en operación.

El diseño del diagrama de flujo de la planta piloto debe ser lo suficientemente flexiblepara permitir cambios en la experimentación, secuencia de procesos, operaciones y disposición deequipos.

Las plantas industriales pueden también, desviar una porción del flujo de pulpa a uncircuito de planta piloto, para investigar posibles modificaciones de circuito sin producir disturbiosen la operación a escala total.



IV.8.2 Justificación de los ensayos en planta piloto.La realización de ensayos de planta piloto surge como una necesidad de:a) Evaluación de reactivos.

b) Trabajos de puesta a punto, u optimización de procesos para empresas o terceros.c) Investigación y desarrollo de nuevos equipos y procesos.

d) Actividades prácticas que simulen procesos industriales reales, con fines de enseñanza y

formación profesional.e) Molienda requerida para alcanzar grado de liberaciónf) Tiempo de flotación y densidades de pulpa para determinar tamaños de acondicionadores.g) Ley del concentrado versus recuperación, combinación de reactivos, densidades y

determinación de capacidades.IV.8.3 Ventajas y desventajas de los ensayos de planta piloto.

Decidir si se justifica o no hacer ensayos en Planta Piloto genera mucha controversia:Desventajas:

a) El alto tonelaje de muestra de mineral requerida aún para pequeñas plantas piloto concapacidades entre 50 y 80 kg/hora.

b) La dificultad de mantener el circuito estable bajo condiciones operativas (debido principalmentea problemas de bombeo) y consecuentemente de establecer balances metalúrgicos .

c) La dificultad de trabajar con mano de obra calificada por tiempo definido.d) El hecho de que se puede obtener una buena información acerca de los posibles efectos de lasvariaciones en alimentación, en ensayos de laboratorio sobre diferentes tipos de muestra correspondiendo a distintos tipos de mineralización encontradas en el yacimiento, que ensayar unasola única gran muestra en planta piloto.

Ventajas:a) La posibilidad de producir cantidades suficientemente grandes de material para realizar

posteriores ensayos metalúrgicos (por ejemplo: muestras de 15 Kg. para tostación y 3 ton. paraplanta piloto).

b) La factibilidad de controlar y estudiar el proceso global, particularmente cuando no hay plantascomerciales de referencia con tipos similares de proceso y de minerales.

c) La posibilidad de determinar más fácilmente y con más seguridad los efectos de reciclo, en relación

a soluciones y sólidos.d) La posibilidad de probar nuevos equipamientos.



IV.8.4. Aplicación de plantas piloto a la investigación en flotación.En un proceso nuevo, como lo fue por ejemplo, el desarrollo de las columnas de

flotación, el diseño y construcción de la planta industrial completa representaba una muygrande inversión en tiempo y dinero. Mientras que por un lado, se pueden obtener grandesrecompensas por el desarrollo de un proceso nuevo, el riesgo es un factor que debe ser consideradomuy cuidadosamente.

La operación de una planta piloto reduce tal riesgo de modo definitivo. En el tópicoanterior se indican las etapas típicas que deberán seguirse en un proceso de investigación dado. Sedebe destacar que el concepto básico debe haber sido probado antes de construir la plantapiloto.

La tendencia a realizar adaptaciones al concepto durante la erección de la planta pilotodebiera evitarse, salvo que se sugiriese un mejoramiento justificado por ensayos de laboratorio.

Además de reducir riesgos y proveer la oportunidad de operar continuamente, la plantapiloto, tiene también los siguientes objetivos:- Evaluar materiales de construcción.- Estimar requerimientos de mantenimiento.

- Evaluar peligros potenciales, por ejemplo el uso de reactivos peligrosos.- Solución de problemas relativos a eliminación de efluentes.

- Entrenamiento de personal.- Ensayar diferentes rutinas de control.- Obtener datos para el diseño de la planta a escala completa.- Estudios de costos.- Demostrar que el proceso es viable.- La producción de subproductos.IV.8.5 Tipos de plantas piloto.

La clasificación más obvia de las plantas piloto es su tamaño, proporcional a los costos,que puede variar desde la de escala de banco a una unidad de prototipo. Generalmente lacomplejidad del proceso define el tamaño que es requerido para probar su factibilidad.

Ya que los procesos de flotación son relativamente simples, se puede esperar que lasplantas piloto estén dentro de un rango de tamaño relativamente pequeño. Sin embargo, el hecho de

que haya un tamaño límite de equipos metalúrgicos, como por ejemplo, molinos o celdas deflotación, esto impone un límite sobre cuan pequeña puede ser una planta piloto.La instrumentación instalada en una planta piloto, incrementa lógicamente su costo.

Existen desde las más simples, con colección manual de datos a través de operadores que optimizanlas condiciones operativas y las fijan manualmente por medio de válvulas de control. Otras,entregan datos captados automáticamente por registradores gráficos o digitales, y eventualmenteson controladas por computador digital.



IV.8.6 Factores de escala.La planta piloto diseñada para construir plantas a escala completa, debiera estar

constituida por equipos comercialmente disponibles. Esto asegura que puedan ocurrir losmismos efectos , como cortocircuitos en reactores, en ambas escalas.

La transferencia de un proyecto nuevo desde escala piloto a escala total, es muy riesgosoen tiempo y dinero, debido a factores desconocidos, físicos o químicos, que son diferentes en ambas

situaciones.Sin embargo, en el caso de plantas convencionales, la experiencia ganada sobre muchos

años, permite en algunos casos, el diseño luego de realizar tan solo, ensayos de laboratorio.El buen diseño de una planta piloto, asegura que el factor de escala pueda ser alto ,

mayor que lo tradicionalmente aceptado (<10). En algunos casos, los datos de planta piloto se hantransferido a la etapa industrial con un factor de Scaling-up de hasta 1.000.IV.8.7 Diseño de plantas piloto de flotación.

El propósito específico para el cual se construye y usa la planta piloto, deberá ser biendefinido. El desarrollo de un modelo matemático, cuando se usan operaciones unitarias a escalareducida, permite reproducir variables de proceso usando altos factores de Scaling-up. Estoreduce también el tiempo requerido en ingeniería de diseño. Sin embargo, un equipo se debediseñar, a veces, para superar problemas particulares cuando se investigan procesos nuevos.

IV.8.8 Operaciones de plantas piloto de flotación.El costo operativo de una planta piloto está directamente relacionado al período de tiempoque esta es operada, por lo que es necesario, decidir sobre un programa de objetivos, como parte deldiseño de la planta.

Los resultados obtenidos en el laboratorio, durante la primera etapa de la investigaciónson usados para definir condiciones operativas.

Si aparecen problemas operativos en la etapa piloto, es usualmente menos costoso retornaral laboratorio para solucionarlos, en vez de perseverar con el trabajo piloto.

Un planeamiento estadístico de la operación en planta piloto que determina los efectos delas variables de proceso usando datos previos de laboratorio, puede salvar mucho tiempo y proveerresultados de mayor significado.

Usualmente, es necesario operar las plantas piloto sobre un amplio rango de

condiciones que cubrirían el rango que ocurre en escala completa, para definir el efecto de lasvariables sobre el proceso.



Aparte de establecer la viabilidad del proceso que está bajo estudio, la operación de unaplanta piloto se usa para proveer información sobre costos operativos , que pueden usarse en unestudio de factibilidad.

Otros beneficios, son los ya indicados de entrenamiento de operadores para plantaindustrial y aquellos relacionados con el mantenimiento de planta. Como se espera informaciónmás detallada de la operación de una planta piloto que de una planta industrial, los procedimientos

de monitoreo y muestreo debieran ser más intensivos.IV.8.9 Ubicación de la planta piloto.

La operación de una planta piloto requiere a menudo, un suministro continuo demineral, que es mejor entregado en una planta en operación.

En cambio los ensayos de plantas piloto , que usan procedimientos Batch, o que son detecnología complicada, son preferiblemente llevados a cabo en centros de investigación.

Si la operación es continua, la eliminación de efluentes se ve facilitada cuando la mismase realiza en la mina, y donde no se tiene, además, el problema del transporte, con sus costosasociados y la posible descomposición de muestras.

Por lo anterior un tipo de plantas muy útiles, son las plantas piloto móviles, que puedenprocesar hasta 10 toneladas por hora, y que consisten en una unidad de trituración y tamizado, unaunidad de molienda y clasificación, así como una unidad de flotación.

IV.8.10 Objetivos de los ensayos piloto de flotación.a) Establecer:- El diagrama de flujo del procesob) Determinar:- Balances de Materia- Recuperaciones Metalúrgicas- Calidad de Productos finalesc) Obtener información de:- Parámetros operativos para fines de diseño.- Costos operativos y de capital.

Una planta piloto puede proveer excelente información sobre aspectos que son difíciles deevaluar por otros métodos, por ejemplo:

- scaling-up.- recuperación y recirculación de agua.- recirculación de productos intermedios medianías.La capacidad de una planta tal, debiera ser más o menos 1t/h.Si embargo la construcción y operación de una planta piloto puede ser muy costosa y

llevar mucho tiempo.



El uso de una planta piloto, está justificado solo en las siguientes circunstancias:a) Son requeridas grandes muestras de concentrado o colas para ensayos metalúrgicos, promoción de

ventas, ensayos de eliminación de colas, etc..b) El mineral o el proceso es muy poco común, recientemente desarrollado o muy sensibles a

parámetros de tiempo, por ejemplo fleculación selectiva.c) El proceso de molienda debe ser también probado en planta piloto.

d) La recuperación y recirculación de agua es un parámetro de mucha importancia en zonas áridas.Hay Dos Modos Principales de Operación:1. Llevar el mineral a la planta piloto.2. Llevar la planta piloto al yacimiento de mineral.

En el primer caso se presenta el problema del transporte de varios cientos o miles detoneladas, y para el segundo existe la posibilidad de usar unidades modulares, más baratas yfácilmente transportables con bajos costos de instalación.

Se puede también ensayar muestra de mineral de distintas características uso de agualocal, probar la perfomance del equipamiento y entrenamiento de personal del lugar.

Las principales críticas a la operación en planta piloto son el hecho que son manejadas porel personal altamente calificado, muy bien motivado y con resultados superiores a los que se puedenobtener en la planta industrial.

Además que requiere grandes tonelajes de mineral por lo que el de testigos de perforaciónpuede ser insuficiente y tan solo trate mineral de superficie del yacimiento. Los resultados deensayos pilotos son útiles para el diseño de la planta industrial.

Con los mismos es posible calcular el mínimo número de celdas que se deben colocar enserie para formar un banco para que se cumplan en forma aceptable los requerimientos de caudal dealimentación, distribución de tiempos de residencia y flexibilidad metalúrgica. Con los avances enel mejor conocimiento de la hidrodinámica, de los modelos microturbulentos y cinética deoperación, resultan diseños de nuevos tipos de celdas con sistemas neumáticos Flotaire, Daura,Maxwell, o columnas de flotación, con varios diseños como la de Jameson.

Los nuevos sistemas han logrado un menor consumo de energía con igual o mejoresresultados metalúrgicos. Se ha progresado tanto en equipos como en reactivos de flotación.

Se han mejorado bastante los sistemas para producir la mejor dispersión de aire en la

mezcla sólido - líquido, produciendo finísimas burbujas de aire para contactar y flotar las partículasmineralizadas que se deseen.El mecanismo provee una vinculación adecuada de la pulpa para mantener los sólidos en

suspensión y produce una mezcla que asegura el contacto físico entre las partículas flotables y lasburbujas de aire.



IV.9 Control de factores del ensayo de flotación.a) Muestreo.b) Edad y Alteración de la Muestra.c) Procedimiento de remoción de espuma.d) Molino de la muestra.e) pH.

f) Calidad del agua.g) Temperatura.h) Densidad de pulpa.i) Velocidad de aireación y agitación.IV.9.1 Muestreo. La muestra no debe ser solo química sino mineralógicamente representativa del yacimiento.Ya que la muestra es a menudo, de testigos de perforación, puede ser necesario ensayar diferentestipos reconocidos de mena, dependiendo del resultado del programa de exploración.Se debe guardar parte de esta para posteriores ensayos. El ensayo con compósitos ser útil solo si sesabe de antemano que el programa de explotación de la mina, mezclar los minerales de la mismaforma.IV.9.2 Edad y Alteración.

Muchos minerales se degradan al exponerlos a la atmósfera, especialmente los sulfuros. Por ello loscontenedores de muestra deben sellarse, y colocar con ellos la muestra seca y al tamaño de terrones.También pueden alterarse en la pulpa del ensayo, sobre todo si la duración de la molienda, flotacióny separación sólido-líquido es mucho mayor que la de planta.IV.9.3 Remoción de Espuma.Es sabido que en la espuma hay un gradiente de concentración de la especie flotada. Por eso secolocan reguladores de altura de pulpa o de profundidad de la espuma para controlar la ley delconcentrado y la recuperación.De ah¡ que los resultados del ensayo Batch sean influenciados por el modo de realizar las anterioresoperaciones, sobre todo si se hace como es común, manualmente. Aparece ah¡ "el error deloperador".Este se puede prevenir usando celdas de laboratorio automáticas como la celdas de Leeds. En ésta,

la remoción de espuma, el nivel de pulpa, el pH, la velocidad de aireación y la del impeller semiden independientemente y se controlan automáticamente.



IV.9.4 Molienda de la Muestra.La molienda puede afectar el ensayo de flotación en tres modos:1. Control del grado de Liberación.2. Control de rango de tamaños de partícula, presentes.3. Contaminación de la superficie del mineral (por oxidación u otra reacción química).Si el ensayo es para realizar modificaciones en una planta ya existente, la muestra se toma del

circuito de molienda da la misma.Sino, puede considerarse que el uso de molinos de rolos da una distribución de tamaños bastantesaproximada a la de una operación industrial de molino de bolas en circuito cerrado.Es muy útil examinar microscópicamente las fracciones tamizadas de productos del ensayo deflotación, por ejm. las colas y el concentrado.Esto indicar problemas causados por una liberación insuficiente u otros efectos del tamaño departícula tales como relación lama - ganga ambas muy gruesas o muy finas para una eficienteseparación.IV.9.5 Regulación del pH.Se dispone de varios reactivos en la práctica, por ejemplo, cal, soda caústica, carbonato de sodio,ácido sulfúrico. Antes de comenzar el trabajo, es conveniente considerar los posibles efectos del

catión Ca++ la probable acumulación o precipitación de sales ejm. el costo de la regulación del pH

en la práctica.IV.9.6 Calidad del Agua.La mejor parte del trabajo se hace con agua destilada o del lugar del ensayo pero en la práctica elagua es de río, drenaje de minas, subterránea, etc.Estas pueden contener iones o especies orgánicas que compliquen el proceso de flotación y quepueden variar estacionalmente.IV.9.7 Temperatura.Los ensayos en su mayoría se hacen a temperatura ambiente, como en la práctica, pero muchosprocesos en la flotación, como el acondicionamiento, puede ser afectado por la temperatura.Por ello es útil registrar temperaturas de pulpa y considerar su influencia sobre la respuesta juntocon la información de los probables cambios de temperatura en la planta industrial.



IV.9.8 Densidad de Pulpa. Las celdas de flotación batch tienen generalmente varios litros de volumen pero el peso de lossólidos introducidos es generalmente menor de 1 kg. Por eso los ensayos son realizados adensidades menores que en planta (25 - 40 %), como es típico de las densidades de circuitos delimpieza.

IV.9.9 Velocidad de aireación, Agitación, Tamaños de Partículas y Burbujas.Los factores como el tamaño de partícula, tamaño de burbuja, mezclado aire-pulpa, velocidad deaireación y estructura de la espuma, entre otros, se conocen que afectan la velocidad de flotaciónglobal y pueden no ser la misma en laboratorio que en la celda industrial.

IV.10 Desarrollo de modelos y optimización.IV.10.1 Modelos cinéticos.IV.10.1.1 Ensayos en Batch.

La investigación ha demostrado que generalmente la flotación puede ser considerada

como un proceso de velocidad de 1er orden con respecto a la concentración de las especies flotadasen la pulpa, Ci. Por lo tanto un experimento de flotación batch tendrá:

dCi /dt = - kCi ó Ci = Coe-kit (1)

Donde: Co es la concentración inicial (alimentación).

k es la constante de velocidad de 1er ordent es el tiempo desde el comienzo de la flotación.Después de un periodo de flotación, t, la recuperación de la especie "i" esta dada por:

Co - Ci

Ri = = 1 -e-kit (2)Co

La constante de velocidad de flotación puede obtenerse graficando ln (1-R i) versus el tiempo, t, ydeterminando la pendiente.

Por una selección adecuada de reactivos, velocidad de flujo de aire, etc., los valores de"k", para gangas son menores que la de las especies flotadas. El rango de "k" corresponde a valoresde 0,01 a 1.

Como flota algo de ganga, esto diluye el concentrado, por lo que la ley del concentradodisminuirá a medida que la flotación continúa. Por lo tanto, la diferencia entre las recuperaciones deganga y especie mineral R1 y R2 se hará máxima, lo cual corresponde a una derivada cero.

Si: E = R1 - R2 = [1 - exp.(-kit)]-[1 - exp.(-k2t)]

dE/dt = o ===> k1exp.(-k1t) = k2 exp.(-k2t), de donde:



lnk1 - lnk2

t = (3)(k1 - k2)

Hay un tiempo optimo de flotación mas allá del cual, el incremento en recuperación de (2)excederá al de (1).

La tabla 1 muestra que sucede cuando k1= 0,3 y k2= 0,01min-1

La ecuación 3 produce un tiempo óptimo de flotación de 11,7 min. y puede verse que apartir de ahí, E comienza a decrecer.Tabla 1.

k1

= 0,3 min-1 k2 = 0,01 min.-1

t (min) R1 R2 E1 0.26 0.01 0.254 0.70 0.04 0.667 0.88 0.07 0.8110 0.95 0.10 0.86

13 0.98 0.10 0.8615 0.99 0.14 0.85

Tiempo optimo de flotación.La recuperación del 99% es rara en la mayoría de los minerales y se logra una

recuperación máxima RM, después de un "largo" pero razonable tiempo de flotación. La ecuación

(3) se puede modificar para dar:

R R e k t k tim i i i / 1 1? ? ?

?

??

?

?? ?o ln

R -RRm,i i

m,i(4)

Esta ecuación (4) constituye una nueva aproximación de Co que pasa cuando no seconsidera un sistema simple de dos componentes, donde uno es el mineral valioso y el segundo es la

ganga. Por supuesto, los mayoría de los minerales tienen varios componentes de ganga que tienendiferentes valores de k2. En este caso k2 se puede tomar como la media ponderada de constantes de

velocidad individuales. Es decir que habrían dos valores únicos de "k" uno para las especiesvaliosas y otra para el resto. Esta aproximación puede introducir errores debido a las diferenciasmineralógicas entre muestras de ensayos.

Ri y Rmi son las recuperaciones de las especies valiosas.De nuevo, el mejor valor de Rmi y k, se puede encontrar por un ajuste de curvas. En estos

modelos k tiene un significativo físico directo ya que representa la velocidad de remoción de masade la celda y puede usarse con propósitos de diseño.



Los modelos de flotación batch del tipo descriptos son ampliamente usados, pero algunasmenas requieren modelos más complejos. Esto sucede cuando existe mayor porcentaje de partículasfinas o gruesas en la alimentación ya que k varía con el tamaño de partícula. En este caso hay quemodelar separadamente las diferentes fracciones de tamaño.IV.10.1.2 Modelo Cinético de Planta Piloto.

Las técnicas de balance de población, son un método conveniente para modelar celdas

continuas de flotación en planta piloto.En este método se considera, que el flujo de fluido en la celda comprende un gran número

de idénticos elementos de fluido conteniendo cada uno una mezcla perfecta de pulpa dealimentación. Estos elementos pasan a través de la celda y el material flotable es removido.

El porcentaje total removido de este último, depende de cuanto tiempo, el elemento defluido permanece en la celda, su tiempo de residencia. Este depende de la hidrodinámica delsistema y se puede representar por una distribución de frecuencia de tiempos de residencia, E (t).

E(t) puede tomar varias formas, pero para la mayoría de las celdas de flotación seaproxima un mezclado perfecto:

E te t t

t( )

/ ?

?(5)

donde: (t) es el tiempo de residencia media del fluido.La concentración final de material flotado que deja la celda es:

c c E t dtE?

?

? • ( )0

, donde CE = Coe-kt

Por lo tanto:

cc e e dt

to

kt t t

?

? ??

?( )( )

/

0(6)

O sea:cc kto

??

1

1(7)

R cco

ktkt

? ? ??

11

(8)

Si se determinan las recuperaciones en estado estacionario de la celda piloto y el tiempo t,se puede calcular k a partir de (8).

Cuando el mineral no está completamente modelado el componente o especie valiosa estáen más de una fase, por lo que este caso se necesite un modelo de k más complejo, de parámetrodistribuido.



IV.10.2 Modelos factoriales.Los modelos cinéticos descriptos anteriormente son muy útiles, pero a menudo, son

suficientes relaciones de estado estacionario. En estos, los valores son mantenidos a valores fijosque no fluctúan, llamándose modelos determinísticos o estocásticos.

Cuando los factores y respuestas son continuos, pueden ser modelados empíricamente porpolinomios de primero o segundo grado.

Por ejemplo en el caso de una sola variable o factor, la concentración del colector, X, larecuperación y obtenida en una serie se ensayos, puede expresarse por:

Y = a0 + a1x primer grado (9)

Y = a + a1x +a2x¨ segundo grado (10)

Modelos Polinominalesy = a

oa x

1+

y = ao

xa1

+ + 2xa2

a2

a1

/ 2 x

y

Figura 2Modelos Aditivos.

x2 1

c=

1x

y

Figura 3



La figura 2, muestra estos dos casos, y los valores a0, a1, a2, parámetros del modelo,

pueden obtenerse por técnicas de regresión por cuadrados mínimos.Hasta el valor máximo x= 2a2 /a1, ambas curvas pueden darse por la fórmula de la

ecuación 1.Si se deben modelar dos o más factores, habrá que tener en cuenta las posibles

interacciones entre ellos. Si no hay interacción se dice que los factores son aditivos.La figura 3 muestra una respuesta aditiva (no interactiva) del colector X1 y del pH (X2).

Un modelo adecuado es:Y = a0 + a1 X1 + a2 X2 (11)

Si hay interacciones ver figura 4:Y = a0 + a1 X1 + a2 X2 + a3 X1 X2 (12)

Interacciones.

x2 1

c=

x

y

x2

c=2

Figura 4Superficies de Respuesta.

x

y = 90

y = 80

y = 70

2

1

x

Figura 5



Si la respuesta es lineal, para un valor especificado X2:

Y= (a0 + a2 X2) + (a1 + a3 X2) X1 (13)

Si la respuesta no es lineal:

Y = (a0 + a1 X1 + a2 X2 + a3 X21 + a4 x¨2 + a5 x1 x2 (14)

Se puede representar las respuestas y, para valores dados de x1 y x2 sobre una superficie

de respuestas, figura 5. Esta es una manera muy útil de visualizar los resultados experimentables yencontrar los valores óptimos de los factores X1 y X2 en términos de los valores de la variable

respuesta Y. (Método de la "Pendiente Ascendente").IV.10.3 Scaling - up.

El Ingeniero que trabaja en flotación, tiene que enfrentar problemas de Scaling-up, ya quesiempre procede de experimentos y equipos de menor escala a mayores tamaños de equipamiento,piloto o industrial.

Se dispone de un número de relaciones o grupos adimensionales para permitir un cambiode escala adecuada de los parámetros de celdas tales como velocidad de flujo y velocidad delimpulsor, etc..

Sin embargo, se presentan problemas en el Scaling-up cuando se parte de ensayos delaboratorio en batch a plantas pilotos continuas o planta industrial. Esto se ilustrará usando un

modelo de flotación de 1er orden.Suponiendo una flotación batch que se lleva a cabo sobre la mena, donde RB es la

proporción recuperada de una especie flotada, se tiene: RB = 1-e-kt (15).

Si en un ensayo continuo se alcanza, la misma recuperación con el mismo material en unacelda piloto, se puede calcular el tamaño de la misma en base a las siguientes consideraciones.

Se usa el tiempo de residencia: t = V/Q (16), paracalcular el volumen V de la celda, para una determinada velocidad volumétrica de flujo, Q.

La recuperación de una celda tal, que se aproxima a un reactor perfectamente mezclados,Rc, es:

Rc = Kt/(1 + kt ) (17)Igualando RB y Rc, se tiene:

- - -

1-e-kt = kt/1 + kt

ó? ?e

kt

kt?

?1

ótt

=e -1

kt

kt

(18)



Recuperación batch- -

en tiempo t (RB) Kt t/t

0,85 1,90 3,00,90 2,30 3,90,92 2,53 4,6

0,95 3,00 6,3Tabla 2: Relación de tiempo de flotación-recuperación - Continua a Batch.

La tabla 2, muestra los valores t/t, para varios valores de RB y se puede ver que el tiempo

de flotación continua es varias veces el tiempo requerido en ensayos Batch.Si se requieren 8 minutos para un ensayo batch de 92 % de recuperación, para un ensayo

en celda de flotación continua se requiere: 8x4,6 = 37 min.Si se conoce el caudal volumétrico Q, puede determinarse el volumen V de la celda. De lo

anterior se verifica que no puede tomarse el tiempo de flotación batch, para diseñar una celdacontinua, sobre todo teniendo en cuenta además, que la relación t/t es mayor a medida que aumentala recuperación RB.

Este incremento en tiempo de flotación, está asociado a la pérdida de eficiencia debido a

la distribución de tiempos de residencia en el mezclado perfecto. Esto se puede compensar en granmedida, usando varias celdas en serie para dar el mismo tiempo de residencia global.Puede demostrarse que para "n" celdas de flotación iguales, conectadas en serie, con k

constante, la recuperación global Rnc, es:

Rn

n kt nn

cn

c? ?

?1

( )(19)

donde t es el tiempo de residencia media de las n celdas.

Si RB = Rnc, entonces:

- t

tc/t = (n/kt) [exp.( kt/n ) - 1] º(20)

Por ejemplo si la recuperación batch, es 90% entonces RB = 0,9 y kt = 2,30. La relacióntc/t, se puede calcular para varios números de celdas en serie (n).Nº de máquina (n) tc/t1 3.92 1.9 RB = Rnc = 0.903 1.55 1.37 1.2



Tabla 3: Recuperación continua en celdas.Se observa una caída sustancial en el tiempo de retención con el aumento en el número de

celdas.Por ejemplo, si se requieren 6 minutos para alcanzar una recuperación del 10% en celda

batch se necesitan, 6 x1,5 = 9 minutos para el caso de usar 3 celdas en la planta equivalentecontinua y por lo que cada una deber tener un tiempo de residencia medio de 3 min.. El volumen de

cada celda se calcula conociendo Q. En la tabla 3 se observa que de 5 celdas en serie, producen unapequeña reducción en el tiempo de residencia total.IV.10.4 Simulación de circuitos de flotación.

Las técnicas de modelación matemática constituyen una herramienta de cálculo poderosapara el diseño óptimo de circuitos de flotación, permitiendo al Ingeniero Metalurgista resolver lossiguientes problemas:

a. Selección del circuito de flotación más apropiado para el tratamiento metalúrgico de una mena enparticular y

b. Optimización de los tiempos de flotación y condiciones experimentales asociadas a cada etapa deproceso.

Paralelamente, dichas técnicas proveen al Ingeniero de Procesos de una metodologíaadecuada para optimizar eficiencias de circuitos industriales ya instalados, permitiendo así

maximizar recuperaciones globales de especies útiles y mejorar la calidad del concentrado final.La resolución de los ítems (a) y (b) antes mencionados generalmente debe realizarse enforma sistemática, lo que implica un largo y costoso trabajo experimental, en lo cual podemosdistinguir cuatro etapas fundamentales:

1. Realización de pruebas batch a escala laboratorio, para determinar y estandarizar condiciones óptimasde trabajo. Para tal efecto, se estudian normalmente a nivel laboratorio los efectos de: % de sólidos,pH, grados de molienda primaria y de remolienda, tipo y dosificación de reactivos, efecto deaireación, etc., sobre la relación "Recuperación versus Ley" del concentrado final. En algunoscasos, se incluye, además un estudio cinético de flotación del mineral durante cada etapa delproceso, por ejemplo, flotaciones Rougher, Cleaner, Scavenger, etc.

2. Simulación experimental de circuitos de flotación continua a nivel de laboratorio, utilizando laconocida técnica de pruebas de ciclo ("Locked Cycle Test") y las mejores condiciones

experimentales determinadas en la etapa anterior.3. Realización de pruebas continuas de flotación a escala planta piloto, tendientes a verificar,complementar y/o extrapolar resultados metalúrgicos alcanzados durante las dos etapas previas delaboratorio. En general, se deberá determinar los factores apropiados de escalamiento,correlacionando empíricamente los resultados obtenidos a escalas de laboratorio y planta piloto.



4. Realización de campañas experimentales a gran escala, para ajustar en la Planta Industrial misma, lascondiciones operacionales óptimas de carácter definitivo. Generalmente, el diseño de circuitosindustriales de flotación, se basa en la información empírica acumulada de las tres etapas anteriores.

De la discusión anterior, resulta evidente que la extrapolación de resultados metalúrgicosdesde las etapas (2) y (3) y (3) a (4), involucra utilizar factores de escalamiento, los que a su vez,dependen de ciertas variables operacionales y de diseño, entre las que vale la pena destacar las

siguientes: (i) Diseño del equipamiento (geometría de las celdas de flotación, acondicionadores dereactivos, etc.) y (ii) Factores hidrodinámicos de cierta relevancia (distribución de tiempos deresidencia de las partículas flotables y no flotables, en las celdas continuas de flotación a escalaspiloto e industrial, etc.).

No obstante las limitaciones anteriores, resulta obvio por otra parte, que las pruebas de ciclo proporcionan al menos una respuesta anticipada de flotación continua del mineral, a escalasde laboratorio y planta piloto, suponiendo eso sí, que las condic iones operacionales y flowsheets detratamiento se mantengan relativamente similares, en ambos casos considerados. Lo anterior cobrareal importancia, si consideramos que debido al efecto de Reciclado las curvas de "RecuperaciónGlobal versus Ley del Concentrado Final" obtenidas en pruebas de ciclo difieren normalmente deaquellas obtenidas durante pruebas batch de laboratorio, justificando así la realización experimentalde la etapa (2) o alternativamente, simulando matemáticamente dichos resultados.

Debido al esquema de convergencia iterativo inherente al desarrollo experimental de laspruebas de ciclos, se generan altas cargas de trabajo sobre el personal de laboratorio encargado dedichas pruebas. Todo ello incrementa significativamente el costo y tiempo total de desarrollo delproyecto. Por ello se evalúa la aplicabilidad de un método alternativo de simulación matemática de pruebas de ciclo, conocido como método de los factores de distribución, el cual fueoriginalmente descrito por Agar y Kipkie.

IV.11 Comparación de celdas de flotación.IV.11.1 Criterios.

AUMENTO DE COSTOSMINERALES MARGINALES

BAJOS PRECIOS DE METALES

NUEVOS DESARROLLOS EN FLOTACIÓN

REDUCCIÓN DE COSTOSAUMENTOS EN RECUPERACIÓN



IV.11.2 Factores influyentes en el diseño de circuitos de flotación.LA NECESIDAD DE UN VOLUMEN EFECTIVO ES NECESARIO TANTO EN UNA

CELDA GRANDE O CHICA.. La selectividad de las celdas grandes es mayor que las

Chicas, debido al mayor espesor de la espuma.. Mejor control de ajuste de flujo de aire o nivel de pulpa,

En las celdas grandes pues tienen menos puntos de control.. Mayor economía de escala en las celdas grandes.IV.12 Instrumentación y control de procesos de flotación.IV.12.1 Introducción.

La instrumentación y control de procesos tiene cada día un rol más importante en lasoperaciones del procesamiento mineral debido a la utilización de mayor escala de producción,más complejidad y mineral cada vez más marginales.

Con el incremento de costos de energía, la utilización de instrumentación adicional ycontrol avanzado de procesos es vital para alcanzar costos operativos competitivos.

Los recientes avances en hardware para instrumentación y control de procesos, así comouna amplia variedad de sensores para medir las principales variables, han simplificado suinstalación y mantenimiento.

La instrumentación de un circuito de control incluye usualmente control de nivel depulpa, de densidad de pulpa, de presión y flujo de aire , flujo de reactivos y de nivel de espuma.Sin embargo, no todos están disponibles en cualquier planta, ver figura 4.

IV.12.2 Instrumentos de flotación.. Medidores de flujo de agua.. Válvulas de control de agua.. Medidores de flujo de pulpa.. Detectores de nivelde pulpa.. Sensores de densidad de pulpa.. Sensores de tamaño de partícula.. Monitores de pH.. Analizadores de rayos X, en línea.



Circuito de flotación de cobre.

1. Molino de rolos. 6. Cleaning (2 etapa).2. Molino de bolas primario. 7. Colas finales.3. Molino de bolas secun. 8. Concentrado.

4. Roughing. 9. Retratamiento.5. Scavenging. 10. Molino de remolienda.Circuito de flotación de mineral plomo-zinc.

1. Molino de rolos. 7. Acondicionamiento.2. Molino de bolas primario y secundario. 8. Rougher Zn.

3. Rougher Pb 1. 9. Cleaning Zn.4. Ronghing Pb 2. 10. Molino de remolienda.5. Chaning Pb (3et). 11. Concentrado de Zn.6. Concentrado de Pb. 12. Cola final.



IV.13 La flotación en la metalurgia del oro.IV.13.1 Introducción.

La Fig. 47 ilustra un tipo común de diagrama de flujo, que incorpora la flotación, dondelas colas producidas en la misma pueden ir a cianuración o desechos según sea su contenido de oro.

Por ejemplo la cianuración antes o después de la flotación, se practica en algunas plantasde las minas de Kalgoorlié, y donde el oro es de grano muy fino (Ej. Carlin), la concentración

gravitacional y la flotación pueden omitirse y cianurar directamente la masa convenientementemolida.

En algunos minerales de oro se puede recubrir el material carbonáceo con hidrocarburos yhacer flotación del oro y sulfuros con depresión del material carbonáceo, o flotación de éste antesde la flotación principal, u oxidación con agentes químicos o tostación.

La flotación en el tratamiento del oro es usada para concentrar oro y sulfuros en un pesorelativamente pequeño que puede ser tratado por amalgamación, cianuración, o tostación ycianuración. Tiene como principal ventaja que reduce el material que requiere posterior tratamiento,por ejemplo tostación y con lo que disminuye los costos. El oro nativo y los telururos de oro y platapueden flotarse con los sulfuros, aunque en algunas plantas se hace una etapa separada de flotaciónde telururos.

Los concentrados de la flotación de sulfuros generalmente contienen ambos, oro libre y

oro incluido en sulfuros. Si el bulk del oro es libre ambos concentrados pueden tratarse poramalgamación o cianuración directamente. Sin embargo, comúnmente una significativa proporciónde oro esta incluido, lo que requiere tostación para dejar el oro en condiciones de cianuración. Conesto, puede lograrse que la recuperación suba del 70 al 90%.

En algunas plantas se realiza antes de la flotación, una etapa de cianuración y en talescasos el residuo de cianuro tiene un efecto depresor en la subsiguiente flotación, por lo que debereactivarse con dióxido de azufre.

En general, la cianuración sigue a la flotación, por lo que la presencia de colectores yotros activadores de superficie en el concentrado de flotación no tostado puede afectar la eficienciade la cianuración.

Se han propuesto los mecanismos para explicar el retardo por xantato adsorbido. Elprimero, establece que los granos de oro se vuelvan hidrofóbicos por el revestimiento del colector y

por tanto quedan menos preparados para un ataque en solución acuosa.El otro mecanismo, comprobado experimentalmente, es que el oro nativo resulta pasivadopor el colector absorbido.

En cambio durante la tostación, los reactivos orgánicos de flotación son destruidos, por loque en la cianuración de calcinados no ocurren este tipo de problemas.



Ejemplo :a. Si la investigación mineralógica establece que el oro está como oro nativo, con gran proporción

liberado de ganga de cuarzo a tamaños mayores que 75 µm. Se deduce inmediatamente un circuitocombinado de gravitación y cianuración, no se necesita flotación.

b. Si la Investigación mineralógica ESTABLECE que el oro está presente en gran proporción como degrano fino en telururos de oro pero un significativo porcentaje está incluido submicroscópicamente

en sulfuro. Se deduce que una separación gravitacional es inaplicable, y que el circuito debieraincluir molienda fina, flotación, tostación y cianuración.IV.13.2 Flotación de sulfuros y metales preciosos.

Los metales preciosos se encuentran en pequeños porcentajes en los sulfuros mineralesconteniendo plomo, zinc, cobre, molibdeno, cobalto, níquel y hierro , los que son generalmenteseparados y concentrados por flotación (plata en el concentrado de plomo y oro en el concentradode cobre).

El procesamiento de estos minerales se realiza en base a los siguientes procedimientos:1. La molienda primaria se realiza con el objeto de producir partículas, lo más gruesas posibles para dar

un grado de liberación económica.2. El proceso de concentración, generalmente flotación, es diseñado para producir un concentrado

consistente predominantemente de minerales valiosos y una fracción medianía que puede requerir

una molienda adicional para producir una separación óptima de los minerales.3. La selección de los reactivos químicos (colectores, espumantes, etc.) necesarios para la separaciónde los sulfuros minerales de la ganga, es generalmente complejo, y pueden llegar a usarse hasta 6 u8 de ellos, como en el caso de la separación del plomo y la molibdenita.

4. Los reactivos químicos usados son generalmente caros debido a su alta selectividad para sulfurosminerales.

El desarrollo del proceso es dependiente de varios factores, como la ley de la mena y lacomposición mineralógica. Los metales preciosos pueden estar contenidos en la matriz del sulfuromineral junto con metales base y éstos ocurrir en asociación, lo que requiere una molienda muy finapara separarlos.

La extracción de los metales preciosos asociados a estos sulfuros se complica por lapresencia de altos contenidos de pirita, de minerales oxidados o secundarios, y de impurezas como

As, Sb, Bi y Hg, de minerales de cobre, proporción de sulfuros de hie rro, grado de oxidación y lanaturaleza de los minerales de ganga no sulfúricos.



Para los tipos de menas mencionados, los metales preciosos, tienen un efecto pocoimportante en la selección de los reactivos. En casos particulares, puede involucrar el agregado deun colector auxiliar para aumentar la recuperación, por ejemplo adición de mercaptobenzotiazol alusual tionocarbonato en ciertas menas de alto contenido de plata.

Aparte de las menas donde el oro es un constituyente menor de un concentrado de sulfuro,los minerales de oro para flotación pueden ser en dos clases:

1) Menas de oro libre donde los sulfuros se han oxidado completamente.2) Menas en donde el oro metálico libre y telururos pueden estar presentes pero la mayoría del oro está

asociado con sulfuros, especialmente pirita, arsenopirita y pirrotita.Las menas de este tipo pueden tratarse también por un proceso combinado de cianuración

y concentración gravitacional.Pero si por determinadas consideraciones se debe obviar la cianuración, por ejemplo oro

grueso presente en gran porcentaje, el oro libre de - 65 mallas puede flotarse fácilmente si lassuperficies están relativamente limpias.

Se recomienda trabajar a pH natural aunque se puede agregar carbonato de sodio si esnecesario dispersar. Como el ion calcio en un fuerte de depresor del oro, se debe evitar el uso de cal.

Los colectores xantato y ditiofosfato son efectivos sobre superficies limpias, si no se usamercaptobenzotiazol.

El aceite de pino es a menudo útil para colector espumante del oro libre. Para ayudar a lamejor flotación se añaden para estabilizar la espuma, mezclas de glicoles. Cuando se espera orogrueso es especialmente útil, trabajar con altas densidades de pulpa. (mayor de 35%).

Las menas mas comunes contienen oro íntimamente asociado con sulfuros como pirita ypirrotita.

El uso de sulfato de cobre es conveniente para la activación, sulfuros y un pH ácido,donde sea posible, mejora la recuperación y la cinética.

Los xantatos son colectores muy comunes pero como descomponen rápidamente pH 4 seusa en su lugar mercaptobenzatiazol.

La cianuración para la recuperación adicional del oro puede realizarse antes o después dela flotación.

Los reactivos de flotación puede disminuir la eficacia de la cianuración, a menos que se

creen nuevas superficies por remolienda.Por otra parte la cianuración antes de la flotación, puede interferir la acción de loscolectores.

Es común realizar la tostación de los concentrados de sulfuro con oro, para cianurarposteriormente el calcinado y lograr la recuperación del oro.



IV.14 Diagramas de flujo de flotación. Diagrama de proceso general para diferencial semibulk.

MENA

TRITURACIÓN

MOLIENDA EN ETAPAS

Y CLASIFICACIÓN

(Pb - Cu)

FLOTACIÓN ROUGHER

Pb

CIRCUITO CLEANERCOLAS

CIRCUITO DE

MEDIANASACONDICIONADORDE Zn

ROUGHER Zn

CLEANER

REMOLIENDA

Concentrado de Pb

Colas

Remolienda

COLAS

Concentrado de Zn

SEPARACIÓNZn -S2Fe

Concentrado Concentradode Pirita de Zinc

CIRCUITO SEPARACIÓN

Cu - Pb

Concentradode Pb

Concentradode Cobre



Diagrama de flujo procesamiento de sulfato de cobre.

MENA

TRITURACIÓN SEPARACIÓN DE COBREOXIDO DE COBRE

MOLIENDA Y CLASIFICACIÓN

FLOTACIÓN ROUGHER COLAS

REMOLIENDA

CIRCUITO CLEANING COLAS

REMOLIENDA

COLAS FINALESREPARACIÓN DESUBPRODUCTOS

CONCENTRADO S2M0, S2Fe DE COBRE

MENATRITURACIÓN

MOLIENDA Y CLASIFICACIÓNFLOTACIÓN BULK FLOTACIÓN SCAVENGER COLAS

pH ÁCIDOFLOTACIÓN CLEANER REMOLIENDA

ATRICIÓN Y FLOTACIÓN REMOLIENDApH 10,5

FLOTACIÓN RECLEANER FLOTACIÓN

CONCENTRADO DE COBRE



IV.14.1 Descripción del diagrama de flujo.El diagrama de flujo esta diseñado a fin de tener una flexibilidad máxima para que se

puedan hacer los cambios de circuito necesarios que permitan una investigación completa del flujode rougher, Scavenger, Cleaner, recleaner y Scavenger - Cleaner. Esta flexibilidad también proveeun medio para estudiar los reciclos de varios productos y los tiempos de residencia de flotación.

Estas características son particularmente importantes debido a que el tratamimento de la

mena cambiará con las variaciones en el yacimiento, y la planta comercial se deberá diseñar paracompensar dichas variaciones.



Los ensayos preliminares en batch de los testigos de perforación indican elcomportamiento de la mena frente al tratamiento metalúrgico. Estos sirven de base para el diseño dela molienda piloto conjuntamente con el sector de muestreo. En este diagrama de flujo,consideramos una mena de cobre de baja ley, que es explotada por métodos de open pit.Además, se aplica un intenso programa de explotación subterránea para muestras, a fin de confirmary ampliar la información de los testigos de perforación.

a. Trituración.Toda la trituración es llevada a cabo en una planta de muestreo. La mena que pasa através de la planta de muestreo a una velocidad de 25t/h, es apilada en lotes que representan áreasespecíficas del yacimiento. Esto lotes representan, parcial o totalmente, la alimentación del molino.b. Molienda.

La capacidad requerida para la planta piloto está sujeta a muchas consideraciones pero seprefiere en estas circunstancias una velocidad de alimentación de aproximadamente 4-5 toneladaspor hora.

Después de sacar la mena triturada de sectores elegidos del stock disponible, es enviada aun silo de almacenamiento que permite una alimentación uniforme de la planta.

El alimentador de cinta Denver, de velocidad variable, equipado con un registrador depeso, regula la capacidad de la planta y puede ser variado fácilmente para investigar resultados de

ensayos en planta piloto bajo diferentes velocidades de alimentación.El circuito de molienda consiste en un sistema convencional molinos de bolas-ciclón. Lamolienda (% menos 200 mallas), se puede variar por cambios en velocidad de alimentación, cargade bolas y condiciones de ciclón.c. Flotación rougher.

Un conjunto de 12 celdas de flotación D-R, arregladas entre grupos de cuatro celdas cadauno, provee condiciones ideales para rougling y scavenging. El concentrado se puede remover detodas las celdas como un producto único para el tratamiento posterior, o los concentrados a partir dela segunda y tercera unidad, pueden ser reciclados a la alimentación. Adicionalmente se puedebypasear la tercera unidad de cuatro celdas, para estudiar el efecto del tiempo de retención.d. Remolienda.

El concentrado total rougher, o cualquier porción de él, se puede remoler antes de la

limpieza. La remolienda es realizada en un circuito ciclón- molino de bolas. Como a veces esrequerido el espesamiento, antes de la remolienda, se muestra como una opción a este diagrama deflujo. El grado de remolienda y la cantidad de alimentación para remolienda es una importanteconsideración para el estudio. Cambios en la molienda primaria puede influenciar las condicionesde remolienda. Los efectos de no hacer remolienda, se investigan, simplemente haciendo by-passdel circuito.



e. Flotación cleaner - recleaner.La primera etapa de limpieza (con o sin remolienda previa) produce colas de cleaner que

pueden ser recicladas directamente a la alimentación de flotación de rougher.Alternativamente, las colas de cleaner pueden ser enviadas al circuito scavenger con la

espuma que es reciclada a la alimentación de la flotación de rougher. Este ultimo procedimiento esa menudo preferido, pues evita una dilución excesiva del circuito rougher, como puede ser causada

por el reciclo de la cola cleaner total. Ciertas impurezas de la ganga, se pueden eliminar también yaque las colas scavenger-cleaner, constituyen un producto final de desecho.

El recleaning es realizado en una máquina de flotación Denver celda a celda indicado enel diagrama de flujo, o puede usarse una máquina de flotación Denver D-R.La selección del tipo de celda es dependiente en gran forma del grado de selectividad requerido ydel número de etapas de recleaning necesarias. Si se usa recleaning multietapa no se requiereninguna bomba para reciclar la espuma en la máquina celda - celda.f. Espesamiento - filtración.

El concentrado final de cobre, es espesado y filtrado. Se pueden recolectar y analizar datossobre los efectos de floculantes, tamaño de remolienda, capacidad, humedad de la torta, etc .. Si lamena contiene molibdeno, el underflow del espesador se puede enviar a un circuito de separacióncobre molibdeno.

g. Muestreo.Un muestreo preciso es imperativo para una eficiente operación de la planta piloto. Losmuestradores automáticos se muestran en la corriente de alimentación, concentrado y productos decola. El muestreo de productos intermedios, se puede realizar para el caso de ser necesario unaevaluación de circuitos específicos.

Aunque la alimentación de la planta piloto se ha muestreado previamente en la sección demuestreo, el remuestreo de alimentación del molino sirve para confirmar las leyes originalesestimadas.

El diagrama de flujo descripto en este estudio está dirigido hacia menas de cobre de bajaley, pero muchos de los principios y la mayoría de los equipamientos se pueden aplicar a otrostipos de mena.

Este trabajo es interesante porque permite diseñar el diagrama de flujo de una planta

piloto para el tratamiento de un mineral obtenido de una planta de muestreo adjunta .El muestreo bulk de un yacimiento de mineral de baja ley, es a menudo necesario paracompletar resultados de testigos de perforación.

Además de confirmar la ley del mineral y las estimaciones de reserva, el muestreo bulkprovee mineral para ensayos experimentales a escala de planta piloto.



Los resultados obtenidos bajo estas condiciones eliminan la necesidad de una costosaexperimentación cuando la planta comercial está en operación y asegura la selección del diagramade flujo más apropiado tanto como el tamaño y el tipo de equipamiento.

La planta piloto ofrece una excelente oportunidad para que el personal de investigaciónmetalúrgica llegue a familiarizarse con los diferentes problemas presentados por la mena, yestablecer las mejores condiciones operativas para la planta comercial.

IV.14.2 Detalle de equipamientos.01. Alimentación del mineral de mina.02. Tolva de alimentación provista de tamiz de 8".03. Cinta transportadora de la fracción - 8", a 25t/h.04. Zaranda vibratoria Doble 4'x10'.05. Triturador de mandíbulas de 15" x 24".06. Molino de rolos de 27" x 10".07. Cinta transportadora de reciclo de trituradoras.08. Cinta transportadora de 18".09. Muestreador automático primario Denver H2.10. Alimentador Vibratorio.11. Triturador Giratorio Denver de 12".

12. Muestreador Denver de 20".13.14. Rechazos.15.16. Muestra final para análisis.17. Tolva.18. Alimentador Vibratorio.19. Cinta Transportadora.20. Tolva.21. Alimentador a cinta.22. Pesómetro.23. Muestreador Automático.24. Ciclón.25. Molino de bolas.

26. Bomba.27. Celdas de Flotación.28. Muestreador Automático.29. Colas.30. Bomba.31. Molino de remolienda.

32. Celda de 1ra. limpieza.33. Reciclo de cleaner Scavenger.34. Celdas de limpieza-Tipo-Celda-Celda.35. Colas de Scavenger-Cleaner.36. Filtro de disco.37. A circuito de separación cobre - molibdeno.

38. Concentrado de cobre filtrado.39. Espesador Denver.



IV.14.3 Circuitos de flotación.El proceso de flotación puede requerir el uso de un circuito cerrado inverso con flotación

intermedia, apto para mejorar las recuperaciones metalúrgicas de mineral sulfurado polimetálico.Estas recuperaciones son generalemte inferiores para las especies más densas. Un

ejemplo lo constituye el sistema plomo, zinc, plata, ganga, donde los sulfuros de plata y plomo,presentan pérdidas grandes en las fracciones granulometrías más finas. Esto es debido a que en los

circuitos convencionales se usan hidrociclones, los que por su principio de funcionamiento laspartículas finas y densas se clasifican mayormente que las arenas, por lo que experimentan unmayor grado de molienda en el circuito, y generan sobremolienda de estas especies que serecuperan ineficientemente en la flotación.

Se producen altas cargas circulantes de las especies más densas (hasta 1000%), por lo quesu granulometría llega a ser muy fina.

Se forman lamas que son las especies minerales sobremolidas y es sabido que laspartículas muy finas tienen tendencia a una mejor adherencia, tipo tangencial a las burbujas de airepor lo que disminuye su recuperación.

Para reducir la producción de lamas, y mejorar su metalurgia se puede disminuir la cargacirculante global clasificando con zarandas finas la descarga gruesa de los hidrociclones. Unaalternativa es separar selectivamente las especies densas por gravimetría (jigs) o celdas unitarias de

flotación a la descarga del molino.De este modo se logra eliminar del circuito de molienda las especies que hayan alcanzadola liberación adecuada.

La Figura a, muestra dos circuitos cerrados de molienda típicos: el directo y el inverso.Este último se utiliza cuando existe un molino de barras o trituración cuaternaria.

La Figura b, muestra un circuito cerrado de molienda inverso con un banco de celdasunitarias de flotación a la descarga del molino.

Un mineral polimetálico de cuatro especies, por ejemplo, SAg2, SPb, S2Fe, y SiO2, para

el que las dos primeras especies se separan selectivamente en el banco de flotación, se reduce a unsistema de tres componentes: SAg2, SPb, y el resto como ganga.

Las muestras obtenidas del circuito se caracterizan por distribuciones granulométricas ycomposición de especies, minerales. La muestra de descarga de arenas del hidrociclón se usa para elestudio de cinética de molienda a nivel laboratorio (ensayos batch). Las pruebas de flotación seefectúan con ese mismo material pero molido por un tiempo aproximadamente igual al esperadocomo tiempo de residencia en el molino.



Figura a.

Figura b.

Libro Flotación (universidad de concepcion)

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