Flotacion - Fundamentos (Sergio Castro)
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Sergio Castro Universidad de Concepción Facultad de Ingeniería Depto. Ingeniería Metalurgia
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Sergio Castro
Universidad de Concepción
Facultad de Ingeniería
Depto. Ingeniería Metalurgia
ÍNDICE
I Fundamentos fisicoquímicos del proceso de flotación
I.1 Introducción 1 I.2 Fisicoquímica de superficies 3
I.2.1 Tensión superficial 3 I.2.2 Fuerza intermolecular y enlaces comunes 6 I.2.3 Adhesión partícula - burbuja 7
I.3 Termodinámica de adhesión partícula - burbuja 8 I.3.1 Balance de energía libre superficial 8 I.3.2 Termodinámica de interfases. Ángulo de contacto 8 I.3.3 Hidrofobización inducida por el colector 9 I.3.4 Teoría de Derjaguin 10 I.3.5 Ecuación de Fowkes 13 I.3.6 Trabajo de adhesión y cohesión 15
I.3.6.1 Adhesión e hidrofobicidad 16 I.3.6.2 Datos de Wa, Wc en líquidos 16
I.3.7 Hidrofobización inducida por el colector 17 I.3.8 Relación entre ángulo de contacto y recuperación en flotación 20 I.3.9 Adsorción 21
I.3.9.1 Adsorción del espumante 23 I.3.9.2 Ecuación de isoterma de adsorción de Gibbs 23
I.3.10 Tensión superficial dinámica 26 I.3.11 Efecto conjunto colector - espumante 27 I.3.12 Revisión de reactivos colectores 31 I.3.13 Cinética de la flotación 37 I.3.14 Velocidad de flotación 39
I.3.14.1 Modelo de 1er orden de García - Zuñiga 40 I.3.14.2 Modelo de Klimpell 41 I.3.14.3 Interpretación de K 43 I.3.14.5 Probabilidad de flotación 43 I.3.14.6 Probabilidad de colisión 44 I.3.14.7 Probabilidad de adhesión 44 I.3.14.8 Probabilidad de desadhesión 45
I.3.15 Teoría de flotación de óxidos 45 I.3.15.1 Teoría de acción de los colectores 45 I.3.15.2 La doble capa eléctrica en los óxidos minerales 48 I.3.15.3 adsorción sobre interfases cargadas 50 I.3.15.4 Mecanismo de acción de los tensoactivos 53 I.3.15.5 Descripción de las superficies minerales 54
I.3.16 Teoría de flotación de los sulfuros 56 I.3.16.1 Introducción 56 I.3.16.2 Teoría electroquímica 58 I.3.16.3 Técnicas electroquímicas experimentales 59
II. Flotación de minerales sulfurados II.1 Reacción redox X/X2 64 II.2 Modulación de flotación 64 II.3 Flotación selectiva 67 II.4 Modificación de propiedades superficiales del mineral sulfurado 68 II.5 Influencia de la temperatura 68 II.6 Descomposición química del recubrimiento del colector 68 II.7 Implicaciones tecnológicas 70 II.8 Flotación selectiva 72
II.8.1 Minerales sulfurados de Cu - Fe - Mo - Zn - Pb 72 II.9 Tratamiento de polimetálicos 77 II.10 Acción de reactivos de flotación 77
II.10.1 Reguladores 77 II 10.2 Activadores 78 II.10.3 Ejemplo de depresores 78 II.10.4 Efecto depresor de los cianuros 79 II.10.5 Modificadores de pH 79
II.11 Ejemplo de esquema de flotación 80 II.11.1 Ejemplo 1 80 II.11.2 Respuesta de algunas especies 81 II.12.1 Calcopirita 81 II.12.2 Respuesta de la esfalerita 81 II.11.3 Ejemplo 2 83 II.11.4 Ejemplo 3 84
III Operación de circuitos de flotación 85
III.1 Tipos de circuitos 85 III.2 Índices metalúrgicos 86 III.3 Operación batch de celda unitaria 86 III.4 Operaciones unitarias 87 III.5 Ejemplos de circuitos de flotación 89 III.6 Otras alternativas 92 III.7 Operación de circuito de flotación 95
III.7.1 Introducción 95 III.7.2 Máquinas de flotación 96 III.7.3 Circuitos 96 III.7.4 Diagnóstico de plantas de flotación 96
III.7.4.1 Revisión de un caso 98 III.7.4.2 Efecto del tonelaje sobre la recuperación circuito rougher 101
III.7.5 Cinética de flotación de planta 102 III.7.6 Otra planta (circuito rougher) 104 III.7.7 Mejoramiento de circuitos de flotación 106
III.8 Cálculo de un circuito de flotación 107 III.8.1 Circuito rougher 107 III.8.2 Fórmulas para cálculo de circuitos de flotación 108 III.8.3 Uso de tablas Denver 109
III.9 Datos comparativos por tamaño de celdas y capacidades de planta 110
III.10 Ejemplo de un proceso de flotación 111 III.10.1 Planta de molibdeno 111 III.10.2 Planta de cobre porfírico 111
III.11 Máquinas de flotación 112 III.12 Etapas en el diseño de circuitos de flotación 113 III.13 Algunos criterios de selección de celdas de flotación 114
III.13.1 Ventajas de las celdas de gran volumen 114 III.13.2 Ventajas de celdas de pequeño de volumen 115
III.14 Tiempo de residencia óptimo 116 III.15 Flotación convencinal 116
III.15.1 Características principales de celdas de flotación 162 III.16 Flotación en columna 172
III.16.1 Introducción 172 III.16.2 Definiciones básicas 174 III.16.3 Aplicaciones de columnas a cobre y molibdeno 180 III.16.4 Tipos de columnas de flotación 181 III.16.5 Metodología del diseño correcto de columnas de flotación 193
IV. Metodología de ensayos de flotación
IV.1 Etapas de la investigación en un proceso de flotación 194 IV.2 Selección de muestras para ensayos 194
IV.2.1 Muestra 194 IV.2.2 Utilidad de los datos obtenidos 195 IV.2.3 Cantidad de muestras 195 IV.2.4 Control de los ensayos de flotación 196
IV.2.4.1 Información a recolectar 196 IV.2.4.2 Obs. útiles al obtener la muestra del contenedor 197
IV.2.5 Planificación de los ensayos de flotación 200 IV.2.6 Ejecución de los ensayos de laboratorio 201 IV.2.7 Evaluación correcta de los resultados de los ensayos 202
IV.3 Metodología de ensayos de flotación 204 IV.3.1 Objetivos de los ensayos de flotación 204 IV.3.2 Esquema metodológico 205
IV.4 Diagramas de flujo de procesos de flotación 206 IV.5 Principales variables de la flotación 211
IV.5.1 Propiedades dependientes de la mena 211 IV.5.2 Características de los reactivos de flotación 212 IV.5.3 Características relativas de la celda de flotación 212 IV.5.4 Etapas y variables principales de la flotación 212
IV.6 Aspectos prácticos 214 IV.6.1 Muestreo 214 IV.6.2 Análisis Químico 214 IV.6.3 Análisis mineralógico 214
IV.7 Tipos de ensayos de flotación 215 IV.7.1 Técnicas de pequeña escala 215 IV.7.2 Ensayos batch de una “sola variable a la vez” 216 IV.7.3 Ensayos de ciclos cerrados 216
IV.8 Ensayos de flotación en planta piloto 217 IV.8.1 Introducción 217 IV.8.2 Justificación de los ensayos en planta piloto 218 IV.8.3 Ventajas y desventajas de los ensayos de planta piloto 219 IV.8.4 Aplicación de planta piloto a la investigación en flotación 220 IV.8.5 Tipos de planta piloto 221 IV.8.6 Factores de escala 222 IV.8.7 Diseño de plantas piloto de flotación 222 IV.8.8 Operaciones de plantas piloto de flotación 223 IV.8.9 Ubicación de planta piloto 224 IV.8.10 Objetivos de los ensayos piloto de flotación 224
IV.9 Control de factores del ensayo de flotación 227 IV.9.1 Muestreo 228 IV.9.2 Edad y alteración 228 IV.9.3 Remoción de espuma 228 IV.9.4 Molienda de la muestra 229 IV.9.5 Regulación del pH 230 IV.9.6 Calidad del agua 230 IV.9.7 Temperatura 230 IV.9.8 Densidad de la pulpa 230 IV.9.9. Veloc. aireación, agitación, tamaños de partículas y burbujas 231
IV.10 Desarrollo de modelos y optimización 231 IV.10.1 Modelos cinéticos 231
IV.10.1.1 Ensayos Batch 231 IV.10.1.2 Modelo cinético de planta piloto 234
IV.10.2 Modelos factoriales 236 IV.10.3 Scaling - up 239 IV.10.4 Simulación de circuitos de flotación 242
IV.11 Comparación de celdas de flotación 245 IV.11.1 Criterios 245 IV.11.2 Factores influyentes en el diseño de circuitos de flotación 245
IV.12 Instrumentación y control de procesos de flotación 246 IV.12.1 Introducción 246 IV.12.2 Instrumentos de flotación 246
IV.13 La flotación en la metalurgia del oro 248 IV.13.1 Introducción 248 IV.13.2 Flotación de sulfuros y metales preciosos 251
IV.14 Diagramas de flujo de flotación 254 IV.14.1 Descripción del diagrama de flujo 257 IV.14.2 Detalle de equipamientos 262 IV.14.3 Circuitos de flotación 263
CAPÍTULO I
FUNDAMENTOS FISICOQUÍMICOS DEL PROCESO DE FLOTACIÓN
I.1 Introducción.
La flotación es un proceso fisicoquímico, cuyo objetivo es la separación de especies
minerales, 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 Figura 1: Esquema adhesión selectiva
B: burbuja; P: partícula
s - g: sólido - gas; s - l: sólido - líquido
Concentrado
Hidrofóbicas
Hidrofílicas
Figura 2: Esquema de celda de flotación
Burbuja de aire
Superficie del líquido
(pequeña)
Partícula
Partículas finas
(Suspensión mineral)
Figura 3: Esquema básico del proceso de flotación.
: tensión de adhesión
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 la
acción 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 espuma
estable.
Para cumplir esos principios básicos, se usan reactivos químicos. Estos agentes de
flotación son los llamados colectores, activadores, depresores y modificadores. Sus acciones
principales 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 las
hidrofílicas 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 se
generan 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 de
separación física entre dos fases), que puede ser:
f1
f2
Líquido - gas, sólido - líquido, sólido - gas o líquido - líquido.
La propiedad más importante de la interfaz es la Energía Libre Interfacial, GS, las
propiedades de la interfaz son distintas a las propiedades de cada fase. Interesa considerar las
propiedades de la primera.
α
Gs = Gα + G
β
β
Se puede derivar la ecuación fundamental de la química de superficie, a través de las
siguientes expresiones de la Termodinámica:
dG
dAT P n, ,
donde es la tensión superficial.
dG
dG
dG
dG
S dT V dP dn
S dT V dP dn
S dT dA dn
dG dG dG
i i
i i
S S SiS
iS
S
rabajo de extensión de la interfase = es
Entonces, dG P, n = constantes). De ahí que resulta que:
S
i i i iS S
iS
iS
Si i i i i
SiS S
dA El t Á rea
dG S dT V dP dn S dT V dP dn S dT dA dn
dG S S S dT V V dP dn dn dn dA
dA (T,
,
dG
dA T P n, ,
= propiedad termodinámica
es la Tensión Superficial, y es numéricamente igual a la energía libre superficial, si el
área 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 fuerzas
intermoleculares 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 (mayor
energía de enlace), que da diferencias (mayores) en energía o tensión superficial.
Ejemplo:
Sustancia dina/cm2 Temperatura
Helio (licuado) 0.365 1 ºK
N2 (licuado) 9.4 75 ºK
n - hexano (licuado) 18.4 20 ºC
Agua 72.8 20 ºC
Líq. orgánicos 20 - 30 20 ºC
Hg 484 20 ºC
Na (sal fundida) 198 130 ºC
Ag 879 1100 ºC
Ti 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 , o
sea 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 - Dipolo
4. 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 libre
superficial, será menos activo. Esta actividad se manifiesta en fenómenos.
Ejemplo: fenómenos de adsorción.
moléculas adicionales
Superficie
Seno
FaseMenor 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 las
moléculas adicionales tienen propiedades similares (tensoactividad).
Los compuestos tensoactivos bajan del agua. Adsorben componentes cuando la energía
libre 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 la
menor área de contacto desde el punto de vista energético. La capa superficial actúa como una
membrana 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 reduce
el área de contacto entre el agua y el aceite.
Emulsificación. Sucede lo inverso el caso anterior.
Ascenso capilar.
Sirve para medir .
La energía libre superficial está vinculada a la hidrofobicidad. Los sólidos hidrofóbicos
tienen 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 la
adhesión de partículas minerales a burbujas de aire. La energía superficial cambia con el agregado
de 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 = d
liq
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 del
agua, existen dos componentes:
Componente 1: d (componente de dispersión)
H2O, deriva de
Componente 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 = 22
H2O: H2O = 73 dinas/cm.
p = 51
d = 200
Hg: Hg = 484 dinas/cm
m = 284
En 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 la
hidrofobicidad 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
PBB
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 la
termodinámica 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 ángulo
entre 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
LG
1ª Ecuación de Young
Esta ecuación establece una relación entre el ángulo de contacto versus el 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, mineral
hidrofóbico. No existe adhesión partícula - burbuja, si = 0º, mineral hidrofílico. La adhesión se
vincula a un parámetro medible en el laboratorio; permite determinar las variables (tensiones
superficiales).
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.
SL100 (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 hay
fuerte reducción de energía libre. Luego el mineral pierde carácter hidrofílico. El mineral resulta
hidrofobizado 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 llamada
Disjoining 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 adelgazamiento
de 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 agua
se comporta como lo hace en sistemas capilares y cambia su tensión superficial; es un film muy
delgado.
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 film
acuoso durante la adhesión de la partícula a la burbuja.
Esta (h) es una barrera energética, que es mayor en los sólidos hidrofílicos que en los
sólidos 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 0
Hay 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): dG
dh
S
0, luego (h) es negativo, sólido hidrofóbico.
En (1): dG
dh
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 medición
experimental de la presión de separación es la limitación de la teoría de Derjaguin. No existe una
continuación de esta teoría y no existe equipo experimental que mida (h). Luego introdujo el
tiempo de inducción en que ocurre el adelgazamiento del film, que es una posibilidad alternativa al
ángulo 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 de
superficie y flotación.
Aplicando Fowkes al caso sólido - líquido (ya que él lo hizo al caso líquido - líquido), la
ecuación de Fowkes resulta:
SL SG LG Sd
Ld 2
Es válida para sólido hidrofóbico, ya que se necesita que uno de los líquidos fuera no
polar, 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 LG Sd
Ld
LG
LG
Sd L
d
LG
Sd L
d
LG
cos
cos cos
2
2 1 2
cos
1 * aquí se mide
0 2Sd
-1 * aquí se mide
Ld/LG
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 su
componente de dispersión podría saberse cual es el valor del parámetro (abscisa, tensión
superficial del líquido), que da el coseno del ángulo de contacto igual a 1, ángulo de contacto igual
a 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 la
componente de dispersión de la tensión superficial del sólido.
Si se toma otro sólido con el mismo líquido, se tendrá otras pendientes y se determinaran
otros componentes de tensión superficial de sólidos.
(2)
(1)
Existen otros dos conceptos de la Termodinámica de Interfases, vinculados a este campo y
que 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 se
esquematiza en la figura, recordando que la energía corresponde a: Energía = Gsist.
liq
liq1
GS
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 = 21
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 sólidos
más 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 = 2L = 146 erg/cm2 = Wc
Interacción entre moléculas H O -moléculas H O2 2
es igual a interacción molécula sólido - molécula H O.2
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 fuerzas
equivalentes.
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 un
momento en que separar sólido y molécula de agua no cuesta, pues no hay adhesión entre el sólido
y las moléculas de agua.
I.3.6.2 Datos de Wa, Wc en líquidos.
Wc Wa (agua) Sustancia
40.5 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, que
alcohol 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 el
concepto de tensoactividad. Las cadenas hidrocarbonadas se dirigen al agua, y el mineral se
recubre de sustancia o capa orgánica que es la responsable de la hidrofobización inducida del
colector.
Mineral
Adsorbe colector que
invierte orientación molecular
Wa y Wc permiten establecer rangos numéricos para la interacción entre una fase sólida y
líquida, en función de parámetros conocidos.
Si WaSÓLIDO 146: parcialmente hidrofóbico, por lo tanto flota.
s =
d + S
i(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 2W
W
W
W W
a LG
c
a
c
LG
c
cos 2 1W
W
a
c
2 1W
W
a
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 + Wa
i donde,
d = dispersión de London
H = enlace de hidrógeno
i = interacción iónica
En el agua ocurre que i y H se reemplazan por componentes polares p o i. Al tener un
sólido contactado con agua, los sitios superficiales del sólido estarían actuando respecto a las
moléculas de agua con fuerzas similares en naturaleza y magnitud. Si el sólido es hidrofílico y se
tiene WaS/L = 146 erg/cm2 = WcH2O, la rotura de la unión de moléculas sólido - agua, es lo mismo
que la de las uniones de las moléculas de agua. En cambio, si Wa WcH2O (*) cuesta menos romper
estas 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 de
dispersión: WaS/L =Wad. El sólido se comporta similar a la situación hidrocarburo - agua, donde
L=Ld, luego Wa = Wa
d. 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 Wad.
Sustancia d (dinas/cm)
Wad(H2O) = 2 S
dLd
(erg/cm2) (*)
H2O 21,8 Son modelos de sólidos hidrofóbicos
Parafina sólida 33 54 **
Grafito (mineral con
hidrofobicidad intrínseca,
flotabilidad natural)
110 98 **
Sílice (modelo de sólido
hidrofílico)
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 Wad respecto de la sílice es también < 146. Por lo tanto se deben comportar
hidrofóbicamente; 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, serían
todos hidrofóbicos.
La hidrofilia se debe a la presencia de sitios iónicos sobre la superficie sólida. Por lo
tanto 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 iónico
a 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 el
principio 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 el
largo plazo flotaría. Como en la práctica, la flotación es un proceso dinámico, el evento
termodinámico podría no ocurrir.
El problema cinético relativiza y complica el concepto de ángulo de contacto en su
aplicación práctica. Por eso, actualmente se prefiere hablar de la probabilidad de flotación, que es
mayor, 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, el
ángulo de contacto es parte de las condiciones de flotación.
Pa involucra un parámetro cinético, Pa = 1, cuando el tiempo de inducción, ind es menor
que el de colisión: ind colisión.
El ind es un parámetro fisicoquímico vinculado al rol del espumante en la flotación. El
espumante disminuye el tiempo de inducción:
Pc = f(flujo aire, tamaño de partícula, tamaño de burbuja)
Luego, las partículas muy finas tienen 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 fisicoquímicas
Hidrodinámica (relacionadas al ind, y a la cinética
de flotación)
La existencia de hidrofobicidad, significa 0, que a su vez implica flotabilidad. En la
mayoría de los minerales, un ángulo de contacto mayor que cero se consigue sólo por acción de un
colector (hidrofobicidad inducida).
I.3.9 Adsorción.
Básicamente la acción de un colector es la unión o fijación de moléculas o iones del
colector 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. La
factibilidad de un proceso práctico de flotación, depende de la definición el colector, espumante y
otros modificadores.
Esto es consecuencia que la adhesión de distintos reactivos es diferente, así como, su
acción de inducir hidrofobicidad en las partículas minerales.
La calcopirita puede ser flotada mejor con tiocarbamatos, mientras que la calcosita con
xantatos. No existe una definición de fórmula general de reactivos, sino que se debe definir
experimentalmente en cada caso. No existen, además dos yacimientos mineros iguales, de tal forma
que las condiciones de flotación cambian de una mina a otra, habiendo aún diferencias en las
fórmulas de flotación de mineral de un mismo yacimiento.
Por ejemplo en la División Andina (Los Andes), el mineral es calcopirítico, al igual que
en la mina Disputada de Las Condes, donde se usa ditiofosfato, en tanto que en Andina se utiliza
ditiocarbonato.
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 de
la 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 del
espumante. El primero se adsorbe a nivel de la interfaz sólido - líquido, y el segundo a la interfase
líquido - gas. Este último determina la estabilización de las burbujas, como una forma de evitar el
fenómeno de la coalescencia, que mantiene burbujas pequeñas en forma estable, debido a la
adsorción líquido - gas.
La adsorción, tiene su fuerza directriz en la energía libre superficial. Es una
manifestación de la tensión superficial. Es un proceso espontáneo si va acompañado de la
disminución de la energía libre superficial, y el sistema tiende a estabilizarse adsorbiendo sustancias
de la interfase.
Es también un proceso exotérmico, que libera energía (calor de adsorción) y es posible
medirlo 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 de
hidrógeno y dentro de las químicas, fuerzas de enlace, principalmente covalente.
Las características de estos tipos de adsorción son diferentes. La adsorción física tiene
calores de adsorción menores a 10 kcal/mol, en tanto la adsorción química tiene calores de
adsorción mayores de 20 kcal/mol.
La adsorción física es inespecífica y reversible en tanto la química es específica. La
primera forma multicapas y la química, en cambio, monocapas siendo además irreversible.
Ambos tipos de adsorción aparecen en el proceso de flotación.
Adsorción del espumante: física
Adsorción del colector: química o física.
Ejemplo.
Gas
(aire)
ROH
H O2
OH-
Si se tiene una solución con metilisobutilcarbinol (ROH), éste se adsorbe dirigiendo sus
grupos OH hacia la solución y las cadenas hidrocarbonadas hacia la fase gaseosa. Por lo tanto, una
burbuja 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 los
colectores 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 en
ese punto. La concentración superficial (cs) de las moléculas de alcohol es mayor que la
concentración 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 temperatura
constante.
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
+ dG
S (1)
dGS = TdS +idni + dA (2)
Interesa saber que componentes considerar en el plano superficial y las condiciones que
permitan 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 + nidi + dA + Ad (4)
dni: variación en masa o número moles.
di: variación de potenciales químicos.
Restando (4) - (2):
0 = SdT + nidi + Ad (5)
A una T = cte:
- Ad = nidi (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 estará
formado por dos componentes: soluto y agua.
-Ad = n1d1 + n2d2 (7)
Al definir el concepto de adsorción, aparece la restricción de que el agua no puede
adsorberse 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 = n2d2 (8)
d
n
Ad
22 (9)
pero n2/A = número de moles de soluto por área superficial, exceso superficial =
-d = d2 (10)
es una medida de la adsorción, ya que si aumenta , aumenta el número de moléculas de
soluto por unidad de área en la interfaz.
d
dT
2
Ecuación de Gibbs
La adsorción es igual a la variación de tensión superficial sobre la variación del potencial
químico del soluto en la fase acuosa.
d RTd a RT a
d
RTd a RT
d
d a
d
da
ln , ln
ln ln
pues =
(12)
pero d lna = da / a
= -a
RT (13)
o
1
En soluciones diluídas, a = c
= -c
RT (14)
d
dc
La ecuación 14 es una versión de la isoterma de Gibbs.
RTc
d
dc
= -
Si d
dc
0, entonces 0, adsorción negativa.
Si d
dc
0, entonces 0, adsorción positiva.
Un soluto se adsorbe sobre la interfaz líquido - gas, cuando se produce una disminución
de la tensión superficial al aumentar la concentración
R OH1
R OH2
R OH3
Electrolitos fuertesdinas/cm
73
c R3R2R1
R3OH R2OH R1OH
Los electrolitos fuertes, por ejemplo ClNa en concentración alta, producen un aumento de
la tensión superficial del agua.
Un tensoactivo podría ser espumante en flotación, pues baja la tensión superficial del
agua, sin embargo, no cualquier tensoactivo es espumante de flotación, ya que además de producir
espuma, 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 una
espuma 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 los
que forman las espumas más estables. Los compuestos de baja tensoactividad pueden ser muy
buenos espumantes de flotación y viceversa.
Fenómenos tales como, drenaje de agua, ruptura, coalescencia, reordenamiento de
tamaños, 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, para
moverse sobre la interfaz y dar más estabilidad.
Solución acuosa
Aire
disminuye con aumento deconcentración de espumante
en solución acuosa
1
2
3
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, lo
cual 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 es adsorción 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 la
adhesión, que se produce a una mayor velocidad (en un tiempo más corto) y de manera más
estable.
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)
Concentración
Espumante
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 una
adsorción.
Un buen espumante tiene fuerte capacidad de reducir los tiempos de inducción, no
necesariamente 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 limpieza
de los concentrados está basada en el espesor de la espuma. Si éste es pequeño el concentrado
resulta de baja ley, pues la espuma está en contacto más directo con la pulpa. Si en cambio se
trabaja con una capa de espuma de mayor espesor, hay un drenaje de agua a través de un film
acuoso, 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 es
más selectivo (tiene un entrainment más bajo). Si hay un buen colchón de espuma, se establece
un 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 remontar
10 ó 15 cm, para salir de la espuma y ser eliminada. Esto resulta muy difícil, ya que hay que vencer
el arrastre. Como ejemplo, se puede mencionar que las celdas de columnas tienen enormes capas de
espuma, de hasta 1 - 1.20 m de espesor de espuma.
El control de planta, está relacionado al nivel pulpa - espuma, que tradicionalmente se
maneja por niveles de compuerta. Actualmente, se utiliza un sensor ultrasónico, que permite regular
el espesor de la capa de espuma. Si se trabaja con espumas, éstas se forman, crecen y se vacían en
forma natural.
El flujo másico de concentrado es proporcional a la recuperación de la especie valiosa. Si
la espuma es muy gruesa, resultan concentrados de alta ley, pero de masa menor, por lo que se debe
subir el nivel de la interfase pulpa - espuma.
Lo ideal es tener un espumante que genere espuma con capa adecuada y alta velocidad de
crecimiento de la misma. Así se puede evacuar rápidamente el concentrado sin necesidad de subir el
nivel pulpa - espuma, de manera de no tener arrastre de ganga.
El espumante debe tener buena selectividad, es decir no debe presentar ningún efecto
lateral colector de partículas de ganga: Por ejemplo, el ácido cresílico es capaz de flotar ganga, al
igual 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 ello
es muy difícil conseguir espumantes que modifiquen el tiempo de inducción adecuadamente, y no
alteren todos los otros factores mencionados.
Normalmente los espumantes no se usan solos, sino mezcla dos; cada vez se usa menos
aceite 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 hay
problemas 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 y
eventualmente 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 éstas
son 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 los
más empleados para flotar minerales sulfurados. La variable más importante en estos compuestos es
la longitud de la cadena carbonada, R, que puede ser cadena normal o ramificada y de distintos
números de carbonos.
Cuando:
R = propil
etilxantato
propilxantato
isopropilxantato
R = etil O C
S
3CH
2CH
-S
O C
S
3CH
2CH
-S
2CH
R = isopropil
O
CH O C-
S
3CH
3CH
3CH
Butil, amil o hetilxantato
Se 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 el
poder colector del xantato (mayores recuperaciones). No obstante la selectividad es menor, lo que
significa obtener concentrados de menor ley, ya que particularmente flota ganga y sobre todo si es
muy fina.
Normalmente, se debe tener presente que conforme al objetivo de ley, que se propone
lograr en la flotación, hay que alcanzar:
1. Máxima Recuperación
2. 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 la
hidrólisis ácida y son poco solubles en agua, por lo que deben emulsificarse previo a su empleo
como 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 Minetec
R 3302 1750
R 3461 2023
Para generar diferentes resultados con estos compuestos, se probaron diferentes
variaciones de estructuras.
Así en 1925, apareció otra familia de compuestos, que aún dominan la química de
colectores, 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
S
CH23
CH CH
3CH
3CH
OCH23
CH CH
Ejemplo:
Cyanamid Minetec
Af - 238 (*)
R 3477 2044
(*) Se usa en Chuquicamata como auxiliar del xantato para flotar Cu, Pb, Zn. Se usaron
mucho en Rusia, donde lo denominan como aeroflot.
Las familias que llevan azufre y fósforo son buenos colectores, ya que permiten
ordenamientos espaciales, que le dan una estructura más ordenada al compuesto; esto quizás sea
una clave en la hidrofobización. Un investigador japonés demostró que la mayoría de los
aminoácidos 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 alquilamina
primaria.
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 con
calcopirita y calcosita.
Otros ejemplos son el ZM 200 y el DFC 411, los cuales son muy útiles en la industria
minera chilena, donde se pueden procesar 500.000 ton/día de mineral con 40 gr/ton de reactivos de
flotación.
Fosfinas. - Ditiofosfinatos (R - 3418):
P SNa
R1
R2
S
- Cloruro de tiofosfonilo:
P
S
R1O
R2O
ClAF 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 su
necesaria vinculación con la cinética del proceso.
Esta última entrega una descripción cuantitativa de la velocidad con que flotan las
partículas, y por eso es importante el tiempo de flotación (). Este es una variable fundamental de
diseño y corresponde al tiempo máximo que hay que darle a las partículas más lentas para que
puedan ser extraídas de la pulpa.
El tiempo de residencia (r), está vinculado al flujo de aire, de modo tal que si este último
fuese 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 y
si el flujo de aire es adecuado, la recuperación esperada sería aceptable.
Un experimento típico de laboratorio es una prueba cinética, donde una celda batch es
alimentada con una cierta cantidad de mineral y con la posibilidad de recibir el concentrado en
función 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 f1
c2 2 f2
c3 3 f3
c4 4 f4
Conociendo leyes y pesos, luego se determina la cantidad de metal fino.
Fino metalico pesoley
100
Calculando el f1, f2,..., fn y conociendo el fino de la cabeza (alimentación), se puede
determinar 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 valor
máximo (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 tuviese
un 2do
y 3er
mineral, estos tendrían diferentes velocidades. Estas variaciones en velocidad dependen
de 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 una
variable importante del proceso.
Para entregar una caracterización cinética de la flotación de un mineral, se usa el
concepto de constante específica de velocidad de flotación.
Sirve para definir si un proceso es más rápido o más lento. Existe una amplia gama de
modelos cinéticos, de los cuales se analizarán los más usados en el campo experimental. Para eso se
desarrollará el Modelo Análogo (por analogía a la cinética química), donde se considera que
partícula y burbuja son reactantes y el agregado de partícula - burbuja es un producto de reacción.
2
1
tiempo
Concentración especie 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 flotables
n = orden de la reacción
k = constante de flotación
Suponiendo una cinética de 1er orden:
c = coe-kt
, donde
(2)
co = concentración de material flotable al tiempo cero
c = concentración de material flotable al tiempo t
La ecuación 2 se grafica según:
lnc
ckt
o (3)
t
coln
c k1
Estas concentraciones no son usuales en flotación, donde más bien se usan
recuperaciones. Para evaluarlas, se determinan concentrados parciales, que se secan, pesan y
analizan para conocer el valor del contenido metálico fino y de ahí la concentración (ya que se
conoce el volumen de la celda). Como éste es fijo, se trabaja directamente con concentraciones. En
la práctica no es posible llegar a una recuperación del 100%, por lo que se introduce el concepto de
recuperación máxima, Rmáximo, ya que no todo el material es flotable.
El término, c
coln , 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 ckt
o
(4)
Es posible escribir: Rc c
c
o
o
(5)
Rc c
cto
o
(6)
Luego la ecuación (1), queda:
dc
dtk 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 t
R = 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 de
velocidad 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
Re
t kt (12)
R R
Re
t kt
(13)
lnR R
Rkt
t
(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
R
t
ln
R R
R
t
y
xk
1 41.1 0.4223 -0.86
2 61.5 0.2765 -1.29
4 64.8 0.1788 -1.72 -0.027
8 76.5 0.1000 -2.30
16 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
1
11 Distribución rectangular de probabilidades (Klimpell).
RR kt
R ktt
2
1 Modelo 2º orden.
Generalmente, basta usar los modelos cinéticos de 1er orden, donde se considera que
todas las partículas tienen la misma probabilidad de flotar. Si se considera que hay distribución
rectangular 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; además
se buscan expresiones que la vinculen con la termodinámica.
En 1989, Spears, Jordan y Laskowski publican una ecuación:
kQP
D
F
b
3
2
Db = diámetro de burbuja
Q = flujo de aire
PF = 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
Dc
p
b
n
donde A =
3
2+
4
15Re 0.72
, n = 2
La flotación como proceso requiere que las partículas y burbujas, estén dentro de un rango
de tamaños relacionados entre sí. De este modo partículas pequeñas flotan mejor con burbujas
pequeñas, pero con la condición inherente de rango de partículas, de acuerdo al mineral que se esté
flotando. Hay distintos rangos para distintos minerales, por eso algunas especies minerales
requieren 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 de
burbujas (más gruesas para calcopirita). Si se flotan calcopirita y molibdenita juntas, el equipo debe
generar burbujas grandes como también pequeñas.
30 150
5 50
Calcopirita
Molibdenitam
m
En cinética de 1
er orden: Rt = R (1 - e
-kt), según García - Zuñiga.
R R lnR R
R
t
t t
Según Klimpell: R Rkt
etkt
1
11 (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.
Racum
R1
R2
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 en
desarrollo.
I.3.14.3 Interpretación de K.
KQP
D
f
b
3
2 según 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 en
la 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
p
b
n
donde A =
3
2+
4
15Re 0.72
, n = 2
Dp = diámetro de partícula
Db = 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.
o
b i
p
b
V
RR
R
245 8
30 1
0.72
arctg 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 D
b 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
Dd
p
b
Frecuentemente:
a = 0, b = 1
Ps = 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 un
modelo, 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 del
estado hidrofóbico, son distintos nombres para indicar la hidrofobicidad inducida por los colectores
para que se produzca la transición hidrófilo a hidrófobo.
Se ha desarrollado una teoría de flotación para óxidos y no metálicos, y una teoría de
flotación 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 reacción
electroquímica en la interacción colector - mineral (colectores tiólicos).
Estas diferencias químicas y mineralógicas han determinado distintos enfoques para
considerar como se adsorbe e hidrofobiza.
En la flotación de óxidos, se usan colectores catiónicos o aniónicos, y se dice que estos se
adsorben sólo sobre la superficie con carga eléctrica de signo contrario. Por lo tanto graficando
potencial zeta, pz versus pH para una superficie mineral, se puede correlacionar con una curva de
recuperación 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 como
contraiones 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 soluciones
concentradas 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 ha
sido remplazada por teorías más complejas de la química coloidal. Aparecerían enlaces hidrófobos
en la interacción de las cadenas formadas en los colectores. El colector se comporta como un
contraión de la doble capa eléctrica.Para estudiar estos efectos se considera la teoría de Stern de la
doble capa eléctrica.
oe-kx
Doble capa
Compacta Difusa
xDoble capa
Capa difusa
Capa compacta
0
DC CD x
Potencial zeta
El potencial zeta es un valor medible experimentalmente por métodos electrocinéticos, ya
que las partículas minerales al ponerse en movimiento hacen desaparecer la doble capa difusa, y
sólo queda la capa compacta. Las partículas con carga eléctrica influyen sobre la solución de
electrolito que las rodea, alterando la distribución de sus iones para formar las nubes iónicas. El
potencial 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
colector
catiónico
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 específica 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 involucrando
disolución parcial del óxido y formación de complejos hidróxilados en solución, seguida de
adsorción 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 el
potencial en el plano de Stern.
o o o
RT
nF
a
a
RT
nF
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 carga
cero.
Iones determinantes de potencial. Son aquellos iones químicamente adsorbidos que
establecen 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 simples
contraiones y como hemimicelas en el plano de Stern, ha sido demostrada por Furstenau y
Wakamatsu.
La densidad de adsorción de iones sulfonatos adsorbidos puede calcularse por:
i i ir cnF
RT
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/cm3)
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.
RT
nFcr iii
exp2
donde es el potencial de adsorción específico, es decir el trabajo de adsorción que resulta de la
adsorción 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 ha
completado 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 actividad
y la carga superficial o potencial.
El potencial electroquímico es idéntico cuando hay equilibrio en el estado adsorbido y en
el bulk de la solución:
i i iads sol
RT f RT a ln ln
f() = función de la concentración superficial en términos de recubrimiento superficial del ion
adsorbido.
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
G
RTads
exp
Gºelec = cte, independiente de la concentración o densidad de adsorción. Para adsorción
de iones, Stern derivó:
Gºsol = ziF
2rc
z F
RTi
exp
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 área
Es: energía total superficial
Gs: energía libre de Gibbs superficial
Ss: entropía por unidad de área
GG
AsT P n
, ,
donde,
Gs: energía libre superficial (erg/cm2)
: tensión superficial (dinas/cm)
n: número de moles
A: área superficial
SG
T
d
dT
Td
dT
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 - iidi
i solv = 0, i = concentración superficial de exceso.
d S dT ds ii
i
( )1
2(si T= cte)
Ya que di = RT dln ai
ii T i j
RT aj,
(1)
,ln
1
La densidad de adsorción puede calcularse a partir de la pendiente de la curva tensión
superficial versus log actividad, si la de la interfase considerada se puede determinar
experimentalmente.
Para alcoholes:
d = -RTROH dln aROH
= -RTROH dln cROH
x 1010
mol/cm2
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 por
mol 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 una
función 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 con
grupos 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 superficies minerales
En el caso de los óxidos la descripción eléctrica estará basada 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 una
propiedad del mineral.
Si en cambio, se mide el pZ en presencia de colector, espumante y otros, y resulta 0: éste
el 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 pH
donde la especie mineral se comporta como catión o anión. Al formar una pulpa con mineral real y
ganga, puede haber un 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 tienen valores intermedios de iep, lo
que favorece la separación.
Es importante indicar que este enfoque conduce a
utilizar favorablemente la fuerza de atracción
electrostática entre el colector y el mineral para
obtener adsorción y por tanto hidrofobización.
Se ha señalado que con las alquilaminas sobre cuarzo, aún habiendo adsorción no hay
hidrofobización, hasta el momento en que empieza a formarse la especie neutral del colector..
NH3+ - R
SiO-
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 se
observa en los minerales sulfurados, donde se debe adsorber el colector en forma iónica y en forma
neutra (composición mixta del recubrimiento por colector)
Una observación interesante de destacar es que cuando se habla de teoría de flotación, la
mayoría se refiere a la adsorción de los colectores sobre la superficie mineral, cuando además
debiera hablarse del estado hidrofóbico. Esto tiene que ver con el ordenamiento de cadenas y
disposición 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 de
óxidos con sulfuros. La adsorción del colector sobre la superficie, no es suficiente para flotar, es
solo condición necesaria. Se necesita además estudiar la química coloidal del sistema.
PH
SiO2 1 – 2
SnO2 4 – 5
TiO2 5.8 - 6.7
Fe2O3 4.8 - 6.7
Al2O3 9.1
CO3Ca 9.5
MgO 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 Colectores
Tiolicos, 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 el
desplazamiento desde una sal menos soluble. Es decir que no es posible que el X- desplace al S
2- del
SPb. Esto produjo cambios en la teoría o mecanismo propuesto. Se consideró que:
PbS + O2 PbSO3 (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 embargo
esta teoría fue muy discutida, hasta 1957 en que Plaksin, publicó resultados donde flotó galena en
ambiente sin oxígeno.
A pesar de que el xantato se adsorbía, la galena no flotaba; si se permitía la entrada de
oxigeno 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 tiempos
disponibles en una celda de flotación, por lo que el mecanismo sería otro.
Se propone, entonces una participación de la superficie mineral en una reacción de
oxidación 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 del
mineral.
Un semiconductor tipo n, o sea con exceso de electrones en las bandas de valencia, sería
la característica de un mineral sulfurado en ausencia de oxígeno, y pasaría al tipo p con presencia de
oxígeno, 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 por
el semiconductor tipo p.
e-
e-
e-
e- O
2
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 la
hidrofobización 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 a
tomar electrones formando una especie de ciclo catalítico, según se indica:
2X- X2 + 2e
Esta 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 mecanismo
catalítico 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 también
una semireacción catódica, que debería corresponder a la reducción del oxígeno.
1/2 O2 + 2H+ + 2e H2O Reacción catódica
Reacción global:
2X- + 1/2O2 + 2H
+ X2 + H2O
Esto es importante de verificar mediante técnicas electroquímicas experimentales.
I.3.16.3 Técnicas electroquímicas experimentales.
A ERT
nFa
A
e B Eh º ln
.
i
Eh
B A + e
A + e B+
E q
i = i i = 0, luego Eh = Equilibrio
i = f(velocidad)
Eh
(1) (2) (3)
iE
fE
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
Er
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 Er.
Eh ERT
nFa
Aº ln , permite asignar una reacción al peak de corriente.
La técnica se puede hacer en los dos sentidos (anódico y catódico) y es la llamada
voltametría triangular. Si hay un peak en la región anódica, debe tener su correspondiente peak
catódico.
i
e
ie
fe
i
e
ie
fe
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 electrodos
minerales (SPb, Cu2S, etc.) (que son semiconductores).
2X- X2 + 2e
1/2 O2 + 2H+ + 2e H2O
Corresponden a:
A B + e semireacción anódica
C + e D semireacción catódica
Si 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 sistema
alternativo de entrega o captación de electrones; entonces se puede demostrar que el mecanismo es
electroquímico.
.. .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
fe
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 la
placa por una de oro y estudió la flotación de esferas de oro, instaló los electrodos, trabajó todo el
sistema 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 produce
hidrofobicidad,(por lo tanto de flotación), haya o no O2.
iE
iE
fE
% RE
ref
Sin O2
h
Eh
*
Erep > Eref X2/X
-
Posteriormente se ha hecho trabajos de voltametría e impedancia, demostrando que no
todos 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 colectores
funcionan como contraiones en la doble capa eléctrica.
Los ácidos grasos como colectores no tienen poder colector para minerales, cuando ellos
están compuestos de cadenas carbonadas con menos de seis átomos de carbono. Las características
de 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 no
metálicos, 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
RT
nF
X
XE
RT
nFX
RT
nFX
X X X X
º ln º ln ln/ /2 2
2
2 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 30 059
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 -0.004
Etil -0.0057
n - propil -0.09
Isopropil -0.089
n - butil -0.128
n - 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 se
requiere menor potencial para formar dixantógeno, y también la adsorción. También el largo de la
cadena influye positivamente, ya que un propilxantato es más fuerte que un etilxantato. Por eso, si
hay problemas de flotación con minerales mixtos, donde hubieran óxidos, se usan reactivos de
cadena 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 superficie
produce 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, en
la 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 0.315
Dietil 0.255
Dipropil 0.187
Dibutil 0.122
Diamil 0.050
P
EM DA DPE
(+)(-)
Xantatos Ditiofosfatos
Se observa que primero se oxidan los colectores de cadena más larga y que los xantatos
son más fácilmente oxidables que los ditiofosfatos.
Con etilxantato de concentración, = 6.25 10-4
M, Eh = 0.130 V. Se miden los
potenciales de reposo, para una serie de electrodos minerales:
Potencial de reposo, E(V)
Pirita 0.22
Arsenopirita 0.22 Se forma dixantógeno
Pirrotita 0.21
Calcopirita 0.14
Bornita 0.06 Se forma el xantato metálico
Galena 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 que
Woods 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 reducción
del 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 21
222 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 con
interacción 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 termodinámicamente
estable 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, y
siendo unas, subproductos de las otras, es conveniente obtener separadamente concentrados de cada
una de los productores valiosos.
Por ejemplo la pirita en minerales de cobre constituye una impureza o ganga que hay que
eliminar.
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 -Mo
2. Activación de esfalerita
3. Separación Pb - Cu - Zn - Fe
4. Separación Cu -Ni – Co
Se parte de la siguiente base: Un mineral sulfurado adquiere flotabilidad por un colector
tiólico, mediante una reacción química que conduce a la formación de un film mixto de iones
colector - metal y disulfuro, y existe una condición de la superficie que está dada por las
propiedades del mineral sulfurado.
Si se pueden modificar las propiedades electrocatáliticas del metal, se puede inducir
flotación.
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 fines
depresivos.
Una descomposición química del recubrimiento del colector, es depresante. Un reactivo
capaz de complejar al metal, forman un compuesto más estable que el del colector - metal, que se
disuelve 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
SH2
HS-
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 estado
reversible 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 y
que 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
10-2-3
10-4
10-5
10
-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 flote
conjuntamente 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 también
en la descontaminación de los efluentes que tienen sulfidrato, dosificando el H2O2 necesaria para
oxidar 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 sulfuros
poco 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 mezcla
de calcosita, calcopirita, covelita, bornita, molibdenita más pirita.
Flot. colectiva
Concent. Cu - Mo - Fe
Calcopirita
CalcocitaFeS
2
Flot. selectiva
MoS2
+
El S2Mo tiene flotabilidad natural. Tiene estructura laminar con capas donde hay sitios
bordes y caras.
Los sitios bordes son hidrofílicos.
Los sitios caras son hidrofóbicos.
Mo Mo Mo
S S S S
S S S S
Mo Mo Mo
capa
Enlaces de Van der Waals
capa
Capas débilmente unidas por enlaces de Van der Waals, por interacción entre azufres y
enlace 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). El
empleo de N2 ahorra colector, pues bloquea la oxidación catalítica de descomposición del SHNa. A
veces se usan otros colectores como S(NH4)2, cuando el S2Mo está parcialmente oxidado con un
recubrimiento de MoO3. Se forma molibdato de NH4 y disolución de la capa de óxido.
Se puede emplear también: ferrocianuro, aunque requiere temperatura, o cianuro que
como 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.
SNa2Anamol SNa2LR - 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 la
razón sitios caras/ sitios bordes es muy pequeña.
Las partículas pequeñas son más hidrofílicas y se producen lamas con partículas en
forma 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 aire
no 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 según
lo 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 que
depresa 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 es
depresada con cal, se puede reactivar bajando el pH. Al disminuir el pH, se disuelven los
hidróxidos.
12 10 8 6 4
Reactivada%R
La pirita es muy sensible a la oxidación.
%R
CaO
OHNa* CaO
oxidada
(*) La cal depresa a un pH más bajo, pero si la pirita es previamente oxidada en forma
leve, 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++
pHpH
S
2Ca(OH)
pH crítico de precipitación
El cianuro es depresante de pirita (o Ferro o Ferricianuro). La pirita flota mejor a pH ácido
que alcalino, por eso se flota mejor a pH ácido y luego a pH alcalino para despiritizar. La galena es
sensible a la oxidación. La calcopirita no es sensible a la oxidación, con lo cual mejora su
flotabilidad. En la flotación selectiva, la pirita y pirrotita, son dos especies que siempre acompañan
a 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: calcopirita
FeS2: 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 SO4Cu
como 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 la
superficie 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 que
son adsorbidas por el regulador, reduciendo la hidrofobicidad del mineral.
4. Algunos reguladores producen marcadas variaciones en la alcalinidad del medio afectando la
flotación.
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 son
activadores con determinados minerales y depresores en relación a otros. Por ejemplo, el sulfuro de
sodio activa la flotación de muchos minerales oxidados no ferrosos, pero es un depresor para
minerales 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 otros
minerales no sulfurados.
3. Sulfuro de sodio y otros sulfuros solubles son usados en la activación de minerales metálicos no -
ferrosos oxidados. (Ej. Cerusita, malaquita, etc.)
4. Oxígeno (como oxígeno atmosférico) activa la flotación de sulfuros y de un número de minerales
no 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 usados
principalmente 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. También
actúan 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 aniónico
disminuye 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)
Ácido cresílico (espumante)
H SO , pH = 9 2 4
Amil Xantato (colector)
Ácido cresílico (espumante)
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 se
depresa con cal. Si se oxida suavemente, se modifica su superficie y adquiere una flotabilidad
inherente. Se regula con oxidantes a través del Eh (collecterless flotation). En cualquier flotación
colectiva 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 XZn
es más soluble que los xantatos de otros metales pesados como Cu, Fe, Pb.
Log Kp
Zn Pb Cu
EtilX -8.31 -16.77 -19.28
etilditiofosfato -1..82 -11.12 -15.85
hidroxido -16.79 -16.09 -14.70
log Kp
Cu2S -48.14
CuS -35.40
Los sulfuros son más insolubles que los etilX (etilxantatos), por lo que no es posible la
reacción de desplazamiento según LAM. La esfalerita se activa con sales de cobre (SO4Cu).
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, por
eso se usa la “desactivación” en presencia de 10-2
M de CNNa.
ZnS activada con SO Cu
10-7 -6
10-5
10
%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 un
concentrado 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 y
genera 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 es
mayor que con CN-. La desactivación sobre esfalerita activada por Cu
++, con CN
-:
ZnS·CuS + CN- = ZnS + Cu(CN)2 + C2N2 + S
2-
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 - Pb
2. Cola flotada + SO4H2 (disminuye el pH), separa concentrado de Fe, Zn + relave.
3.
Conc. Cu - Pb Conc. Fe - Zn
Concentrado Zn
Concentrado de Cu
limpieza
Fe
cola
Fe/Zn
cola
CaO
SO Na3 2
Pb
reactivar
Pb con
aireación
Concentrado de Pb
CN-
CaO *
**
(*) Más SO4Zn 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 pHCaO
ZnSO4
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 concentrado
fino alime
Cc
Ff
ntación100 100
Se tiene que saber el peso de C y F, lo cual no es usual en un circuito continuo, donde se
hace el balance en base a leyes:
Ff = Cc + Tt = Cc + (F - C)t
= Cc + Ft - Ct
F(f -t) = C(c -t)
Sabiendo que %RCc
Ff 100
Por lo tanC
F
f t
c tto, R =
( f - t)c
(c - t)f
100
%RC
Fpeso 100
Razón de enriquecimiento =C
F
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 un
valor 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 los
hidrociclones 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 usa
circuito indirecto. En remolienda de rougher o de concentrados intermedios: de 3ª limpieza, de 4ª
limpieza 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 función
del 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 de
enriquecimiento muy alta). En cambio el Cu se concentra desde el 1 % al 28 - 40 % en el
concentrado.
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
Remolienda - Clasificación
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 remolienda
del 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 a
ciclón para la separación de lamas de arenas (con middlings); éstas van a remolienda (+ 65#). En
razón de los mayores flujos, tanto másicos como volumétricos de la cola rougher respecto al
concentrado rougher, ésta alternativa no es usada.
Ejemplo: Disputada de Las Condes, tiene una mineralogía calcopirítica similar a la de
mina 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 de
las lamas.
Hay tendencia a flotar lo más grueso posible al salir del ciclón a la celda de flotación y no
al 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. Conviene
seleccionar circuitos cortos, para el caso de necesitar un concentrado de alta ley. Por ejemplo de dos
celdas, 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
t
M
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:
C i r c u i t o r o u g h e r c o n v e n c i o n a l
c e l d a
c o n c e n t r a d o
c o r t o
Se puede flotar partículas de hasta 300 m, obteniendo alta ley y buena flotabilidad. Otra
alternativa, 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 m
espuma contra 10 cm de espuma de una celda convencional. Se pueden aplicar a minerales
calcopiríticos, y son ejemplos las columnas instaladas en Proyecto Escondida (Norte de Chile),
Andina, M. Blancos, Disputada, etc.
Rougher
Columna
Cleaner
Remolienda
Scavenger
Ciclón
Conc.
Colas
Salida
Agua lavado
Conc final = 30%
Colas
La recuperación rougher tiene que ser alta (ejemplo 85%). La recuperación limpieza es
también alta (96%). Luego la recuperación global es 80 % aproximadamente. El Rougher es circuito
recuperador y no de ley. Antes se exigía recuperación y ley, y frente a pérdidas en ley se usaba
menos aire, pero esto daba menor recuperación. No importaría la ley, siempre que se tenga una
razón de enriquecimiento de cuatro y no de diez, como antes se pretendía. Sólo para minerales
diseminados 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, es
usual 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 eso
podría bajar la recuperación en 2 ó 3 puntos. Si en la mina El Teniente, la recuperación bajase un
punto 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 manejar
independientemente, a través de los cajones. El espesor de la capa de espuma se regula y cuando es
menor, da una mayor la velocidad de flotación aunque la ley puede bajar. En cambio si el espesor es
mayor, la ley aumentaría.
El circuito scavenger trabaja con los más pequeños espesores de espuma, que concuerda
con los mayores flujos de aire de estos circuitos. Son flujos de pulpa impulsados y todo el material
se 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 mayor
volumen 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 una
turbulencia 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 ultima
celda igual a la ley de alimentación. Hay que extraer el grueso lo más rápido posible del circuito, sin
que pase a remolienda, adonde se envía el 10% del flujo total, aproximadamente. Hay que
considerar que el hidrociclón distingue entre gravedad y tamaño, pero no distingue liberación. Por
ello se puede utilizar una celda SKIM - AIR, que se alimenta con la descarga del hidrociclón y su
salida 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 mayor
recuperación, 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 ley
del 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. Si
el 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 gruesas
tienen 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 es
mayor, se incrementa la probabilidad de encontrar granulometrías más gruesas en el relave. En una
planta usualmente, se pierden 15 a 20 puntos de recuperación un parámetro importante es el tonelaje
por falta de liberación (granulometría gruesas), presencia de óxidos (malaquita, cuprita, tenorita en
el caso del cobre), presencia de lamas (arcillas), posibilidad de sobremolienda de partículas de la
especie 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 reactivos
inadecuados. Para determinar la ocurrencia de pérdida de especies valiosas que van al relave, es útil
investigar 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 se
caracterizan algunas fracciones de tamaño por análisis químico, mineralógico y un análisis de un
circuito 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 observa
que 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 al
ciclón 5 del ciclozizer, que es de 10m de tamaño, en lamas perjudiciales que son preferidas a la
ganga. 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, se
tiene:
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 recuperación
del circuito rougher.
25000 - 40000 TPD.
Recuperación = F(tonelaje)
..
. .
.
.
.
.
..
.. ...
.
.
. .
.
.
. .
.
..
.
.
.
.
20 3025 35 4050
60
70
80
90
100
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 el
tipo de máquina, etc.
Mina El Soldado. Concentradora de cobre. Flowsheet.
Prerougher
Alimentación
Rougher
LimpiezaPrerougher
Molienda
LimpiezaScavenger
Primera Limpieza
LimpiezaSegunda
LimpiezaTercera
Concentrado finalRelave final
El concentrado rougher de más alta ley, se envía a un circuito molienda inverso para evitar
sobremolienda. Si se baja el tonelaje de los molinos, disminuyen las colas de los circuitos que van
al 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 la
ley del concentrado final, con la recuperación que se obtenga. Esta estrategia mejora la remolienda
sobre todo cuando hay mucha circulación de flujos. Para mejorar la recuperación, la cola de primera
limpieza 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 % Recuperación
70
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, pero
puede resultar que la recuperación no llegue a estabilizarse. Cabe preguntar si conviene alargar o no
el 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 % Recuperación
70
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, sino
pasar 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 son
producidas principalmente por el circuito rougher; aproximadamente un 15% y 2% de pérdidas en
el 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 de
alimentación.
En general, se prefiere mejorar la molienda para la misma etapa. La disminución de las
pérdidas 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 que
generen burbujas de tamaño más adecuado a estas partículas finas. También se puede controlar por
dosificación de reactivos, como mercaptano.
En el circuito de limpieza la recuperación correspondiente al 83.4% del circuito rougher
puede ascender al de 97 - 98%. En relación a las estrategias exitosas por diagnostico de circuitos, es
muy importante mejorar la molienda y la remolienda, haciendo hincapié en la recuperación. El
cambio 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 dar
más tiempo de residencia al circuito rougher lo que puede dar más recuperación y por lo tanto se
debe 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 circuito
rougher 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 se
ciclonea, mandando los gruesos al muro y los finos a la laguna del tranque.
Generalmente, no es técnicamente viable remoler las fracciones gruesas de +65 #. Se
pueden 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 de
selección de diagramas flujos.
No obstante, como ya se dijo, la eficiencia del circuito constituye el mejor impacto sobre
todo el proceso. Es importante considerar la velocidad de flotación, que puede marcar
significativamente la eficiencia de un circuito rougher, lo que está rápidamente dado por los
colectores y espumantes usados.
Si la velocidad es mayor se puede alcanzar una mayor recuperación en menor tiempo, ya
que 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 usan
para 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 colectores
fuertes 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, se
debe determinar en base a circuitos metalúrgicos.
Un criterio de optimización que se aplica, considera que se debe flotar todo el tiempo que
requiere 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 la
alimentación. 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 y
aplicado en planta, quien hizo un desarrollo para estudiar sistemáticamente circuitos de flotación.
Se usa para dimensionamiento, junto a pruebas de laboratorio que deben escalarse al
tamaño equivalente industrial, scaling up. En el se escala tiempo y no leyes ni recuperaciones, que
deben 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 el
tiempo de residencia a escala industrial. Si un circuito rougher, tiene en el laboratorio un tiempo de
2 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 típico
para una mena de cobre porfírico y también el porcentaje de sólidos en la pulpa que es 35%. Se
conoce 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 pie3.
1. Cálculo de la velocidad de alimentación de sólidos.
90 000
243 750
..
hr
tontph
2. Cálculo de la velocidad de alimentación de agua.
1
24
90000
0 3590000 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 28 60
6969 3 2000
62 4 60 144357
. .
.
.. / pie3 min
donde, 2000 = factor gr a lb.
62.4 = conversión a libra.
2.8 = conversión de cm3 a pie
3.
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 pie3,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 pie3/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
1440
1
m
3/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
40 78
1
. pie
3/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/min
tn 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 por
ton sólidos/h
1
36
65 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 kg
W kg Vs
s agua
100
Ws = peso del mineral seco en kilogramos.
Tabla de variaciones en número de celdas con diferentes tamaños, toneladas y densidad de
pulpa.
Toneladas secas/día Celdas de 100 pie3
% Sólidos 10000 25000 50000 100000
20 77 192 383 757
30 49 122 245 489
40 32 81 161 322
Se supone un tiempo de flotación de 8 minutos.
Gravedad específica del mineral = 3.0
500 pie3
20 16 40 80 160
30 10 25 50 100
40 6 16 32 64
10000 25000 50000 100000
1000 pie3
20 8 20 40 80
30 5 12 24 50
40 3 8 16 32
El % de sólidos es importante para controlar la eficiencia del proceso, ya que si éste
aumenta 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 pie3, en vez de 32 celdas de 100 pie3. Hay que
considerar 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 pie3.
El tamaño de las máquinas a seleccionar está relacionado al tonelaje a tratar.
Como el ejemplo, El Teniente tiene celdas de 300, 600 pie3 y hasta de 1000 pie3. Casi no tiene
celdas de 3000 pie3. Sería mejor usar 32 máquinas de 1000 pie3.
A mayor porcentaje sólido, aumenta el número de revoluciones por minuto de los
agitadores. En la práctica se usa no más del 35%, aunque Mina Andina pretendió usar 38 % de
sólidos 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
pie 3
pie 3
pie 3
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 pie3. Según
los operadores, estas últimas no dan el mismo rendimiento metalúrgico que las de 1500 pie3.
III.10 Ejemplo de un proceso de flotación.
La alternativa de construir un Flowsheet de flotación, surge al tener dimensionadas las
celdas.
III.10.1 Planta de Molibdeno.
7 corridas de 18 celdas (60 pie3)
Rougher Co (1 - 8) Rougher Scavenger Co*. Celdas 9 - 18
T Cleaner (18 celdas 100 pie3)
Co 1 er Scavenger
Pebble Mills 2ª Scavenger
4 - 10” Hidroc 3ª Scavenger
Recleaner 1ª
Recleaner 2ª
Recleaner 3º
Recleaner 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 se
han 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 menos
área para generar espuma, por lo que hay un engrosamiento de la capa de espuma. Las celdas de
columnas tienen una gran capacidad de pulpa y espumas de hasta 1 metro de espesor, mientras que
en las celdas convencionales, el espesor es de 10 - 15 cm.
Las máquinas más grandes se usan en circuitos rougher o scavenger, pues transportan
altos flujos de material. Las celdas scavenger procesan minerales de más baja ley, por eso es menor
la cantidad de ,material que flotan y por lo tanto, la cantidad de espuma producida es menor. Por lo
tanto 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 espuma
sería menor y ésta resulta menos estable. Cuando la espuma comienza a ser muy inestable (casi no
se forma, revienta y no sale), se debe bloquear una parte de la máquina para hacer el área más
pequeña y así se puede formar.
En las celdas de limpieza donde hay más ley que en el scavenger, se debe tener mayor
área de espuma. La celda “high grade” de Outokumpu, extrae concentrados de más alta ley, a través
de 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 del
diámetro de la columna y el aumento la altura de la espuma, así como un lavado, que mejora el
control de la espuma.
Normalmente, las celdas cleaner tienen 20 - 25 cm de espesor de espuma, y las scavenger
tienen 5 - 10 cm. La instalación de la ducha de agua necesita por lo menos 50 cm de espesor de
espuma, 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 de
potencia 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 algunas
tablas usadas para seleccionar máquinas de flotación:
Tanque Interior
Modelo Nº celdas/
unidad
Tamaño
pie
Profund.
Overflow
Volumen
efectivo pie3
Área espuma
pie2
1 o más 12.512.5 102 1250 156
Impeller Potencia Celda
Diámetro
pulg
Espesor
pulg
Velocidad
rpm
HPinst HPc Aireación
cfm
50 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 determinar
tipo ganga.
Por ejemplo en minerales de cobre se determinan como subproductos, sulfuros de
molibdeno, 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 #. Este
estudio 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 también
son factores importantes la mantención, la supervisión, facilidad de automatización, etc.
Otros factores son la calidad de servicios disponibles localmente y la experiencia previa
de los ingenieros de diseño y metalurgistas, con equipos similares.
Existe una relación entre el tamaño de las celdas y la capacidad de tratamiento de la
planta. 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 pie3)
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 pie3)
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 otras
fracciones de pulpa.
Mejor control de espuma. Esto corresponde a una afirmación antigua, pues las máquinas
modernas 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 las
celdas 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 se
somete 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 mezcla
con la cola del primer cleaner y se obtiene un concentrado que se mezcla con la cola del segundo
cleaner. Las tres colas se mezclan para un segundo ciclo. Estos ensayos duran 14 a 16 horas con 3 ó
4 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 se
deben 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 tiempos
y 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 de
celdas de tipo tanque agitado. Su avance tecnológico consistió en el uso de tanques en serie para
evitar cortocircuitos, así como en la utilización de celdas tipo estacionario, cada día mayores en
tamaño.
En la flotación, la pulpa mineral es tratada con reactivos químicos apropiados que hacen a
uno de los minerales no humectantes, o hidrofóbicos y por esto se unen a burbujas de aire flotando
en 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 a
la pulpa, a través de diseños que utilizan un soplador externo para introducir el aire. La acción de
agitación también logra producir finísimas burbujas, que son estabilizadas en la fase a acuosa por el
agregado de un agente espumante.
Los minerales que no flotan pasan al final del sistema de flotación para un tratamiento
adicional o eliminación.
Infortunadamente esto no resulta en una separación ideal debido a un cierto número de
problemas que causan contaminación del producto espumoso, por ejemplo:
Turbulencia de la espuma en la interfase pulpa - espuma, que causa que partículas de ganga entren
a la espuma.
Presencia de lamas constituidas por muy finas partículas que son llevadas sobre la espuma con el
agua de alimentación.
El problema de la contaminación del producto ha sido solucionado reflotando el producto
en operaciones de limpieza (cleaning), aumentado los costos operativos y de capital, y perdiendo
eficiencia en el proceso global.
El sistema de agitación de la celdas de flotación está diseñado para cumplir tareas
conflictivas ya que debe promover turbulencia para mantener las partículas en suspensión, para
promover 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 del
drenaje de la espuma.
El drenaje mecánico de las partículas de ganga a partir de la estructura de la espuma es un
mecanismo importante para alcanzar una buena selectividad en la flotación. Esto puede mejorarse
por el uso de lavado de la espuma.
El vaciado de agua de lavado sobre la espuma en las celdas mecánicas fue practicada
exitosamente hace 25 años, en la Unión Soviética, particularmente en flotación de carbón.
La celda convencional, con agitación mecánica es subaireada. Al principio aparecieron
celdas 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 de
Outokumpu), 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 altas
recuperaciones.
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 - OLIVER
Modelos DO-1 (30l) al DO-1550 (44 m3) . Diseño especial de estator suspendido, sin efecto de bafle en la zona inferior de circulación de
pulpa.
. 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 son
flotados 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 rotor
de 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. Dispersor
2. 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 de
la flotación:
1. El aumento de tamaño de celdas de 300 a 3000 pie3.
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. En
la parte basal de la columna se introduce aire y se alimenta a 2/3 de la altura del equipo. Al lograr la
introducción 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 medio
mecánico para mejorar la recuperación de concentrado. Se mejoró la constante de velocidad, pues
con burbujas más pequeñas flotan mejor las partículas pequeñas. Con este desarrollo aparecieron los
sparger (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 probadas
nuevamente 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 cuatro
etapas 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 de
concentrado, aunque a costa de bajar la recuperación. De ahí surge que las columnas deben estar
acompañadas de un gran circuito scavenger para tratar las colas. Actualmente la tecnología de
columnas de flotación está consolidada.
Como el cambio de burbujeadores de 2” diámetro y su reposición significaba parar la
columna 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 expresa
como 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 burbujeante
por coalescencia de las burbujas. Si el Hold-up mayor a 12 - 13 %, se pierde eficiencia. Esto resulta
ser 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, JQ
A
JFlujo volu
Area ción columna
cm seg
cm
cm
seg
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 típico
Altura columna (m) 7 - 15 12
Altura espuma (cm) 10 - 2 (m) 1 (m)
Veloc. Superf. Gas, JG (cm/seg) 0.5 - 3.0 1.5
Hold - up (%) 5 - 35 15
Diámetro burbuja (mm) 0.5 - 2 1.2 (*)
Veloc. superf. de Pulpa, Jp (cm/seg) 0.3 - 2 1.0
Veloc. superficial de Bias, JB (cm/seg) 0 - 0.3 0.1
Veloc. 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”, (1/21/2 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 cuadrada
4 4m, sección cuadrada
2 4 m, sección rectangular
2 6 m, sección rectangular
1m diámetro, sección circular
2m 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 o
computador. En la descarga se coloca otro flujómetro magnético que lee el flujo de colas y manda la
señal al controlador. Ambas lecturas se comparan a través de un set - point de bias, con lo cual el
controlador manda una señal a una válvula de control que se abre o cierra según el flujo de
descarga. 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
AguaW
Válvula de control III.16.3 Aplicaciones de columnas a cobre y molibdeno.
Rougher
Remolienda - Clasificación
Scavenger
Relave
Cola scavenger
Cola
Concentrado final
Mucho mayor ley con una
sóla etapa de limpieza
Molibdeno.
Rougher
Relave1ª Limpieza
Scavenger
Remolienda
Clasificación2ª
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 pie3. En 1980, aparecen las de 100 pie
3, 500,
1000, 2000, hasta llegar a 3000 pie3.
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 experimentado
recientemente un renacimiento a raíz de un mejor entendimiento de sus fundamentos y de los
beneficios que ofrece cuando es incorporada a los diagramas de flujo de procesamiento de
minerales, 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 12
mts. de altura, donde contacta una corriente ascendente de burbujas de aire introducida desde el
fondo de la columna. Estas pueden generarse a través de un tubo central perforado o exteriormente
a la columna.
Las partículas colectadas por las burbujas de aire flotan arriba de la entrada de
alimentación, donde se contactan con una corriente descendente de agua de lavado. El flujo
distribuido de ésta desplaza cualquier partícula de ganga siempre que el mineral este físicamente
discreto, es decir liberado y produce un producto esencialmente libre de ganga en una sola etapa de
flotación.
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 de
flujo 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 las
columnas, los circuitos de flotación pueden simplificarse y eliminar varias etapas de limpieza.
Se han propuesto varios diseños de flotación en columna, que incluyen las de
microburbujas, de lecho relleno y de agitación.
Las desventajas que presentan son el gran requerimiento de altura y la rápida oxidación de
la 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 alrededor
de un aro metálico perforado. Los burbujeadores cuando se tapan, se deben remover, por lo que la
columna se debe parar 2 a 3 horas.
Esto hizo surgir una línea de perfeccionamiento en el sistema de burbujeo, como en la
columna Diester, que tiene un sistema de inyección de aire, no sólo en la parte inferior, sino
también 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, donde
partículas 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
5. Celda MICROCEL. Para carbón, Virginia, USA.
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 igual
ley.
Agua
Cola
Producto
Aire
Alimentación
7. Columna WEMCO.
Es una celda con barras metálicas a distantes alturas, que funcionan como bafles, y hacen
función de columnas de lavado, ídem a la columna “lamelar”. Estas lamelas impiden la llegada de
ganga 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, que
remueve la parte central de la columna Canadiense, de modo que el aire y la pulpa se
contactan en un vertedero central. La alimentación es bombeada a la celda de Jameson y es
forzada a través de picos formando un Jet de pulpa que introduce el aire en el vertedero, formando
una espuma, que comprende el 50 - 60 % del volumen del aire. La pulpa aireada se descarga en un
tanque y las burbujas emergentes son de nuevo lavadas por la aplicación de agua de lavado. El
tiempo de residencia en el vertedero es cerca de 10 segundos, y cerca de 1 minuto en el, cuerpo
principal 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 de
celdas, con tres a ocho rodillos como barreras junto con reflujo de agua en contracorriente, logrando
aumentos significativos en la ley del producto. Las burbujas se colectan debajo de los rodillos y la
retención de estos mejora el drenaje de las partículas de ganga.
La barrera de rodillos superior de alta densidad, tiene una separación suficiente de las de
abajo, 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 de
reactivos 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 campo
centrífugo 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 la
fase 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 sobre
la 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 colas
para 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 IV
METODOLOGÍA 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 proceder
con el proyecto.
Investigación de laboratorio. Desarrollar datos básicos
Evaluación del Producto. Evaluar lo adecuado del producto generado.
Desarrollo del proceso e Ingeniería básica. Producir diseño preliminar de la Planta completa
Estudio de la planta piloto. Probar la factibilidad básica del proceso propuesto.
Planta Industrial. Producir a escala completa.
IV.2 Selección de muestras para ensayos
IV.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 cobre
porfírico).
- 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 a
tomar 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 tamaño
de liberación.
- Además el metalurgista debe inspeccionar, sino toda la operación de muestreo (desde intervención
de 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 contenedor
de 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 de
yacimiento 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 de
la 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 y
naturaleza de la ganga.
- Además de estos exámenes preliminares:
Se pueden tomar decisiones con respecto a la molienda necesaria para la liberación del mineral ser
ensayado 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 ser
constituyentes 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 viscosidad
de 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 estimar
una composición mineralógica cuantitativa de la mena.
- Por el lado del análisis químico, se puede tener el elemento en sus varias formas (Pb como SO4,
CO3, S, etc.) lo que es muy útil.
- Por el lado mineralógico observaciones con microscopio electrónico pueden dar contenidos de
hierro de la esfalerita o composición de los minerales del grupo de las sulfosales. Ya que el tamaño
de molienda es un parámetro esencial en la flotación, se debe tener en cuenta hacer un detallado
estudio de caracterización.
Esto significa que después de completar cualquier reducción de tamaño, se debe hacer un detallado
análisis incluyendo si es necesario una separación de lamas de las menas para eliminar la fracción
menor 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 sacar
importantes conclusiones en relación al objetivo de flotación.
Dependiendo del tipo de mena pueden hacerse caracterizaciones complementarias por métodos
densimétricos con líquidos pesados o análisis magnetométrico a diferentes intensidades.
- Datos relativos a la ubicación del yacimiento, como disponibilidad de agua, clima, suministro de
reactivos, disponibilidad de mano de obra, facilidades de transporte, regulaciones ambientales y
condiciones de mercado, deben ser conocidos y tomados en cuenta en los ensayos.
- El agua es un parámetro particularmente importante: su disponibilidad influencia directamente el
desarrollo del Flowsheet y su "calidad" puede afectar profundamente los resultados de los ensayos
de 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 duras
bajo condiciones normales de flotación.
Por lo tanto el conocimiento de la composición detallada del agua disponible en el sitio de la planta
resulta ser imperativo. Esto debe chequearse periódicamente, ya que son posibles cambios
estacionales en la composición del agua. En la mayoría de los ensayos de flotación sería muy fácil
usar agua desmineralizada, pero es mejor usar un agua sintética de composición parecida a la
esperada.
- Datos relativos al clima se deben tener en cuenta también como por ejemplo, la temperatura que
puede afectar la flotación de algunas menas, particularmente cuando se usan como colectores ácidos
grasos 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 proceso
a aplicar en preferencia de otros.
- Un mercado consumidor local del producto, puede definir la producción de un concentrado de
baja ley con alta recuperación y los subproductos obtenidos contribuir a la rentabilidad económica
del proceso.
Finalmente, es necesario tener en cuenta las restricciones que derivan de la legislación de
protección ambiental del lugar y de la salud de los trabajadores, lo que a veces, selecciona
apriori que se aplique un tipo de proceso y no otro (Hidrometalúrgico y no pirometalúrgico, por
ejemplo).
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 solo
material 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 de
flotación que pudiera ser más apropiado o al menos seleccionar un número limitado de
procesos que debieran ser considerados durante los ensayos.
Por ejemplo: se puede determinar si se debe introducir una operación de preconcentración
en el diagrama de flujo, como un deslamado previo, o una separación por medio denso o cualquier
otro método de concentración.
Tomar tales decisiones en este punto es importante ya que si las operaciones de
preconcentración son introducidas en el diagrama de ensayos, esto acarrea más
complicaciones en el programa de muestreo, en comparación con un diagrama de flujo basado en
una flotación directa.
En el último caso, la muestra completa debiera ser triturada a - 10 mallas y después de la
homogenización, ser usada como alimentación de referencia para varios ensayos de molienda
húmeda y de flotación. Para tal trituración debiera usarse de preferencia un triturador de mandíbulas
y un molino de rolos en circuito cerrado con una tamiz de 10 mallas de manera tal de evitar la
sobremolienda 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, se
puede 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 resultados
de 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 de
bolas de laboratorio, se deben registrar los siguientes datos: peso total y distribución de tamaño de
la 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 de
molienda, 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 adición
de 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 fácilmente
visualizados y sirven como guía.
Todas estas observaciones debieran mencionarse en el libro de registros de ensayos. Ellos
ayudarán 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 y
cuantitativamente.
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, pesada
y analizada, de tal modo que se puedan hacer el balance de material y de metal y se puedan
graficar resultados acumulativos en un gráfico. Si la ley de la alimentación recalculada difiere
mucho del valor del análisis de la muestra principal de minera;, es preferible descartar tales
resultados.
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 las
leyes de concentrado. Puede usarse otro tipo de gráfica, graficando el peso en % acumulativo de sólidos en la
espuma como abscisa y respectivamente, la recuperación acumulada de metal y las leyes del
concentrado 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 el
proceso 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 y
tiempo de flotación.
La interpretación debe indicar también las dificultades observadas en tener buenos
resultados, 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 de
flujo completo. Por lo tanto, no solo incluye separaciones Rougher sino también todas las
operaciones de limpieza necesarias para producir los productos finales deseados.
Con menas complejas, tales como minerales de sulfuros polimetálicos, minerales con
sulfuros 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 de
concentración física y procesos metalúrgicos, tales como lixiviación o tostación.
El diagrama de flujo final debe presentar los balances de materia y metalúrgicos
para cada operación con referencia al mineral alimentado para cada metal y cualquier
elemento 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.
ENSAYOS
LABORATORIO 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 DEL
ASPECTOS PLAN DE TÉCNICAS DE
PRÁCTICOS ENSAYOS DISEÑO
EXPERIMENTAL
. Muestreo .Método de variable por vez
. Mineralogía .Métodos Estad. de Tamizado
. Análisis Químico de variables
.Diseños Factoriales
RESULTADOS
CRITERIO EVALUACIÓN CRITERIO
CIENTÍFICO DE ESTADÍSTICO
TECNOLÓGICO 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. Espesador
2. Molino de rolos 7. Bomba de moyno
3. Bomba sala 8. a Flotación
4. Molino de bolas
5. Clasificador Denver sólidos secos Kg/min
agua, Kg/min.
pulpa, l/min.
sólidos
pulpa
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, d
7.- 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 Distribución
LAB. Cu Pb Zn Cu Pb Zn
PROD. CABEZA 0.32 8.42 2.63
PLANTA CONC. Cu - Pb 1.35 35.42 8.5 89.5 90.4 69.4
PILOTO 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 49.8
CONC. Zn 0.47 10.61 39.20 3.6 2.1 27.3
CABEZA 0.47 62.9 1.54
CONC. Cu 26.9 4.03 7.13 85.8 1.0 6.9
CONC. 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 36.3
P.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 19.2
CONC. Zn 0.37 1.4 57.2 0.8 0.2 53.5
COLAS 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 76
Pb en Conc. Pb 69 83
Zn en Conc. Zn 51 50
MENA EXPUESTA
Cu en Conc. Cu 21 71
Pb en Conc. Pb 61 81
Zn en Conc. Zn 44 51
TABLA: Leyes y distribución de concentrado del 2º recleaner del concentrado Cu-Pb.
ESTADO DENSIDAD DE PULPA
RELATIVA EN
LEY % DISTRIBUCIÓN
ROUGHERS Cu - Pb Cu Pb Zn Cu Pb Zn
ALTERADO 1.37 1.25 55.4 9.92 72.5 83.3 52.6
ALTERADO 1.46 1.56 51.2 10.70 80.3 76.4 50.0
ALTERADO 1.50 1.41 44.3 10.98 73.6 77.0 51.2
INALTERADO 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 aplicación
al 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 SER
REPRESENTATIVA
.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 el
estereomicroscopio.
- 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 los
límites probables impuestos a las leyes del concentrado y recuperaciones por intercrecimiento
mineral.
- Determinan posibles "inclusiones submicroscópicas" de metal valioso o deletéreo, o sustituciones
isomorfas.
- La distribución cuantitativa de estos elementos pueden ser determinada por el MICROSCOPIO
ELECTRÓNICO DE BARRIDO.
- Para la aislación o concentración de ciertas fracciones de la mena y partículas que se pueden
clasificar a mano con el uso del estereomicroscopio, pueden usarse Medios Densos, o equipos de
concentración 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 partícula
y de burbuja, agitación y estructura de la espuma, u otros minerales presentes o iones derivados, de
la 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 batch
ordenado de modo tal que simulan el diagrama de flujo de una planta, conteniendo etapas de
flotación rougher, scavenger, de limpieza y aún remolienda.
Los productos intermedios y agua son reciclados de acuerdo al diagrama de flujo hasta
que 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 y
organización del laboratorio, y técnicas rápidas de análisis químico. Son útiles en el caso que una
proporción significativa de producto valioso está contenido en las medianías por ser de ley
inadecuada para el mercado o para rechazo.
De ahí que se requiera, procesamiento adicional verificando previamente si habría
problema de liberación o no.
También cuando es necesario reciclar mucha agua de proceso que daría problemas de
acumulación de reactivos, iones, y productos de degradación.
El principal inconveniente de este método es el costo y el tiempo, pudiendo ser más lento
que 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 casos
aconsejable, 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 reactivos
de flotación, pueden involucrar problemas que debieran ser estudiados previamente bajo
condiciones 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 y
características para reproducir las mismas condiciones que existirían en la planta industrial.
Los resultados obtenidos eliminan generalmente la necesidad de hacer costosas
experimentaciones 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 flexible
para permitir cambios en la experimentación, secuencia de procesos, operaciones y disposición de
equipos.
Las plantas industriales pueden también, desviar una porción del flujo de pulpa a un
circuito de planta piloto, para investigar posibles modificaciones de circuito sin producir disturbios
en 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 liberación
f) 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 con
capacidades entre 50 y 80 kg/hora.
b) La dificultad de mantener el circuito estable bajo condiciones operativas (debido principalmente
a 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 las
variaciones en alimentación, en ensayos de laboratorio sobre diferentes tipos de muestra
correspondiendo a distintos tipos de mineralización encontradas en el yacimiento, que ensayar una
sola 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. para
planta piloto).
b) La factibilidad de controlar y estudiar el proceso global, particularmente cuando no hay plantas
comerciales 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 muy
grande inversión en tiempo y dinero. Mientras que por un lado, se pueden obtener grandes
recompensas por el desarrollo de un proceso nuevo, el riesgo es un factor que debe ser considerado
muy cuidadosamente.
La operación de una planta piloto reduce tal riesgo de modo definitivo. En el tópico
anterior se indican las etapas típicas que deberán seguirse en un proceso de investigación dado. Se
debe destacar que el concepto básico debe haber sido probado antes de construir la planta
piloto.
La tendencia a realizar adaptaciones al concepto durante la erección de la planta piloto
debiera evitarse, salvo que se sugiriese un mejoramiento justificado por ensayos de laboratorio.
Además de reducir riesgos y proveer la oportunidad de operar continuamente, la planta
piloto, 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 la
complejidad 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 las
plantas 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 de
flotación, 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 optimizan
las condiciones operativas y las fijan manualmente por medio de válvulas de control. Otras,
entregan datos captados automáticamente por registradores gráficos o digitales, y eventualmente
son 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 los
mismos efectos, como cortocircuitos en reactores, en ambas escalas.
La transferencia de un proyecto nuevo desde escala piloto a escala total, es muy riesgoso
en 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 han
transferido 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 bien
definido. El desarrollo de un modelo matemático, cuando se usan operaciones unitarias a escala
reducida, permite reproducir variables de proceso usando altos factores de Scaling-up. Esto
reduce también el tiempo requerido en ingeniería de diseño. Sin embargo, un equipo se debe
diseñar, 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 tiempo
que esta es operada, por lo que es necesario, decidir sobre un programa de objetivos, como parte del
diseño de la planta.
Los resultados obtenidos en el laboratorio, durante la primera etapa de la investigación
son usados para definir condiciones operativas.
Si aparecen problemas operativos en la etapa piloto, es usualmente menos costoso retornar
al laboratorio para solucionarlos, en vez de perseverar con el trabajo piloto.
Un planeamiento estadístico de la operación en planta piloto que determina los efectos de
las variables de proceso usando datos previos de laboratorio, puede salvar mucho tiempo y proveer
resultados 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 las
variables sobre el proceso.
Aparte de establecer la viabilidad del proceso que está bajo estudio, la operación de una
planta piloto se usa para proveer información sobre costos operativos, que pueden usarse en un
estudio de factibilidad.
Otros beneficios, son los ya indicados de entrenamiento de operadores para planta
industrial y aquellos relacionados con el mantenimiento de planta. Como se espera información
más 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 de
mineral, que es mejor entregado en una planta en operación.
En cambio los ensayos de plantas piloto, que usan procedimientos Batch, o que son de
tecnología complicada, son preferiblemente llevados a cabo en centros de investigación.
Si la operación es continua, la eliminación de efluentes se ve facilitada cuando la misma
se realiza en la mina, y donde no se tiene, además, el problema del transporte, con sus costos
asociados y la posible descomposición de muestras.
Por lo anterior un tipo de plantas muy útiles, son las plantas piloto móviles, que pueden
procesar hasta 10 toneladas por hora, y que consisten en una unidad de trituración y tamizado, una
unidad 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 proceso
b) Determinar:
- Balances de Materia
- Recuperaciones Metalúrgicas
- Calidad de Productos finales
c) 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 de
evaluar 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 de
toneladas, y para el segundo existe la posibilidad de usar unidades modulares, más baratas y
fácilmente transportables con bajos costos de instalación.
Se puede también ensayar muestra de mineral de distintas características uso de agua
local, 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 por
el personal altamente calificado, muy bien motivado y con resultados superiores a los que se pueden
obtener en la planta industrial.
Además que requiere grandes tonelajes de mineral por lo que el de testigos de perforación
puede ser insuficiente y tan solo trate mineral de superficie del yacimiento. Los resultados de
ensayos 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 en
serie para formar un banco para que se cumplan en forma aceptable los requerimientos de caudal de
alimentación, distribución de tiempos de residencia y flexibilidad metalúrgica. Con los avances en
el mejor conocimiento de la hidrodinámica, de los modelos microturbulentos y cinética de
operación, 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 mejores
resultados 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 partículas
mineralizadas 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 las
burbujas 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 diferentes
tipos 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 se
sabe de antemano que el programa de explotación de la mina, mezclar los minerales de la misma
forma.
IV.9.2 Edad y Alteración. Muchos minerales se degradan al exponerlos a la atmósfera, especialmente los sulfuros. Por ello los
contenedores 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, flotación
y 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 se
colocan reguladores de altura de pulpa o de profundidad de la espuma para controlar la ley del
concentrado y la recuperación.
De ah¡ que los resultados del ensayo Batch sean influenciados por el modo de realizar las anteriores
operaciones, sobre todo si se hace como es común, manualmente. Aparece ah¡ "el error del
operador".
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 se
miden 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 bastantes
aproximada 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 de
flotación, por ejm. las colas y el concentrado.
Esto indicar problemas causados por una liberación insuficiente u otros efectos del tamaño de
partícula tales como relación lama - ganga ambas muy gruesas o muy finas para una eficiente
separación.
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 el
agua es de río, drenaje de minas, subterránea, etc.
Estas pueden contener iones o especies orgánicas que compliquen el proceso de flotación y que
pueden variar estacionalmente.
IV.9.7 Temperatura.
Los ensayos en su mayoría se hacen a temperatura ambiente, como en la práctica, pero muchos
procesos 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 junto
con 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 los
sólidos introducidos es generalmente menor de 1 kg. Por eso los ensayos son realizados a
densidades menores que en planta (25 - 40 %), como es típico de las densidades de circuitos de
limpieza.
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 de
aireación y estructura de la espuma, entre otros, se conocen que afectan la velocidad de flotación
global 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 flotadas
en 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 orden
t 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-Ri) versus el
tiempo, t, y determinando 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 valores
de 0,01 a 1.
Como flota algo de ganga, esto diluye el concentrado, por lo que la ley del concentrado
disminuirá a medida que la flotación continúa. Por lo tanto, la diferencia entre las recuperaciones de
ganga 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 a
partir de ahí, E comienza a decrecer.
Tabla 1.
k1 = 0,3 min-1 k2 = 0,01 min.-1
t (min) R1 R2 E
1 0.26 0.01 0.25
4 0.70 0.04 0.66
7 0.88 0.07 0.81
10 0.95 0.10 0.86
13 0.98 0.10 0.86
15 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 - R
R
m,i i
m,i
(4)
Esta ecuación (4) constituye una nueva aproximación de Co que pasa cuando no se
considera 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 tienen
diferentes 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 especies
valiosas y otra para el resto. Esta aproximación puede introducir errores debido a las diferencias
mineralógicas 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 masa
de la celda y puede usarse con propósitos de diseño.
Los modelos de flotación batch del tipo descriptos son ampliamente usados, pero algunas
menas requieren modelos más complejos. Esto sucede cuando existe mayor porcentaje de partículas
finas o gruesas en la alimentación ya que k varía con el tamaño de partícula. En este caso hay que
modelar 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 de
alimentación. 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 de
fluido permanece en la celda, su tiempo de residencia. Este depende de la hidrodinámica del
sistema 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 se
aproxima 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
t
okt t t
( )( )
/
0 (6)
O sea:
c
c kto
1
1 (7)
Rc
co
kt
kt
1
1 (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 está
en más de una fase, por lo que este caso se necesite un modelo de k más complejo, de parámetro
distribuido.
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 fijos
que no fluctúan, llamándose modelos determinísticos o estocásticos.
Cuando los factores y respuestas son continuos, pueden ser modelados empíricamente por
polinomios de primero o segundo grado.
Por ejemplo en el caso de una sola variable o factor, la concentración del colector, X, la
recuperación y obtenida en una serie se ensayos, puede expresarse por:
Y = a0 + a1x primer grado (9)
Y = a + a1x +a2x¨ segundo grado (10)
Modelos Polinominales
y = ao
a x1
+
y = ao
xa1
+ +2
xa2
a2
a1
/2x
y
Figura 2
Modelos 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 4
Superficies de Respuesta.
x
y = 90
y = 80
y = 70
2
1x
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 y
encontrar 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 que
siempre 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 cambio
de escala adecuada de los parámetros de celdas tales como velocidad de flujo y velocidad del
impulsor, etc..
Sin embargo, se presentan problemas en el Scaling-up cuando se parte de ensayos de
laboratorio 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 una
celda 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), para
calcular 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 ó
t
t=
e -1
kt
kt
(18)
Recuperación batch - -
en tiempo t (RB) Kt t/t
0,85 1,90 3,0
0,90 2,30 3,9
0,92 2,53 4,6
0,95 3,00 6,3
Tabla 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 celda
continua, sobre todo teniendo en cuenta además, que la relación t/t es mayor a medida que aumenta
la 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 gran
medida, 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:
- n kt
tc/t = [exp.( ) - 1] (20)
kt n
Por ejemplo si la recuperación batch, es 90% entonces RB = 0,9 y kt = 2,30. La relación
tc/t, se puede calcular para varios números de celdas en serie (n).
Nº de máquina (n) tc/t
1 3.9
2 1.9 RB = Rnc = 0.90
3 1.5
5 1.3
7 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 equivalente
continua 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 una
pequeña 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 poderosa
para el diseño óptimo de circuitos de flotación, permitiendo al Ingeniero Metalurgista resolver los
siguientes problemas:
a. Selección del circuito de flotación más apropiado para el tratamiento metalúrgico de una mena en
particular y
b. Optimización de los tiempos de flotación y condiciones experimentales asociadas a cada etapa de
proceso.
Paralelamente, dichas técnicas proveen al Ingeniero de Procesos de una metodología
adecuada 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 en
forma sistemática, lo que implica un largo y costoso trabajo experimental, en lo cual podemos
distinguir cuatro etapas fundamentales:
1. Realización de pruebas batch a escala laboratorio, para determinar y estandarizar condiciones óptimas
de 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 de
aireación, etc., sobre la relación "Recuperación versus Ley" del concentrado final. En algunos
casos, se incluye, además un estudio cinético de flotación del mineral durante cada etapa del
proceso, por ejemplo, flotaciones Rougher, Cleaner, Scavenger, etc.
2. Simulación experimental de circuitos de flotación continua a nivel de laboratorio, utilizando la
conocida 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 de
laboratorio. 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, las
condiciones operacionales óptimas de carácter definitivo. Generalmente, el diseño de circuitos
industriales 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 metalúrgicos
desde 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 de
reactivos, etc.) y (ii) Factores hidrodinámicos de cierta relevancia (distribución de tiempos de
residencia de las partículas flotables y no flotables, en las celdas continuas de flotación a escalas
piloto 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 escalas
de laboratorio y planta piloto, suponiendo eso sí, que las condiciones operacionales y flowsheets de
tratamiento se mantengan relativamente similares, en ambos casos considerados. Lo anterior cobra
real importancia, si consideramos que debido al efecto de Reciclado las curvas de "Recuperación
Global versus Ley del Concentrado Final" obtenidas en pruebas de ciclo difieren normalmente de
aquellas obtenidas durante pruebas batch de laboratorio, justificando así la realización experimental
de la etapa (2) o alternativamente, simulando matemáticamente dichos resultados.
Debido al esquema de convergencia iterativo inherente al desarrollo experimental de las
pruebas de ciclos, se generan altas cargas de trabajo sobre el personal de laboratorio encargado de
dichas pruebas. Todo ello incrementa significativamente el costo y tiempo total de desarrollo del
proyecto. 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 fue
originalmente descrito por Agar y Kipkie.
IV.11 Comparación de celdas de flotación.
IV.11.1 Criterios.
AUMENTO DE COSTOS
MINERALES MARGINALES
BAJOS PRECIOS DE METALES
NUEVOS DESARROLLOS EN FLOTACIÓN
REDUCCIÓN DE COSTOS
AUMENTOS 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 las
operaciones 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 y
control avanzado de procesos es vital para alcanzar costos operativos competitivos.
Los recientes avances en hardware para instrumentación y control de procesos, así como
una amplia variedad de sensores para medir las principales variables, han simplificado su
instalación y mantenimiento.
La instrumentación de un circuito de control incluye usualmente control de nivel de
pulpa, 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 nivel de 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, donde
las 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 plantas
de 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 convenientemente
molida.
En algunos minerales de oro se puede recubrir el material carbonáceo con hidrocarburos y
hacer flotación del oro y sulfuros con depresión del material carbonáceo, o flotación de éste antes
de 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 peso
relativamente pequeño que puede ser tratado por amalgamación, cianuración, o tostación y
cianuración. 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 plata
pueden flotarse con los sulfuros, aunque en algunas plantas se hace una etapa separada de flotación
de 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 por
amalgamación o cianuración directamente. Sin embargo, comúnmente una significativa proporción
de oro esta incluido, lo que requiere tostación para dejar el oro en condiciones de cianuración. Con
esto, 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 tales
casos el residuo de cianuro tiene un efecto depresor en la subsiguiente flotación, por lo que debe
reactivarse con dióxido de azufre.
En general, la cianuración sigue a la flotación, por lo que la presencia de colectores y
otros activadores de superficie en el concentrado de flotación no tostado puede afectar la eficiencia
de la cianuración.
Se han propuesto los mecanismos para explicar el retardo por xantato adsorbido. El
primero, 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 pasivado
por el colector absorbido.
En cambio durante la tostación, los reactivos orgánicos de flotación son destruidos, por lo
que 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 circuito
combinado de gravitación y cianuración, no se necesita flotación.
b. Si la Investigación mineralógica ESTABLECE que el oro está presente en gran proporción como de
grano 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 debiera
incluir 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 minerales
conteniendo plomo, zinc, cobre, molibdeno, cobalto, níquel y hierro , los que son generalmente
separados y concentrados por flotación (plata en el concentrado de plomo y oro en el concentrado
de 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 separación
de los sulfuros minerales de la ganga, es generalmente complejo, y pueden llegar a usarse hasta 6 u
8 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 sulfuros
minerales.
El desarrollo del proceso es dependiente de varios factores, como la ley de la mena y la
composición mineralógica. Los metales preciosos pueden estar contenidos en la matriz del sulfuro
mineral junto con metales base y éstos ocurrir en asociación, lo que requiere una molienda muy fina
para separarlos.
La extracción de los metales preciosos asociados a estos sulfuros se complica por la
presencia 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 hierro, grado de oxidación y la
naturaleza de los minerales de ganga no sulfúricos.
Para los tipos de menas mencionados, los metales preciosos, tienen un efecto poco
importante en la selección de los reactivos. En casos particulares, puede involucrar el agregado de
un colector auxiliar para aumentar la recuperación, por ejemplo adición de mercaptobenzotiazol al
usual 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 las
superficies están relativamente limpias.
Se recomienda trabajar a pH natural aunque se puede agregar carbonato de sodio si es
necesario 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 usa
mercaptobenzotiazol.
El aceite de pino es a menudo útil para colector espumante del oro libre. Para ayudar a la
mejor flotación se añaden para estabilizar la espuma, mezclas de glicoles. Cuando se espera oro
grueso es especialmente útil, trabajar con altas densidades de pulpa. (mayor de 35%).
Las menas mas comunes contienen oro íntimamente asociado con sulfuros como pirita y
pirrotita.
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 se
usa en su lugar mercaptobenzatiazol.
La cianuración para la recuperación adicional del oro puede realizarse antes o después de
la 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 los
colectores.
Es común realizar la tostación de los concentrados de sulfuro con oro, para cianurar
posteriormente 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 COBRE
OXIDO DE COBRE
MOLIENDA Y CLASIFICACIÓN
FLOTACIÓN ROUGHER COLAS
REMOLIENDA
CIRCUITO CLEANING COLAS
REMOLIENDA
COLAS FINALES
SEPARACIÓN DE
SUBPRODUCTOS
CONCENTRADO S2M0, S2Fe
DE COBRE
MENA
TRITURACIÓN
MOLIENDA Y CLASIFICACIÓN
FLOTACIÓN BULK FLOTACIÓN SCAVENGER COLAS
pH ÁCIDO
FLOTACIÓN CLEANER REMOLIENDA
ATRICIÓN Y FLOTACIÓN REMOLIENDA
pH 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 flujo
de rougher, Scavenger, Cleaner, recleaner y Scavenger - Cleaner. Esta flexibilidad también provee
un 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 para
compensar dichas variaciones.
Los ensayos preliminares en batch de los testigos de perforación indican el
comportamiento de la mena frente al tratamiento metalúrgico. Estos sirven de base para el diseño de
la 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 confirmar
y 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 a
través de la planta de muestreo a una velocidad de 25t/h, es apilada en lotes que representan áreas
específicas 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 se
prefiere en estas circunstancias una velocidad de alimentación de aproximadamente 4-5 toneladas
por hora.
Después de sacar la mena triturada de sectores elegidos del stock disponible, es enviada a
un silo de almacenamiento que permite una alimentación uniforme de la planta.
El alimentador de cinta Denver, de velocidad variable, equipado con un registrador de
peso, 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. La
molienda (% menos 200 mallas), se puede variar por cambios en velocidad de alimentación, carga
de bolas y condiciones de ciclón.
c. Flotación rougher.
Un conjunto de 12 celdas de flotación D-R, arregladas entre grupos de cuatro celdas cada
uno, provee condiciones ideales para rougling y scavenging. El concentrado se puede remover de
todas las celdas como un producto único para el tratamiento posterior, o los concentrados a partir de
la segunda y tercera unidad, pueden ser reciclados a la alimentación. Adicionalmente se puede
bypasear 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 es
requerido el espesamiento, antes de la remolienda, se muestra como una opción a este diagrama de
flujo. El grado de remolienda y la cantidad de alimentación para remolienda es una importante
consideración para el estudio. Cambios en la molienda primaria puede influenciar las condiciones
de remolienda. Los efectos de no hacer remolienda, se investigan, simplemente haciendo by-pass
del 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 es
a 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 ya
que las colas scavenger-cleaner, constituyen un producto final de desecho.
El recleaning es realizado en una máquina de flotación Denver celda a celda indicado en
el 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 y
del número de etapas de recleaning necesarias. Si se usa recleaning multietapa no se requiere
ninguna 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 datos
sobre los efectos de floculantes, tamaño de remolienda, capacidad, humedad de la torta, etc.. Si la
mena contiene molibdeno, el underflow del espesador se puede enviar a un circuito de separación
cobre molibdeno.
g. Muestreo.
Un muestreo preciso es imperativo para una eficiente operación de la planta piloto. Los
muestradores automáticos se muestran en la corriente de alimentación, concentrado y productos de
cola. El muestreo de productos intermedios, se puede realizar para el caso de ser necesario una
evaluación de circuitos específicos.
Aunque la alimentación de la planta piloto se ha muestreado previamente en la sección de
muestreo, el remuestreo de alimentación del molino sirve para confirmar las leyes originales
estimadas.
El diagrama de flujo descripto en este estudio está dirigido hacia menas de cobre de baja
ley, pero muchos de los principios y la mayoría de los equipamientos se pueden aplicar a otros
tipos 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 para
completar resultados de testigos de perforación.
Además de confirmar la ley del mineral y las estimaciones de reserva, el muestreo bulk
provee mineral para ensayos experimentales a escala de planta piloto.
Los resultados obtenidos bajo estas condiciones eliminan la necesidad de una costosa
experimentación cuando la planta comercial está en operación y asegura la selección del diagrama
de flujo más apropiado tanto como el tamaño y el tipo de equipamiento.
La planta piloto ofrece una excelente oportunidad para que el personal de investigación
metalúrgica llegue a familiarizarse con los diferentes problemas presentados por la mena, y
establecer 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 las
partículas finas y densas se clasifican mayormente que las arenas, por lo que experimentan un
mayor grado de molienda en el circuito, y generan sobremolienda de estas especies que se
recuperan ineficientemente en la flotación.
Se producen altas cargas circulantes de las especies más densas (hasta 1000%), por lo que
su granulometría llega a ser muy fina.
Se forman lamas que son las especies minerales sobremolidas y es sabido que las
partículas muy finas tienen tendencia a una mejor adherencia, tipo tangencial a las burbujas de aire
por lo que disminuye su recuperación.
Para reducir la producción de lamas, y mejorar su metalurgia se puede disminuir la carga
circulante global clasificando con zarandas finas la descarga gruesa de los hidrociclones. Una
alternativa 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 alcanzado
la 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 celdas
unitarias 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 un
sistema de tres componentes: SAg2, SPb, y el resto como ganga.
Las muestras obtenidas del circuito se caracterizan por distribuciones granulométricas y
composición de especies, minerales. La muestra de descarga de arenas del hidrociclón se usa para el
estudio de cinética de molienda a nivel laboratorio (ensayos batch). Las pruebas de flotación se
efectúan con ese mismo material pero molido por un tiempo aproximadamente igual al esperado
como tiempo de residencia en el molino.
Figura a.
Figura b.
