Tratamiento mecánico de minerales: Flotación - Marquina y Venaruzzo

Universidad Nacional del Comahue

Facultad de Ingeniería Asentamiento Universitario Zapala

- 1999 -

Tratamiento mecánico de minerales

y Tecnología de

procesamiento

Tomo 2

~ Flotación ~

Ing. Marquina Herrera Pedro Pablo

Lic. Venaruzzo Jorge Luis

U.N.C. Asentamiento Universitario Zapala – Tratamiento Mecánico de Minerales – Tecnología de Procesamiento –Procesos Unitarios - Flotación

Ing. Pedro Pablo Marquina Herrera –- Lic. Jorge Luis Venaruzzo 1999

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Procesos Unitarios

CONCENTRACION POR FLOTACION DE LOS MINERALES

PRINCIPIOS GENERALES

La flotación es un proceso por medio del cual se hacen subir

selectivamente los granos de uno o varios minerales suspendidos en una pulpa o

lechada, a la superficie libre de una celda o tanque por la acción de burbujas de aire.

Los granos elegidos son atraídos y adheridos a la espuma formada en la superficie del

tanque y se retiran junto con esta en forma de concentrado. Mientras que los granos o

partículas que no suben permanecen en la lechada y se extraen por el fondo de la celda

en forma de cola o estéril.

La flotación se hizo industrial hacia 1914 en la separación de minerales

sulfurosos y no ferrosos. Su empleo se limitó durante muchos años a la flotación de

sulfuros metálicos y de elementos como azufre y grafito. Actualmente se ha extendido

su uso a la concentración de muchos minerales no metálicos y a la separación y

purificación de varios productos industriales.

FLOTABILIDAD

Es una propiedad de los sólidos y unos flotan con mayor facilidad que otros, por

ejemplo, son fáciles de flotar: el azufre, el grafito y los sulfuros metálicos; en tanto se

hace más difícil hacer que floten los óxidos, la sílice, los silicatos, los carbonatos, etc.

La flotabilidad es un fenómeno superficial, el factor decisivo es la naturaleza de

la película formada en el exterior de la partícula. La formación de las partículas

selectivas de los granos de un mineral en un conglomerado por medio de un reactivo

determinado, estimula la flotabilidad de dichos granos con preferencia de los demás.

Los reactivos que forman películas con ciertos minerales se denominan colectores; los

que producen la espuma, espumantes o espumadores y los que facilitan la

separación selectiva de un sólido de otro, haciendo bajar uno o impidiendo su flotación



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son depresores. Los reactivos que dispersan la cubierta de lodo o fango de los

granos, favoreciendo así la formación de películas sobre ellos, son agentes

floculantes. Para controlar el pH se añaden ácidos y álcalis.

Para algunos fines especiales, en particular para activar o ayudar a otros

reactivos, se emplean diversos reactivos inorgánicos.

LOS REACTIVOS DE FLOTACION

CLASIFICACION

Como hemos dicho, según la función que desempeñan, los reactivos que se

usan en flotación pueden clasificarse en tres grandes grupos a saber:

I. ESPUMANTES II. COLECTORES O PROMOTORES III. MODIFICADORES

Entendiendo por este último grupo, todos los reactivos que se emplean con fines

muy diversos.

Esta clasificación está lejos de ser definitoria, porque hay sustancias o

reactivos que tienen sus funciones variadas. Así, hay aceites pesados que cumplen al

mismo tiempo la función de espumantes y de colectores o promotores, tal es el caso

del Promoter 847 usado para la Barita; así también como ciertos aereoflot. Tampoco

esta clasificación tiene un carácter científico pero es la que se adopta en la práctica y

es muy útil porque sirve para indicar el objeto con que se usa determinado reactivo.

I. E S P U M A N T E S

CARACTERISTICAS

Los espumantes tienen por objeto dar consistencia al sin número de pequeñas

burbujas de aire que se forman en la masa de la pulpa de mineral dentro de las

máquinas de flotación, rodeándolas con una película adsorbida. Las burbujas vestidas

con el espumante ya no se unen entre si en el seno del líquido y cuando salen a la

superficie no revientan inmediatamente como sucedería en caso de no utilizar el



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reactivo, sino que permanecen por un cierto tiempo constituyendo la espuma. En otras

palabras, los espumantes reducen la tensión superficial del agua proporcionando un

contaminante adsorbible entre las interfaces agua-aire.

El espumante debe ser seleccionado en cada caso, así como la cantidad

empleada con estricta dosificación. La tensión superficial del agua no debe reducirse

demasiado, ni la película de espumante que rodea las burbujas debe ser muy gruesa,

porque entonces no podrían retener las partículas de mineral adheridas a su superficie.

Es por esta razón que no pueden usarse solos el jabón, las aponinas y otras sustancias

que producen efectos espumantes muy intensos porque ellos reducen la tensión

superficial del agua tanto que llega a ser insuficiente para la flotación. Las espumas en

este caso son estériles e inútiles.

Los espumantes que disminuyen poco la energía de la interfase aire-agua

tendrán por otra parte tendencia a flotar una gran variedad de minerales, incluyendo

partículas de pequeño ángulo de contacto.

Estos dos tipos extremos de espumantes se alinean a todos los usados en

flotación y por ejemplo tenemos el Acido Cresílico, que tiene poca tendencia a

levantar partículas, es decir levantar las especies más flotables y por otra parte, los de

gran tendencia a levantar partículas en forma no selectiva, como puede ser el Aceite

de Pino.

Los espumantes son líquidos orgánicos poco solubles en agua, formados por

aceites esenciales o fenoles, cresoles y toluidinas, siendo los más usados, el aceite de

pino y el ácido cresílico.

El aceite de pino que se obtiene por destilación al vapor de ciertas especies

de pino, es un poderoso espumante que tiene la ventaja de emulsionarse y disolverse

sin necesidad de agitación muy intensa.

El ácido cresílico (HCH3C6H4) es un producto de la destilación del alquitrán de

hulla, es más selectivo y poderoso que el aceite de pino.



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Las cantidades de espumantes que se debe agregar a una pulpa es muy

pequeña. El consumo normal de aceite de pino para una flotación varía entre 0.05 y

0.15 Lb/Ton de mineral (20 a 65 grs/Ton métrica). La cantidad de cresol es mayor, 40

a 150 grs/Ton métrica.

II. COLECTORES O PROMOTORES

CARACTERISTICAS

La función es acentuar la tendencia a no mojarse de las superficies de aquellas

partículas minerales que se desean flotar.

Estos minerales adsorberán una partícula del colector que tiene un ángulo de

contacto mayor con el agua que el mineral mismo, con lo cual aumenta su flotabilidad.

Son compuestos químicos orgánicos completamente solubles y que se fabrican

sintéticamente con el fin de "promover" la flotación de determinadas especies. Los

más usados son: XANTATOS, las THIOCARBANILIDAS, y derivados del ACIDO

FOSFOCRESILICO.

a) XANTATOS: Son los flotadores más poderosos. Son Dithiocarbonatos. Se

componen de tres elementos: Bisulfuro de Carbono, un álcalis que puede ser Potasio o Sodio y un alcohol. Las características y denominaciones de cada Xantato dependen del alcohol que se usa para su fabricación. Ejemplo de los más usados:

• XANTATO DE POTASIO ETILICO: fue el primero que se fabricó comercialmente y sigue siendo uno de los más usados.

• XANTATO DE SODIO ETILICO: preferido al anterior porque tiene mayor contenido de xantato activo.

• XANTATO DE POTASIO NORMAL BUTILICO Y XANTATO DE POTASIO SECUNDARIO ETILICO: en su grado de actividad éstos se encuentran entre el xantato de potasio y el de sodio.

• XANTATO DE POTASIO AMILICO O PENTASOL: formado por alcohol alifático. Según Gaudin los xantatos son colectores tanto más activos cuanto mayor es el número de átomos de carbono que tiene su alcohol, siendo la actividad máxima el grupo amilo.



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Son muchos los fabricantes de estos reactivos entre ellos la AMERICAN CYANAMID CO, IMPERIAL CHEMICAL INDUSTRIES, nosotros usamos reactivos de Shell Chile, Renasa de Perú y otros.

Todos los xantatos son de color amarillo o anaranjado claro, en forma de pequeños cristales o polvo, altamente solubles en agua. Para emplearlos en la flotación se forman soluciones acuosas que contienen de 5% a 20% de xantatos y en ese estado se alimentan a las máquinas de flotación. Los xantatos se descomponen fácilmente con el tiempo. Se agregan en proporciones limitadas y cuando hay exceso flota lo indeseable. No son explosivos pero arden con la misma intensidad que el azufre. Sobre el organismo provoca efectos nocivos igual que el bisulfuro de carbono, forman ampollas con la piel al contacto prolongado, no debe ingerirse ni inhalarse. Se neutraliza lavándose con bicarbonato de sodio o subnitrato de bismuto como sedante.

La American Cyanamid tiene patentados la serie 300 siendo los más usados los 301, 343 y 350. La serie 400 se recomienda para minerales oxidados, el 404 para minerales de plomo, el 425 para cobre, el 444 para minerales de cobre y zinc. Los xantatos se usan para flotar la mayor cantidad de sulfuros. Trabajan generalmente en un circuito alcalino, pero por otro lado no exigen una regulación exacta de pH, todos los xantatos son solubles en agua y de acción muy rápida por eso se agregan en el circuito de flotación antes que la pulpa entre a las celdas en forma de soluciones acuosas al 5%, 10% y 20%. La cantidad necesaria es de 20 a 70 grs. de xantato por tonelada métrica de mineral.

b) THIOCARBANILIDAS: Es el nombre comercial del difenil tio urea. Es un reactivo sólido casi insoluble en el agua pero que se disuelve en ortotoluidina, dando un líquido conocido con el nombre de MIXTURA TT, que generalmente contiene 15% de thiocarbanilida y 85% de ortotoluidina. Se usaba mucho como promotor o colector antes del empleo de los xantatos, pero estos últimos pueden controlar mejor las fluctuaciones y tienen una escala mayor de aplicación industrial.

Tiene muy poca acción sobre la pirita, razón por la cual se emplea para flotar galena en una mezcla de pirita y galena. Puede usarse en forma sólida agregándose directamente al molino. En esta forma por la violenta agitación y el tiempo que transcurre puede disolverse y actuar cuando llegue a las celdas. Se usa entre 20 y 100 grs/Ton métrica de mineral tratado.

c) DERIVADOS DEL ÁCIDO FOSFOCRESÍLICO: Es un compuesto que se

fabrica tratando el ácido cresílico con el pentasulfuro de fósforo. La American Cyanamid lo ha patentado como AEREO FLOAT y se vende en forma sólida o líquida siendo los más comunes los Nos. 15, 25 y 31. El número indica el porcentaje de pentasulfuro de fósforo que contiene. No exige una dosificación exacta como los xantatos, un ligero exceso no es dañino. Tienen poca selectividad sobre la pirita y se lo usa para flotar galena. Pueden trabajar en



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circuito alcalino pero son más efectivos en circuito neutro. En caso de circuitos ácidos debe emplearse Aerofloat en lugar de xantatos porque el ácido descompone al xantato. El consumo normal de AEREO FLOAT varía de 50 a 150 grs/Ton. Es muy corrosivo con los metales por esta razón se los mantiene en envase de vidrio. Como el AEREO FLOAT contiene ácido cresílico actúa a su vez como espumante, esto puede ser perjudicial cuando la pulpa ya tiene espumante.

La American Cyanamid por ejemplo vende los reactivos que se pueden observar en la figura 1, donde se detalla diluciones, dosajes y usos en los diferentes minerales.

Los AEREO FLOAT sólidos se usan en soluciones de 5% y 10% en agua 0 5 a 25 grs/Ton de mineral.

d) OTROS PROMOTORES: Además de estos tres tipos de colectores químicos

citados se han empleado diversos compuestos, sin que ninguno de ellos por una razón u otra hayan llegado a generalizarse en la proporción que pueda considerarse comercial. Entre estos se pueden citar algunos hidrocarburos orgánicos: (ver “Fundamento de la Teoría y Práctica de empleo de los reactivos de Flotación” by Dudemhov, Shuboriv y Glazuhov. Edit. MIR 1980).

COMO SE COMPORTAN LOS COLECTORES Estos agentes se adhieren a la superficie de ciertas partículas de mineral para

constituir alrededor de ellas un revestimiento no polar que rechazan el agua, pero que se adhiere a las burbujas de aire y a las moléculas no polares de los aceites. Algunas veces hay reacción química entre los colectores y los minerales, sean estos oxidados o sulfurados, así por ejemplo: el xantato amílico parece reaccionar sobre el carbonato de cobre y el tiocresol con la cerusita. Algunos xantatos también reaccionan con las galenas y las calcopiritas. Otras veces se produce una simple adsorción.

Las moléculas de los colectores así como las de los espumantes deben estar formadas por dos partes, una polar y una no polar.

Como se ha visto los colectores tienen afinidad por determinados metales. Los xantatos se adhieren de preferencia a los minerales sulfurados de los

siguientes metales según este orden: hierro, zinc, plomo, cobre y plata. La thiocarbanilida tiene más afinidad por el plomo que por el hierro. Los

ditiofosfatos son seleccionados para el cobre. La cantidad de colectores no deben ser muy excesivas, ni la película que ellos forman alrededor de la superficie debe ser muy gruesa, porque entonces las burbujas de aire pierden su consistencia. Un exceso de colector hace flotar el mineral indeseable.



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Tabla 1. Tabla de Uso y Manejo de Promotores y Espumantes



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III. MODIFICADORES FUNCIONES: En este grupo se coloca una gran variedad de reactivos en su mayoría

inorgánicos que se emplean en la flotación con fines muy diversos, pero cuya función común es la de modificar en la forma que se desee y con un fin determinado alguna o algunas de las condiciones en que se realiza el proceso.

Sin mencionar los depresores y activadores de los cuales nos ocuparemos separadamente, incluimos en este grupo principalmente los reactivos que llenan las siguientes funciones:

• REGULADORES DE pH: Que se agregan con el fin de hacer la pulpa alcalina o ácida según convenga el tratamiento.

• FLOCULADORES O AGLUTINADORES: Que tienen por objeto la formación de coágulos o grumos dentro de la masa de la pulpa para determinados fines.

• DISPERSORES O DESFLOCULANTES: Que se usan para provocar el efecto contrario al descripto anteriormente

• SULFURANTES: Que se usan en la flotación de especies metalíferas oxidadas con el objeto de provocar la formación de una película sulfurada en su superficie y poderlos flotar.

• CONSERVADORES O ESTABILIZADORES: Se usan para proteger o impedir que algunos reactivos utilizados para la flotación se descompongan.

CONTRAVENENOS O ANTIDOTOS Se usan para neutralizar los compuestos venenosos dentro de la pulpa que

pueden malograr la operación. Los compuestos que se usan para los fines antedichos no son en realidad muy

numerosos y muchos de ellos pueden desempeñar dos o más funciones según los casos; por esta última razón consideramos más fácil y más comprensible describir a cada uno de los reactivos indicando las funciones que pueden desempeñar:

1. CAL: Se usa mucho en las plantas de flotación, con diversas funciones. Tiene un

efecto depresor sobre las partículas de ganga o estéril, reduciendo la posibilidad de que floten; pero antes de producir este efecto sirve para neutralizar la acidez de la pulpa y precipitar las sales solubles disueltas que puedan existir en el agua.

Los minerales piritosos especialmente los que contienen pirrotina y marcasita producen una considerable acidez durante la molienda y que pueden dar origen a la presencia de compuestos ferrosos y férricos.

Otros minerales contienen también sulfatos solubles que pueden causar interferencias en el trabajo. La cal remedia todos estos inconvenientes. Después de neutralizar la pulpa y precipitar los compuestos dañinos solubles, el exceso de cal comienza a actuar como depresor de las gangas, como en la pirita de hierro, que necesita una mayor cantidad de cal para facilitar la flotación del plomo. La Calcopirita flota en presencia de la cal pero no la Calcosita. La cal puede también impedir que flote el oro por eso debe evitarse su empleo salvo que sea en proporciones muy limitadas.



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La cal es también un elemento aglomerante o floculador de las lamas muy finas y es por esta razón que se utiliza en metalurgia para activar la sedimentación de las arcillas coloidales y facilitar la filtración.

Como la cal es barata hay tendencias a exagerar su uso. Cuando se emplea como alcalinizador no debe agregarse en mayor proporción que la requerida para llegar al pH deseado. La cal se agrega por lo común al mineral en la entrada del molino ya que el objeto primordial es neutralizar la acidez del agua que se utiliza y la que se genera por el mineral durante la molienda, precipitándose las sales solubles del agua y del mineral.

Las cantidades que se emplean normalmente son variables, dependen del pH al que hay que trabajar el cual es determinado experimentalmente. En la práctica se emplea desde uno hasta ocho kilos de cal por tonelada de mineral.

2. CARBONATO DE SODIO ANHIDRO (SODA ASH): Tiene las mismas facultades que la cal sin tener muchos de sus inconvenientes

salvo de ser más costoso. Es un alcalinizador enérgico, precipitan las sales solubles mejor que la cal. Tiene un efecto depresor sobre el oro y los sulfuros metálicos, excepto quizás la blenda. Tampoco es floculante tendiendo más bien a ser dispersante por lo cual las partículas de la ganga en forma aislada o individual son más fácilmente mojables por el agua y se disminuye así las posibilidades de que floten.

El carbonato de sodio se agrega al circuito en forma sólida a la salida del molino, la cantidad que se usa rara vez llega a 3 Kgs/Ton.

3. SODA CAUSTICA: Es un alcalinizador más enérgico por ser una base fuerte y completamente

ionizable. Trabajando más enérgicamente en las reacciones químicas que la soda ash, en consecuencia la cantidad a agregarse es mucho menor (tres veces).

4. SILICATO DE SODIO: Se emplea como depresor de la ganga que se encuentra finamente pulverizada

y que ensucia los concentrados, porque tiene la tendencia a flotar. Se aplica principalmente en la flotación de colas antiguas que tienen gran proporción de arcilla o cuarzo muy fino. También en las flotaciones de oro y de molibdenita cuando la ganga cuarzosa esta muy pulverizada t tiene tendencia a levantarse en la espuma. Algunas sales inorgánicas descomponen el silicato de sodio y es por esto que es necesario agregar carbonato de sodio previamente antes de usar silicato. En determinado caso su acción dispersora llega a su máximo, a una determinada alcalinidad que hay que determinar en cada mineral.

La desventaja del silicato de sodio es que a veces dispersa la ganga a tal punto que es imposible después obtener una buena sedimentación. Otro inconveniente es el precio.

Se emplea el silicato de sodio en proporciones que varían según la cantidad de arcilla, entre 0,4 gs. a 2 kg/Tn.

El silicato de sodio puede obtenerse como vidrio líquido, que aunque contiene solo el 50% de silicato de sodio y el resto agua, presenta la ventaja de ser soluble en agua caliente. Se agregan soluciones hasta el 30% de vidrio líquido.



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5. ALMIDON: Es un dispersor enérgico, no tiene tendencia a deprimir el oro. Es aconsejable

para minerales que contengan gangas de talco (Mg,AlSiO3), caolín, serpentina, etc. Una proporción de 10 a 25 grs, por tonelada es lo que usa generalmente.

El llamado almidón soluble es demasiado caro. El almidón ordinario se disuelve muy poco en agua, aun con ebullición prolongada. El mejor método para prepararlo es formar una pasta en agua fría y luego hervir esta pasta en una solución diluida de soda cáustica (NaOH). Una solución conteniendo el 5% de almidón puede prepararse en esta forma usando 2% de NaOH.

El almidón puede usarse también al mismo tiempo con el silicato de sodio. Un exceso de almidón puede actuar sobre las partículas de sulfuro o de metales nativos deprimiéndolos si se encuentran en estado muy fino.

6. CERA: Se ha usado para impedir que floten las lamas o partículas coloidales de hierro y

manganeso. Para solubilizar la cera se prepara una solución de 20% de NaOH y 5% de cera.

7. CEMENTO: Se emplea a veces en sustitución de la cal o del carbonato de sodio u otros

álcalis. Es fuerte dispersor y también deprime la pirita y la pirrotita. 8. SULFURO DE SODIO: Se emplea mucho a causa de sus propiedades sulfurantes. Como es inestable

hay que usarlo lo más fresco posible. Su facilidad de sulfurar las superficies de las partículas oxidadas en algunos minerales es indiscutible.

En cambio es un depresor enérgico de la mayor parte de los metales, especialmente de la blenda y un poco de la galena, a tal punto que a veces se utiliza para separar los dos sulfuros. El sulfito o el polisulfuro favorecen la flotación de la pirita de hierro. También se emplea como promotor de la bauxita. El sulfuro de hierro contiene nueve moléculas de agua y se puede obtener en el mercado en forma de masa fundida o trozos.

Ataca los aparatos de flotación y en caso de usarse de modo continuo debe protegerse con revestimientos especiales. Se prepara polisulfuro de sodio haciendo hervir soda cáustica y azufre para reemplazar el sulfuro de sodio común.

9. SULFURO DE BARIO: Se emplea con los mismos fines que el sulfuro de sodio. Tiene la ventaja de ser

más estable. 10. SULFITO DE SODIO: Posee propiedades deprimentes con el Zinc y la Pirita. 11. SULFITO DE CAL: Deprime la Blenda pero no la Pirita, lo que es interesante anotar cuando hay

Piritas Auríferas.



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12. ACIDO SULFURICO: Se emplea como regularizador del pH o sea para acidificar la pulpa. Es un fuerte

promotor de las Piritas de Hierro y de algunos sulfuros de Cobre. Sirve para disolver las películas de hidróxidos y sales básicas formadas en la

superficie de los minerales sulfurados (especial para el tratamiento de relaves o colas de flotación altamente oxidados). Se emplea también para reactivar la Pirita después de que ella ha sido deprimida por la Cal o el Cianuro. La tendencia es usar cada vez menos este reactivo.

DEPRESORES FUNCIONES: Impiden la flotación o deprimen algunos sulfuros presentes en un mineral

mientras se hace flotar otro u otros de ellos. Suelen llamarse inhibidores. Los principales son: el Cianuro de Sodio, el sulfato de zinc, la Cal, el sulfuro de Sodio, los Dicromatos, el Anhídrido Sulfuroso y el Sulfito de Sodio.

Entre los depresores orgánicos se deben citar los cuerpos coloidales llamados protectores, como la cola de carpintero, la gelatina, el almidón, la caceína etc., que se emplean para dispersar la Cerusita, la Clorita y también otras especies pulverulentas que originan dificultades en la recuperación de los concentrados limpios.

Los depresores son la base de la flotación diferencial de los minerales. Su efecto puede ser temporal o permanente sobre las especies deprimidas. Debe contener iones capaces de formar con el sulfuro o deprimir complejos iónicos, como el ion Cianuro o iones oxidados como Dicromatos o en fin iones capaces de formar precipitados insolubles con los minerales como cromatos.

El Cianuro por ejemplo absorbe los iones de Cobre e impide la formación de Xantato de Cobre que es el que provoca la flotación de este metal. Con la Pirita se ha demostrado sin embargo que forma ferrocianuros. El Cianuro deprime la pirita de una manera permanente, al extremo que necesita ser sometida a un reactivo químico enérgico como el ácido sulfúrico para que recobre su flotabilidad. En cambio a la blenda la deprime solo temporalmente y basta la presencia del sulfato de cobre para que la blenda pueda volver a flotar.

1. CIANURO DE SODIO: Debido a la acción que acabamos de indicar se

emplea para deprimir la Pirita y la Blenda. No afecta la flotabilidad de la Galena a menos que se emplee en exceso y por tiempo prolongado. La adición del Sulfato de Zinc al Cianuro intensifica la acción depresora de éste sobre la Blenda y la Pirita. El Sulfato de Zinc agregado es conveniente cuando hay sales solubles de Cobre que puedan reactivar la Blenda cianurada. El consumo de Cianuro es de 45 a 125 grs/Ton. El pH influye mucho sobre la acción del Cianuro, cuando hay Calcopirita, este debe ser mayor de nueve para que el Cianuro actúe en forma efectiva.

2. SULFATO DE ZINC: Solo o con Cianuro deprimen a la Blenda y en menor escala a la Pirita, se emplea en forma cristalizada con siete o dos moléculas de agua. El consumo varía de 125 a 400 grs/Ton y se alimenta en forma de solución al 20%.



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3. CAL: Se emplea en lugar del Cianuro para impedir la flotación de la Pirita en concentrados de otros minerales, particularmente calcopirita o Blenda. La acción de la cal es muy progresiva, si se añade en cantidad precisa deprimirá solo la Pirita si se aumenta la cantidad comenzará a deprimir la Blenda y así sucesivamente los demás sulfuros.

4. DICROMATOS: Deprime la Pirita en presencia de ácido sulfúrico en la flotación de la Blenda. Se emplea 0,1 ml de ácido sulfúrico por cada gramo de dicromato. La Pirita pierde su aspecto metálico y no flota. Para neutralizar el exceso de sulfúrico se agrega sulfato ferroso que se transforma en sulfato férrico. Los dicromatos deprimen también la Galena, lo que permite separarla de la Calcopirita y la Blenda.

ACTIVADORES Y REACTIVADORES FUNCIONES: Un activador es un reactivo que aumenta la flotabilidad. En general los reactivos

aglomerantes poseen esta propiedad y ellos son los que han asegurado el éxito de la flotación.

Entre los inorgánicos tenemos el Sulfuro de Sodio, como un activador para Cerucita (PbCO3), a la que recubre de una película de sulfuro de plomo. El gran inconveniente del sulfuro de sodio es que actúa como depresor sobre todos los otros minerales.

Un reactivador es un cuerpo capaz de restablecer la flotabilidad de un sulfuro que ha sido deprimido. Los más usados en flotación son el sulfato de cobre y en pequeña proporción el sulfuro de sodio.

SULFATO DE COBRE: Es universalmente empleado en la segunda etapa de las flotaciones diferenciales de Sulfuros de Plomo y Zinc.

En la primera etapa se flota la Galena deprimiendo la Blenda con Cianuro, con Sulfato de zinc o con ambos. La blenda quedaría pues contenida en las colas de esta flotación, mediante la cual se obtuvo un concentrado de Plomo en espuma. En una operación subsiguiente se puede tratar las colas para separar de ellas en forma de concentrado la Blenda que se deprimió en la primera operación. Con este objeto se emplea el sulfato de cobre que devuelve a la Blenda la capacidad de flotar. Las partículas de Blenda en la pulpa a las que se ha agregado sulfato de cobre se rodean de una película de sulfuro de cobre; parece también que se produce una floculación de las partículas de Blenda que las hace más flotables.

El Xantato que se emplea como colector también en esta segunda operación intensifica la floculación o aglomeración de la Blenda. La presencia de cal o carbonato de sodio impide la operación. Al contrario, frecuentemente se agrega cal con el sulfato de cobre en el mismo punto del circuito. El empleo del Xantato junto con el sulfato de cobre puede ser peligroso porque se forma un Xantato insoluble de cobre que no tiene acción activadora, por esta razón debe agregarse el xantato en el último momento. Se agrega en soluciones al 15% de sulfato de cobre. La cantidad usada es de 150 a 900 grs/Ton.

VENENOS Y CONTRAVENENOS PRECAUCIONES:



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Algunos cuerpos minerales impiden la flotación de un gran número de especies. No son depresores ni forman combinación entre ellos. No se comportan como desactivadores. Parecen más bien formar hidróxidos coloidales que se adhieren indistintamente a la superficie de la mayor parte de los minerales y los impiden flotar.

Por ejemplo 45 grs/Ton de nitrato de cromo reducen a cero la recuperación de la galena en una flotación con xantatos en la que originalmente se recuperaba el 95% de plomo. La extrema toxicidad de los cationes tetra y trivalentes no se explica bien todavía. Se cree que los agentes tóxicos cargando burbujas de aire y las partículas minerales de electricidad del mismo signo impiden que se junten. Pero mas generalmente aceptada es la creencia de que ellos forman hidróxidos coloidales que son absorbidos simplemente por las partículas e impiden su flotación.

Entre las sales tóxicas se pueden citar: • PARA LA PIRITA EN PRESENCIA DE XANTATO: Sales de plata, cromo, mercurio,

cobre, hierro, aluminio, plomo y níquel. • PARA LA GALENA EN PRESENCIA DE XANTATO: Sales de cromo, torio,

aluminio, hierro, mercurio, cobre, bario, níquel, cobalto, calcio y magnesio. • PARA LA ANGLESITA EN PRESENCIA DE OLEATO DE SODIO: Sales de cromo,

cobre, aluminio, hierro, mercurio, cobalto, níquel, calcio, bario, zinc, magnesio y plomo.

Algunos cuerpos coloidales orgánicos también pueden ser tóxicos. Se usan como antídotos o contravenenos reactivos capaces de transformar estos venenos en compuestos insolubles, ejemplo: El carbonato de sodio y cal, y a veces cuando hay sales de hierro y cobre. Muchas veces se encuentran venenos en las aguas que se emplean para flotación, por esta razón se deberán analizar. Otras veces provienen de reactivos descompuestos por ser muy antiguos o que provengan de minerales como productos de oxidación. COMO REALIZAR UN ENSAYO METALURGICO CON MINERALES DE PLOMO Y ZINC

1) Reducir la muestra de mineral a pasante malla 8 (3 mm). 2) Mezclar intensamente la muestra sobre un trozo de hule. 3) Pesar 1.120 grs de muestra. 4) Volver a mezclar esta muestra y tomar 100 grs que se enviará al laboratorio de

ensayos químicos. 5) Pesar el remanente que será 1.020 grs e introducir dentro de un molino de bolas

junto con 400 ml de agua. 6) Reactivos que se deberán agregar en el molino de bolas:

• Cal aproximadamente 1 grs (2 lbs/ton). • Cianuro de sodio 2 ml (0,08 lbs/ton) en una solución al 2 %. • Sulfato de Zinc 5 ml ( 0,20 lbs/ton) en solución al 2 %. • Aerofloat 242 1 gota (0,3 lbs/ton)

7) Poner en marcha el molino durante 10 minutos y medio, con lo que tendremos una pulpa con 60 a 65 % pasante de malla 200.

8) Transferir esta muestra a la celda de flotación, en la cual deberá tomarse el pH. 9) Aforar con agua la celda hasta una pulgada del borde de salida, y agregar

DawFloat 75 (espumante) o una gota de ácido cresílico.



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10) Adicionar un 1 ml de solución de Z3 (etil xantato de potasio Daw Chemical), que corresponde a 2 lbs/ton y empezar a flotar.

11) Después de 3 minutos y medio, agregar 1 ml más de Z3. 12) Después de 3 minutos y medio, agregar 1 ml más de Z3. 13) Después de 10 minutos y medio, parar la flotación y sacar el concentrado de

desbaste para después hacer la limpieza en otra celda de flotación. 14) Adicionar los siguientes reactivos depresores a la celda de limpieza:

• Cianuro de sodio 3 ml (0,12 lbs/ton). • Sulfato de Zinc 6 ml (0,24 lbs/ton), aforando con agua la celda a 1”.

15) Flotar hasta que el plomo sea visto en la espuma del concentrado, durante el tiempo que sea necesario.

16) Las colas del plomo flotado provenientes de la flotación anterior se pasan a otra celda de flotación.

17) Agregar 8 ml de sulfato de cobre (reactivador) (1,6 lbs/ton) en solución al 10 % y acondicionar 6 minutos.

18) Después de 6 minutos de acondicionamiento agregar aproximadamente 1,5 grs de cal para llevar el pH a 9,5 o 10.

19) Agregar 3 ml de SodiumAerofloat (0,06 lbs/ton). 20) Agregar 1 ml de Z3 (0,02 lbs/ton). 21) Agregar 1 gota de ácido cresílico (0,2 lbs/ton). 22) Flotar durante 10 minutos.

a) Muestrear las colas a los 6 minutos. Agregar colector si es necesario (Z3). 23) Transferir el concentrado de zinc a otra celda para hacer la limpieza.

a) Agregar agua hasta 1” del borde superior de la celda. 24) Agregar un poco de cal (menos de 0,5 grs). 25) Flotar hasta que todo el zinc sea recuperado, durante aproximadamente 8 minutos.

Algunas veces se agrega un poco de ácido cresílico si es necesario. a)Muestrear las colas al terminar la flotación.

26) Decantar el concentrado de plomo y secarlo para su posterior pesado. 27) De la misma manera se procede con el concentrado de zinc. 28) De igual manera con las colas del zinc. 29) Confeccionar el cuadro de recuperación metalúrgica en base a los pesos y los

ensayos.

El ejemplo siguiente es el resultado de cinco pruebas acumuladas hechas con muestras que provienen de un compósito mensual.

PRODUCTOS ENSAYOS

(%) METAL CONTENIDO

RECUPERACIONES (%)

Peso Grs

Peso (%)

Pb Zn Fe Pb Zn Pb Zn

Cabeza 5.000 100,0 4,32 13,42 - - - - - Conc. Pb 312 6,20 57,71 6,99 7,65 3,58 0,42 85,90 3,60 Conc.Zn 975 19,5 1,08 54,10 7,24 0,21 10,54 5,00 82,40 Colas 3.713 74,20 0,52 2,42 - 0,38 1,74 9,10 14,00



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FLOTACIÓN INDUSTRIAL

CIRCUITOS DE FLOTACIÓN INTRODUCCION: Hemos estudiado en la conminución la reducción de tamaño, luego la molienda y

la clasificación de los minerales. Estas operaciones son necesarias para la concentración por flotación. 1. El tamaño de la partícula: a que debe molerse el mineral para ser flotado lo determina el grado de liberación y es variable según la naturaleza y estructura cristalina de las especies minerales presentes; pero por regla general debe molerse para pasar todo por malla 48 hasta malla 400. Al señalar este tamaño como mínimo y máximo es claro que habrá siempre una gran proporción de partículas mucho más finas en diferentes porcentajes, ejemplo en una escala de tamices podrían quedar retenidas 15% sobre la malla 200, 10% sobre la 100, etc.; como hemos visto en nuestras prácticas de ensayos de tamices en molienda fina. 2. Preparación de las pulpas y Grado de Dilución: La flotación exige que la última etapa de la molienda de los minerales que se van a flotar se efectúe con agua. Como siempre se emplea un molino de bolas para la última etapa; esta condición se cumple con toda facilidad. La razón por la que hay que efectuar la molienda en agua es que las partículas de mineral recién rotas o quebradas, si estuvieran en contacto con el aire modificarían su tensión superficial. Los sulfuros resultarían algo más mojables por el agua mientras que las gangas se mojarían más difícilmente. La experiencia demuestra que los minerales pulverizados en seco son más difíciles de concentrar por flotación.

El mineral fino con el agua constituye la pulpa, la proporción en peso del agua con respecto al mineral define el grado de dilución de la pulpa. Esta dilución debe ajustarse al grado más conveniente que se determine por pruebas de laboratorio y mantenerse constante mediante frecuentes determinaciones de la densidad de la pulpa que sale de la molienda.

Hay que tener en consideración varios factores en pro y en contra para fijar el grado de dilución. Una pulpa espesa que contiene la menor cantidad de agua posible resultaría muy económica porque consumiría menor cantidad de reactivos y porque las máquinas de flotación que están hechas para pasar un volumen dado de pulpa en cierto tiempo tendrán mayor capacidad, en cuanto al volumen de mineral que podrían tratar. Pero una pulpa demasiado espesa no produciría una buena espumación y además produciría un fuerte desgaste abrasivo a las máquinas.

En la práctica las diluciones que se emplean, nunca son menores que 2 a 1 ni mayores que 4 a 1. Las pulpas espesas tienen tendencia a dar concentrados sucios. Generalmente se usan diluciones de 3 a 1, 3.5 a 1 y 4 a 1.

La dilución que tiene una pulpa es muy fácil de determinar cuando se conoce el peso específico del mineral que se trata, entonces se puede determinar el peso específico de la pulpa.

Para esto se acostumbra a tener un frasco tarado de vidrio en el cual se marca un volumen dado (un litro por ejemplo). Se llena hasta la marca el frasco con la pulpa, cuyo peso específico se quiere saber, y luego se pesa. Destarando se obtiene el peso de un litro de pulpa en kilos y fracciones. Este peso será el peso específico de la pulpa. Como se da al agua una densidad igual a uno y como se conoce la densidad media



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del mineral, se puede encontrar aritméticamente las proporciones en peso de los dos componentes de densidad conocida que entran en la composición de la pulpa, cuyo peso específico se ha determinado con la pesada.

En las plantas se tiene a la mano tablas que dan la dilución en función al peso de un litro de pulpa teniendo en cuenta la densidad del mineral que se trata. Con estas tablas los capataces de las plantas pueden saber en todo momento si la cantidad de agua está bien o no ajustada. En la actualidad la tecnología de punta utiliza sensores en diversos puntos de los circuitos de la planta que brindan estos datos automáticamente. p.e: Courier 30 AP de Outokumpu, que utiliza rayos X.

Fig. 1 Esquema de funcionamiento del Courier 30 AP



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Fig. 1ª Control Computarizado de una planta

3. Acondicionamiento de la pulpa: Los diversos reactivos necesarios para la flotación exigen mayor o menor tiempo de contacto o de mezcla con la pulpa para que al llegar el momento de la espumación puedan rendir el máximo efecto que se les pide.

Unos reactivos necesitan un tiempo largo de acondicionamiento, como por ejemplo la cal y el carbonato de sodio, por esta razón se los agrega a la entrada del molino. Otros reactivos como los xantatos deben ponerse en la pulpa a última hora, cuando se va a comenzar la espumación. Los reactivos que cumplen la función de colectores pueden agregarse con alguna anticipación, pero si son meramente espumantes es preferible alimentarlos cuando la pulpa va a ser flotada, pues de otro modo podría comenzar a producirse la espuma antes de tiempo.

En general debe darse tiempo para que tengan lugar las reacciones físicas y químicas complejas en el seno de la pulpa. Este tiempo se llama tiempo de acondicionamiento que debe determinarse por la experiencia en laboratorios. Unos pocos minutos pueden ser suficientes cuando la celda de flotación tiene agitación mecánica intensa, pero será mayor el tiempo cuando se hace la flotación en máquinas neumáticas. El acondicionamiento se hace en tanques que poseen mecanismo de turbo agitación como los de tipo DENVER.

Fig. 2 Tanque Acondicionador Denver



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Estos aparatos poseen un eje vertical que gira con una velocidad de 130 r.p.m. en los grandes y 250 r.p.m. en los chicos. El eje llega a unos ocho o diez pulgadas del fondo y tiene en su extremo inferior una hélice que al girar impele la pulpa hacia abajo y tangencialmente hacia los costados del tanque. Este eje vertical funciona dentro de un tubo de mayor diámetro que termina a poca distancia encima de la hélice y en la parte superior se prolonga un poco mas arriba del líquido o pulpa.

Fig. 3 Vista superior del acondicionador

A distintos intervalos el tanque tiene perforaciones en su periferia que permiten

que la pulpa entre a su interior. Al girar la hélice y ser arrastrada la pulpa hacia abajo se forma un vacío dentro del tubo lo que permite ingresar aire desde el exterior y mezclarlo con la pulpa.

Los tanques acondicionadores son de forma cilíndrica de madera o hierro y se fabrican desde cuatro pies de diámetro por cuatro de alto hasta 14 pies por 14 pies.

Como estos aparatos tienen la ventaja de mezclar y airear la pulpa antes de que entre a flotación y sirven al mismo tiempo de reguladores o alimentadores continuos de las celdas de flotación, su uso se ha generalizado no solo cuando se emplean máquinas neumáticas en cuyo caso son indispensables, sino también cuando se usan máquinas de agitación.

4. Alimentación de reactivos y su dosificación: Al introducir al circuito de flotación una cantidad exacta, bien medida y en forma continua, un reactivo cualquiera, sea sólido o líquido requiere cuidados especiales. Esta operación es tanto más delicada cuando las cantidades de reactivos por alimentarse son casi siempre muy pequeñas y están en relación directa con la cantidad de mineral que entra a la flotación.

Los reactivos sólidos son más fáciles de alimentar, se pesa la cantidad del reactivo que corresponde y que debe introducirse en el circuito en una hora. Por ejemplo: conociendo de antemano el número de toneladas de mineral que pasa por la planta en ese tiempo.

Para agregar reactivos sólidos en forma continua se fabrican diversos dispositivos entre los cuales podemos citar el alimentador de cono y el de vibración. Ambos son susceptibles de un ajuste perfecto. En las grandes instalaciones se alimentan desde tolvas o con cintas transportadoras. La alimentación de los reactivos líquidos debe ser por lo general mas delicadamente ajustada. Así, los aceites tienen que alimentarse directamente mientras que los reactivos químicos se agregan al circuito en concentraciones más o menos diluidas que son fáciles de controlar.



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En pequeñas plantas o en las pruebas de laboratorio el aceite se agrega por gotas. Se debe determinar previamente cuantas gotas de aceite pesan un gramo, para saber la fracción de gramo que representa cada gota. Si se trabaja en forma continua hay que determinar enseguida la dosificación que hay que introducir en el circuito, ya sean gotas por minuto o cada cinco minutos. Con las soluciones diluidas hay otras maneras de controlar de acuerdo a los volúmenes de líquido en un tiempo dado, ejemplo: usando una probeta y un cronómetro se puede determinar exactamente los centímetros cúbicos de xantato por minuto a agregarse en un circuito.

Hay varios e ingeniosos dispositivos mecánicos para alimentar los reactivos líquidos en flotación. Puede usarse desde un frasco de vidrio con una manguera que se estrangula a voluntad con una pinza de Morh hasta un alimentador mecánico de disco giratorio con dedales o copitas sumergibles en el tanque que contiene el reactivo a alimentar.

MAQUINAS DE FLOTACIÓN

Se han construido gran número de máquinas de flotación de diferentes tipos y tamaños. Unas neumáticas y otras completamente mecánicas o muchas veces la mezcla de ambas.

Hay además otras mecánicas que utilizan aire comprimido que se introduce a través de un diafragma poroso del fondo de la celda situado en la base de un impulsor que gira rápidamente y últimamente mediante toberas de inyección de aire de diferentes largos, se introduce dentro de una columna de flotación, lo cual veremos mas adelante.

OPERACIONES GENERALES: son las que hemos mencionado anteriormente y que deben cumplirse para empezar el proceso de flotación.

Las máquinas de flotación se construyen en unidades múltiples y se les regula la circulación de la pulpa a través de las diversas unidades de manera de obtener los mejores resultados. La forma común de llevar el trabajo es enviar la pulpa a varias celdas preliminares conocidas como preparadoras o devastadoras (ROUGHERS) que producen un desecho de áridos, colas o estériles y un concentrado de baja graduación. Este concentrado de desbaste se trata varias veces, despueés de ser remolido para darle una granulometría más fina, en celdas limpiadoras (CLEANERS) y finalmente en celdas relimpiadoras (RECLEANERS) hasta obtener la concentración deseada.

El costo de la flotación varía enormemente según el tipo de mineral tratado. En casi todos los casos de flotación de minerales sulfurados la molienda representa el costo más alto. En las grandes instalaciones de molinos que tratan miles de toneladas por día el costo varía de 0,44 a 1,83 U$S por tonelada métrica.

El costo real de la propia operación de flotación lo determina principalmente el tipo y cantidad de reactivo empleado. El costo del reactivo puede llegar a 0,50 U$S por tonelada y la potencia necesaria es del orden de 1 a 6,5 KW/hora/ton m.



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Fig. 4 Típico Circuito de Flotación

Fig. 5 Circuito de Flotación



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MAQUINAS DE FLOTACION TIPO DENVER SUB-A FUNCIONAMIENTO: 1. ZONA DE MEZCLA Y AIREACION: La pulpa entra a la celda por gravedad

por el tubo de alimentación, cayendo directamente encima del impulsor rotativo o rotor por debajo de una caperuza fija o deflector o dispersor. A medida que la pulpa cae sobre los álabes del rotor es lanzada hacia afuera y hacia arriba por la fuerza centrífuga. El espacio entre los álabes rotativos y la caperuza permite que una parte de la pulpa caiga en cascada sobre dichos álabes. Esto produce una succión positiva basada en el principio del eyector y hace que aspiren grandes cantidades de aire controladas por el tubo de aspiración central hacia el interior de la celda. Mediante este efecto se consiguen que se mezclen muy bien el aire con la pulpa produciendo una pulpa viva completamente aireada con burbujas muy pequeñas.

Fig. 6 Esquema de una celda de flotación Denver Tipo Sub-A

2. ZONA DE SEPARACION: Situado el impulsor debajo de la caperuza fija en el fondo de la celda se confinan en esta la agitación y la mezcla. En la zona central o de separación, la acción es tranquila y se eliminan las corrientes transversales, impidiendo así que se desprenda la partícula de mineral de la burbuja de aire que la sostienen, lo que es muy importante. En esta zona se separan las burbujas de aire cargadas de mineral de la ganga sin valor y el producto mediano vuelve a la zona de agitación a través de los orificios de recirculación situados en la parte superior de la caperuza fija.

3. ZONA DEL CONCENTRADO O ZONA SUPERIOR: El material que se enriquece está parcialmente separado o no, según el diseño, por medio de una placa del lado interior de la máquina por el que se descarga el concentrado. La actividad de la celda en este punto es muy tranquila y el concentrado cargado de mineral, avanza y es eliminado rápidamente por un eje de paletas.



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En un circuito de celdas acoplado en serie, el paso de la pulpa de una a otra celda se regula mediante compuertas.

Fig. 7 Esquema de una celda con inyección de aire

Fig. 8 Celdas acopladas en serie

MAQUINAS DE FLOTACION TIPO WENCO FUNCIONAMIENTO: Consiste de un ensamble dispersor rotor, mas bien que un impulsor y

normalmente la unidad está compuesta de una gran artesa rectangular, dividida en secciones, cada una contiene un ensamble dispersor rotor. La alimentación entra por debajo de la primera división y las colas pasan de una a otra por la parte inferior.

El nivel de la pulpa se ajusta en el vertedero de las colas en uno de los extremos de la artesa. La pulpa que pasa a través de cada celda o compartimento, es atraída hacia arriba en el interior del rotor por la succión que crea la rotación. El rotor también succiona aire hacia debajo de la base tubular, el que se mezcla por completo con la pulpa antes de dividirse en pequeñas burbujas estables por el dispersor que es, una unidad perforada, nervada y estacionaria que rodea el rotor, desviando bruscamente el movimiento giratorio de la pulpa. A diferencia de las celdas Denver Sub-A, el flujo a través del banco es solo por gravedad. Esto significa que se dispone de mas energía



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para producir la aireación y dispersión, lo que hace posible obtener espuma muy voluminosa con este tipo de máquinas que incrementa su capacidad y velocidad de flotación.

Fig. 9 Celda Wenco

Fig. 9ª Celda Wenco

MAQUINAS DE FLOTACION DE GRAN CAPACIDAD



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FUNCIONAMIENTO: El principio de funcionamiento de estas máquinas es similar al de las anteriores,

con un grado de perfeccionamiento óptimo, en el diseño de cada fabricante y son de grandes capacidades; por ejemplo las máquinas o celdas de flotación RCSTM fabricadas por el grupo SVEDALA, cuyas capacidades varían de 5 m3 a 200 m3. Se adjunta a continuación el esquema de la celda y tabla de capacidades.

Fig. 10 Celda de Flotación de gran capacidad



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Fig. 11 Tabla de capacidades



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Otro tipo fabricante de celdas tanques (gran capacidad) es Outokumpu.

Fig. 12 Celdas Tanque OutoKumpu de 100 m3 de capacidad cada una.

MAQUINAS DE FLOTACION NEUMATICAS FUNCIONAMIENTO: En los circuitos de flotación las máquinas neumáticas tienen una parecida

disposición a las máquinas de agitación, pero la diferencia está en que la máquina neumática está formada por artesas o tanques de grandes dimensiones que se construyen en celdas separadas.

Para este tipo de máquina se usa un gran caudal de aire y presión moderada, por ejemplo: 10.000 pies cúbicos por minuto a una presión de 3,5 Lbs. por pulgada cuadrada. Este tipo de aire lo proporciona una máquina llamada soplante. Ejemplo: la máquima ROOT.

Fig. 13 Celda neumática tipo Forrester



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COLUMNAS DE FLOTACION FUNCIONAMIENTO: Es otro tipo de máquina de flotación neumática, que proporciona mejores

separaciones que las máquinas tipo celda, particularmente cuando operan sobre

materiales finos (del orden de pasante malla 400, 37 µm). A continuación adjuntamos

una posible configuración de la columna de flotación.

Fig. Esquema de una Columna de flotación

La columna consiste en dos diferentes secciones. En la sección inferior al punto

de alimentación (sección de recuperación), las partículas suspendidas en la fase del agua descendente se pone en contacto con un enjambre de burbujas de aire ascendente, producidas en la base de la columna.

Las partículas que pueden flotar con las burbujas y se adhieren a ellas y son transportadas hasta la sección de lavado, arriba del punto de alimentación. El material no flotable se elimina como colas por la base de la columna. La partículas de ganga que no se adhieren a las burbujas o se arrastran en la corriente deslizante de éstas son lavadas de regreso a la sección de recuperación, reduciendo así la contaminación del concentrado.

El agua de lavado también sirve para reprimir el flujo de la pulpa de alimentación arriba de la columna hacia la salida del concentrado. Hay un flujo líquido descendente en toda la columna que evita el movimiento masivo del material de alimentación hacia el interior del concentrado.

Las pruebas en columnas, comparadas con las celdas de subaireación indican

que el rendimiento de la columna es al menos comparable con un banco de celdas de

subaireación, cuando se operan sobre materiales extremadamente finos.



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Fig. 15 Columna de Flotación Fig. 16 Diseño de una Tobera de inyección de

aire

DISPOSICION DE LAS CELDAS DE FLOTACION EN UN CIRCUITO DE PLANTA

Suponiendo que la pulpa esté preparada y acondicionada para la flotación y que hemos estudiado las diversas formas de acoplar estas máquinas y organizar un circuito propiamente dicho. Para ello deberemos verificar los minerales y las variaciones del proceso que se siguen, usando distintos circuitos de acuerdo a nuestras conveniencias, que podemos hacerlos con dibujos indicativos que muestran a grandes rasgos el procedimiento. Ejemplo: para un circuito con celdas de agitación mecánica.



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Fig. 17 Disposición de celdas de flotación de agitación mecánica

Este circuito es uno de los más simples que puede usarse y suponemos una

bateria de doce celdas de las cuales dos hacen la limpieza y una la relimpieza para sacar el concentrado final. Las nueve últimas hacen el desbaste necesario para alimentar a la limpieza. Cada arreglo es arbitrario y depende de las experiencias de laboratorio que dan las pautas para determinadas características del mineral.

Fig.18 Planta de Flotación Sewell de Minerales de Cobre, El Teniente Rancagua (Chile)



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El circuito anterior corresponde a una planta de flotación de concentrado de cobre y molibdeno, con capacidad de 7.000 ton m/año de mineral de cobre sulfurado. La ley del concentrado obtenido es de 32 % de cobre y 0,5 % de molibdeno.

El mineral finamente molido es acondicionado y luego la pulpa pasa a dos bancos de desbaste de seis celdas cada uno, obteniéndose dos concentrados, que van a un tanque de acondicionamiento y una cola final. El tanque de almacenamiento vuelve a alimentar a dos bancos de repaso el primero con seis celdas y el segundo dividido en tres celdas para obtener un concentrado que se junta con el concentrado del banco número tres y las otras tres celdas del banco número cuatro sacan un concentrado que vuelve al circuito de almacenamiento. De estas últimas tres celdas sale una cola final. Los concentrados obtenidos en el banco tres y parte del banco cuatro se separan mediante un clasificador a rastras pasando el overflow a un ciclón y la parte gruesa a un molino a bolas para su remolienda. El overflow del ciclón alimenta

a seis celdas de limpieza para obtener el concentrado final. Fig. 19 Circuito de Flotación y Remolienda de minerales de Cobre y Oro, Minera La Alumbrera

(Argentina)

El circuito de flotación y remolienda consta de dos circuitos paralelos de

flotación rougher, dos de limpieza y una etapa de remolienda entre ambas etapas de flotación, para lograr una reducción de tamaño adicional.

El objetivo de la flotación rougher (primaria) es recuperar todos los sulfuros de cobre y hierro y el oro y desechar los minerales de ganga (cuarzo, feldespato óxidos de hierro y micas) como colas.

Cada circuito está compuesto por dos bancos de ocho celdas tanque marca Outokumpu de 100 m3 de capacidad conectados en serie. El concentrado de cada celda es colectado en un cajón de pulpas y bombeado al circuito de remolienda. Las colas de la flotación primaria son enviadas directamente por gravedad al dique de colas.



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La recuperación para sulfuros de cobre liberados es mayor a 90 % para partículas mayores a 90 micrones (malla 170) y del 60 % para partículas menores a 10 micrones (malla 1.250). Los sulfuros de cobre asociados a ganga alcanzan una recuperación de 60 % para partículas con tamaños de entre 30 y 90 micrones.

La etapa de remolienda tiene como finalidad obtener un producto de 80 % pasante los 40 micrones ( aprox. malla 400), con el objeto de separar la pirita y la ganga de los sulfuros de cobre y el oro.

La remolienda esta compuesta de dos molinos a bolas de 5 metros de diámetro por 7.32 m de largo, con una potencia de 3.360 Kw, operando cada uno en circuito cerrado con un nido de 16 ciclones Krebs de 380 mm, alimentados por bombas de velocidad variable.

Una porción igual a la de la etapa de molienda primaria (15 %) alimenta a dos concentradores gravitacionales Knelson de 4” x 30”, que aportan en su conjunto para la etapa de remolienda el 30 % del oro que es tratado en la sala de fusión. El overflow de los ciclones va a la etapa de flotación de limpieza.

La flotación de limpieza se efectúa en celdas Jameson, ya que favorece, frente a las columnas convencionales, la reducción de humedad del concentrado final y la recuperación de oro debido a la cinética de las mismas. En el circuito de limpieza no es necesario el agregado de cianuro para deprimir la pirita, hecho se consigue con el uso de pHs altos (12-12,2) mediante el agregado de lechada de cal.

El sobre flujo de los ciclones de remolienda va a una cuba, desde donde mediante bombas, se alimentan las celdas de primera limpieza. El concentrado de la primera limpieza va directamente a la etapa de relimpieza que también se efectúa mediante celdas Jameson. Las colas de la primera limpieza, alimentan las celdas de segunda limpieza, cuyo concentrado va a relimpieza y las colas a un circuito de flotación Scavenger. El concentrado de la relimpieza va a una cuba de concentrado final el cual se bombea hacia los espesadores, y las colas van a la cuba de la primera limpieza.

El concentrado de las celdas de flotación Scavenger, retorna al circuito de remolienda y las colas finales se unen con las colas finales de la flotación rougher que fluyen hacia el dique de colas.

FLOTACIÓN DE MENAS DE COBRE

La producción de concentrados de cobre por flotación es hoy por hoy mayor que

la producción de concentrados de Zinc, Plomo, Plata, Pirita Aurífera, entre otros, que son los de mayor demanda comercial.

Los minerales sulfurados de cobre tales como la calcopirita (CuFeS2), calcosita (Cu2S), covelita (CuS) y bornita (Cu5FeS4) generalmente se asocian en algún grado con la pirita en una ganga que puede contener sílice, calcita y varios silicatos. Las separaciones por flotación de esos minerales de la ganga y la pirita son los métodos más importantes para la concentración del cobre.

Los minerales de sulfuro de cobre flotan con facilidad y responden rápidamente a los colectores de sulfhidrilo. Los xantatos son los colectores dominantes, siendo



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notable el xantato etílico, aunque su uso ha declinado recientemente, quizá debido al alto costo. Los xantatos isopropilicos y amilicos son cada vez más usados. Generalmente se aprovechan los circuitos alcalinos de pH 8-9, en los que la cal controla el pH y deprime la pirita presente. En los últimos años el uso del espumante ha cambiado significativamente, desde los reactivos naturales tales como el aceite de pino y los ácidos cresílicos, hasta los espumantes sintéticos tales como los alcoholes de mayor número de carbones y los ésteres de poliglicol. Generalmente la limpieza de los concentrados primarios se hace para alcanzar un determinado grado de fundición, pero con frecuencia las medianías o concentrados los medios se muelen de nuevo para una recuperación máxima. Normalmente el consumo de reactivos está entre 1-5 Kg de cal/ton., 0.02-0.3 Kg de xantato/ton y 0.02-3.15 Kg de espumante/ton.

La Compañía Minera Palabora en Africa del Sur trata una mena compleja para recuperar valores de cobre, magnetita, uranio y zirconio. La ley de la mena es de alrededor de 0,56% Cu, y los minerales principales son la calcopirita y bornita, aunque la calcosita, cubanita (CuFe2S3) y otros minerales de cobre están presentes en cantidades menores.

Después de la trituración y molienda, la mena es tratada en ocho diferentes secciones de flotación para recuperar el cobre. La alimentación a las primeras cinco secciones paralelas, es acondicionada con 0,015 Kg de xantato etílico de sodio por tonelada y 0,04 kg de espumante por tonelada y cada sección se alimenta a una velocidad de 385 ton/hora. La alimentación de flotación es gruesa, el 80% a menos 300 µm (aprox. Malla 50), esto se debe al alto índice de trabajo o dureza de la magnetita en la mena, lo cual en ocasiones aumenta los costos de molienda si se muele a un tamaño más fino. Debido a este tamaño grueso y a las altas gravedades específicas de la magnetita y de los otros minerales en la mena, se requiere una alta densidad de pulpa alrededor del 62% de sólidos para evitar el asentamiento de las partículas.

La alimentación se introduce a seis bancos, cada banco contiene dieciocho celdas Agitair de 1,1 m3 (40 pies3), combinando las colas de cada banco para alimentar de 10 celdas Fagergreen de 8,5 m3 (300 pies3). Los minerales que flotan con más rapidez principalmente calcopirita y bornita liberadas, flotan en las primeras celdas Agitair y se introduce un colector más fuerte, xantato amílico de potasio a una velocidad de 0,01 Kg/ton a la novena celda de cada banco Agitair para flotar las partículas menos flotantes, tales como la cubanita.

Las colas de los bancos Agitair se acondicionan con 0,01 Kg de colector dodecil mercaptano por tonelada, para intentar flotar los minerales de cobre más refractarios. Las celdas Fagergreen se hacen trabajar intensamente para lograr esto. Las colas del circuito tienen una ley de 0,1% Cu.

Los concentrados de las celdas Agitair y Fagergreen se combinan para



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proporcionar un concentrado primario, que tiene una ley de alrededor de 12% Cu. Este concentrado pasa a un circuito de remolienda con el cual se obtiene un overflow de 90 % pasante 45 µm (malla 325) y se acondiciona con pequeñas cantidades variables de xantato amílico de potasio, antes de alimentarlo al circuito de limpieza con una densidad de pulpa de 14% de sólidos. Esta dilución es posible debido a la extracción de la magnetita y de otros minerales pesados en las colas y el tamaño de partícula fino que se produce después de la nueva molienda.

Fig. 20 Circuito de Flotación de Palabora

El circuito de limpieza consiste de un banco simple de dieciocho celdas Agitair

de 1,1 m3 y la alimentación se introduce en la tercera celda del banco. El concentrado de las celdas 7-18 alimenta a la primera celda del banco y las colas del banco recirculan a la alimentación de las celdas primarias. El concentrado final de cobre, con una ley a 35-40 % Cu, se produce en las primeras seis celdas del banco y la re-cuperación total de cobre del circuito es alrededor de 85%.

Las menas de cobre que contienen una mezcla de minerales oxidados y de sulfuro tales como malaquita, azurita y cuprita, se tratan flotando primero los sulfuros y después las colas se tratan con sulfuro de sodio o hidrosulfuro para activar los minerales oxidados. La sulfidización se efectúa agitando la pulpa con los reactivos por un período de 5 a 20 minutos. En algunas operaciones, las adiciones por etapas del agente sulfidizante, durante el acondicionamiento y durante la flotación, producen resultados más efectivos, ya que un exceso de sulfidizador deprime los minerales activados. Generalmente la flotación requiere un colector poderoso, tal como un xantato de cadena más grande o un ácido graso. La cantidad de sulfidizador requerida varía de 1 a 4 Kg/ton.



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La División Chingola de la Nchanga Consolidated Copper Mines está calificada como la más grande productora de mena de cobre en Zambia y una de las más grandes en el mundo. Las instalaciones metalúrgicas incluyen una planta de lixiviación de colas con un circuito de extracción por solventes, actualmente la más grande del mundo. Esta planta produce 6.000-7.000 toneladas mensuales de cobre electroextraído o por electrodeposición desde un mineral que contiene menos del 1% Cu. La planta de Chingola aporta 9.500 toneladas mensuales de cobre a partir de concentrados conteniendo 15-20% Cu.

La mena es triturada y molida en dos molinos separados, uno trata mena subterránea y el otro mena de cielo abierto. El concentrador produce concentrados de flotación de un compuesto que se obtiene mezclando la pulpa de los dos molinos. El principal mineral de sulfuro en la alimentación del molino es la calcosita, con algo de bornita y calcopirita. La malaquita es el principal mineral de cobre oxidado, junto con algo de azurita y crisocola.

Fig. 21 Diagrama de Flujo de Flotación de Nchanga

El producto del molino se acondiciona con colector xantato isopropílico de



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sodio y espumante trietoxibutano (TEB), antes de alimentarlo a la flotación de sulfuro. El sulfuro primario produce concentrados de alto y bajo grado que se limpian separadamente para producir un concentrado de alto grado (45-55% Cu), el cual se embarca a la fundición y un concentrado de bajo grado (12-25% Cu), que se entrega al tostador Chingola.

Las colas primarias de sulfuro se acondicionan con una solución de hidrosulfuro de sodio al 15%, la cual activa los minerales de cobre oxidados y una mezcla 1:1 de aceite de palma y dieselina que actúa como una combinación de espumante-colector. El concentrado de óxido primario se clasifica mediante ciclones y el overflow del ciclón se espesa, se filtra y se envía a la planta de lixiviación de alto grado.

El underflow del ciclón se remuele y limpia para eliminar el sulfuro de cobre residual. Las colas de la flotación final, conteniendo alrededor de 0,8% Cu, en la que predominan los minerales de cobre oxidados, avanza después a la planta de lixiviación de colas. La recuperación en la flotación del sulfuro de cobre es alrededor de 92%, del óxido de cobre alrededor del 47% y la recuperación total de cobre es aproximadamen-te de 68%.

FLOTACIÓN DE LAS MENAS PLOMO-ZINC

Los minerales de plomo y zinc se presentan juntos en los depósitos de valor

económico. Si se encuentran independientes uno del otro, normalmente están asociados con los minerales de cobre y en muchos. casos los tres se encuentran juntos, frecuentemente acompañados por cantidades variables de pirita.

El sulfuro de plomo o galena (PbS) y el sulfuro de Zinc o esfalerita (ZnS) son los principales minerales, pero la cerusita (PbCO3), anglesita (PbSO4) y la smithsonita (ZnCO3) también son importantes. En algunos depósitos el valor de los metales asociados, tales como la plata, cadmio, oro y bismuto, es casi tanto como el del plomo y zinc y las menas plomo/zinc son las fuentes más importantes de plata y cadmio.

Se han desarrollado varios procesos para la separación de la galena de la esfalerita por flotación selectiva en dos etapas. El proceso mas usado es aquél por el cual la esfalerita es deprimida con cianuro de sodio y sulfato de zinc o ambos, permitiendo que la galena, al no ser afectada, flote en la primera etapa. Aunque la función primaria del cianuro es deprimir los sulfuros de zinc, también tiene una acción similar sobre cualquier pirita presente.

La presencia de los sulfuros de hierro convierte a la mena en ácida con la producción de sulfatos e hidróxidos de hierro, plomo y zinc, los cuales afectan la superficie de los minerales de plomo y zinc. La galena tiende a ser deprimida por empañamiento o recubrimiento de la superficie y la esfalerita a ser activada por los iones de plomo. Las sales disueltas, tales como el sulfato ferroso, consumen xantato y



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cianuro lo que ocasiona un alto consumo de reactivos. La cal y la ceniza de sosa (soda Ash) se usan para ajustar el pH de manera que las sales disueltas precipiten. La cal se usa debido a su bajo costo, pero si se usa en exceso en el circuito de plomo, deprime la galena.

Por lo tanto la ceniza de sosa se usa en el circuito de plomo cuando es posible. Puesto que la cal es un efectivo depresor para la pirita, ésta se usa si están presentes altas cantidades de pirita, en cuyo caso muchas veces será necesario un poderoso colector para flotar la galena.

Después de la flotación de la galena, las colas se tratan por lo general con sulfato de cobre, el cual reactiva la superficie de los minerales de zinc, permitiéndoles flotar. La cal se usa en la flotación del zinc para deprimir la pirita ya que no tiene efecto depresor sobre los minerales activados de zinc y se usa un pH alto (pH 11) en el circuito de zinc.

La mina Bou Beker en Marruecos trata una mena de zinc-plomo de alto grado, con una ley de 3,5% de plomo y 25% de zinc conteniendo pequeñas cantidades de pirita en una piedra caliza dolomítica.

Fig. 22 Flotación de una mena de Zinc-Plomo en Bou Beker

Los concentrados primarios de plomo reciben limpieza triple para producir un concentrado de más de 70% de plomo, mientras que debido a la alimentación de zinc de alto ley, que en ocasiones es más del 30% zinc, los concentrados de zinc primarios se limpian sólo una vez. Un flotado de desbaste de las colas de la flotación de limpieza de zinc produce un concentrado secundario que se flota limpiándolo dos veces para obtener un concentrado de 60% zinc.



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La flotación en masa (bulk flotation) de los minerales de plomo y zinc (juntos), seguida por la separación, presenta varias ventajas económicas, tales como la eliminación de grandes cantidades de ganga en una sola etapa.

El proceso de flotación selectiva (selective flotation) de un concentrado masivo difiere poco en principio de la flotación selectiva de esos mismos minerales directa-mente de la mena. Sin embargo, en la mayoría de los casos, la esfalerita del concentrado masivo está cubierta con una capa de colector que la hace difícil, o aún imposible de deprimir y en ocasiones requiere cantidades extremadamente grandes de depresor. Este es especialmente el caso si se usó sulfato de cobre para activar la esfalerita; el cianuro reacciona con los iones de cobre residuales en la solución. Las plantas que usan la flotación masiva hacen lo posible para usar el mínimo de colector en la alimentación para dicha etapa. Frecuentemente se obtienen recuperaciones más bajas.

La flotación masiva se lleva a cabo en Zinkgruvan, la mina de zinc más grande de Suecia. La molienda es autógena y los iones de plomo liberados durante la molienda activan la esfalerita a tal grado que el sulfato de cobre no es necesario. La planta de flotación consiste de una flotación masiva y varias etapas de flotación de plomo; cada circuito consiste de varias etapas: primaria, recuperadora y limpiadora.

La galena y la esfalerita se flotan con 0,15 Kg de xantato etílico de potasio/ton. Después de cinco etapas de limpieza el concentrado se acondiciona con 0,5 Kg de sulfato de zinc/ton para deprimir la esfalerita y la galena se flota con xantato etílico de potasio.

FLOTACIÓN DE MENAS POLIMETALICAS DE COBRE-ZINC-PLOMO

La flotación de las menas cobre-zinc-plomo presenta uno de los problemas más

complicados en la metalurgia de los metales base, debido a la similar flotabilidad de los minerales de cobre y zinc. Esto es especialmente cierto cuando la oxidación causó la disolución de algo de cobre, el cual activa el zinc.

En la antigüedad la flotación selectiva se hacía en tres etapas sobre las menas plomo-zinc. Ahora rara vez se usa, ya que la técnica preferida es flotar selectivamente un concentrado masivo de cobre-plomo con depresión del hierro y el zinc, seguida por la reflotación de las colas cobre-plomo para recuperar el zinc. La separación del cobre y plomo del concentrado masivo por lo general se realiza por uno de tres procesos, con referencia a los métodos de cianuro, de óxido de azufre y dicromato.

La depresión de los minerales de cobre con compuestos de cianuro se usa bajo las siguientes condiciones:

a) Los minerales de cobre son calcopirita, tetrahedrita o tenantita. El cianuro no es un



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depresor efectivo para la calcosita, covelita o galena. b) La relación de cobre a plomo es pequeña, es decir que es más barato deprimir la

fracción más pequeña, ya que se requiere menos reactivo. c) La superficie de la galena no se empaña o recubre y por lo tanto flota rápidamente.

La depresión de la galena es preferible a la depresión del cobre, cuando:

a) Los minerales de cobre son la calcosita o covelita. b) La relación de cobre a plomo es grande, en cuyo caso se requiere un alto consumo

de cianuro para la depresión del cobre. c) Siempre se encuentra galena oxidada y empañada.

Existen dos métodos de deprimir la galena, aunque en algunos casos se usan combinaciones de ambos. La galena se deprime por dicromato de sodio agregado como solución al concentrado masivo, luego se flota el cobre con pequeñas cantidades de un colector selectivo. En el otro método, se bombea el concentrado masivo hasta una torre con dióxido de azufre gaseoso, el concentrado fluye hacia abajo de la torre en contra de la corriente de gas. Después del acondicionamiento, se agrega almidón hervido o caustizado a la pulpa para deprimir la galena. Después se flota el cobre de la galena. Además de deprimir la galena, la esfalerita también se deprime, si está presente en el concentrado masivo. El dióxido de azufre limpia la superficie de los minerales de cobre y mejora su flotación.

La depresión de los minerales de cobre por cianuro es tal vez el método que más se usa. El cianuro deprime efectivamente a la calcopirita y esfalerita, asegurando la separación precisa de mineral y la producción de un concentrado de plomo el cual es puro en relación a cobre y zinc, lo cual es la ventaja de este método. Su desventaja es la gran cantidad de cianuro necesario y la capacidad de éste para disolver el oro y la plata, que muchas veces se encuentran en estas menas en cantidades económicas. El método de activar los minerales de cobre con dióxido de azufre se emplea cuando la relación de cobre a plomo es grande, ya que el depresor del plomo, el almidón, es un reactivo relativamente barato.

Los métodos de separación de los concentrados masivos cobre-plomo en varias minas aparecen en la siguiente tabla.

CONCENTRADO

DE PLOMO CONCENTRADO

DE COBRE MINA PRINCIPALES

MINERALES DE COBRE

METODO DE

SEPARACION

REL. Pb/Cu % Cu % Pb % Cu % Pb

Sunshine, Idaho Tetrahedrita Cianuro 1:1 2 10 21 7

Idarado, Colorado Calcopirita Cianuro 1:1 3 66 25 3

Buchans, Newfoundland

Calcopirita Dicromato/SO2 2:1 1 56 21 8

Mahr Tunnel, Perú Calcopirita Cianuro 2:1 6 60 20 8

Tsumeb, S.W.Africa

Tenantita Cianuro 2:1 3 72 31 4

Casapalca, Perú Varios Dicromato 4:1 3 64 26 7



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San Francisco, Mexico

Calcopirita SO2 5:1 1 62 26 8

Lake George, Australia

Calcopirita SO2 10:1 0,2 62 21 6

Cuando se trata de minerales oxidados de cobre, plomo y zinc, corresponden tres diferentes tratamientos:

1. METODO DE SULFURACIÓN: usando los reactivos sulfurantes que hemos

estudiado. 2. METODO DE JABONES Y ACIDOS GRASOS: tipo oléico, palmítico, etc. 3. METODO DE SULFHIDRATOS ORGANICOS: como mercaptanos, tiofenol o

petróleos sulfonados.

FLOTACION DE MINERALES DE ORO Cualquiera que sea la combinación de los tratamientos para la recuperación del

oro en forma más económica y completa, la flotación es generalmente muy simple. En la mayoría de los casos, el objeto no es tanto el de obtener un concentrado muy rico en oro, aunque esto podría usarse fácilmente usando aerofloat o xantatos, sino el de obtener una mayor recuperación posible del material valioso, en un concentrado de mediana ley, que puede venderse a una fundición o someterse a otro tratamiento en la misma planta.

A veces el concentrado de las celdas se envía a la cianuración, sometiéndolo a una limpieza (cleaner) con o sin remolienda previa. Los reactivos usados dependen principalmente de la naturaleza del sulfuro al cual está asociado el oro.

El oro mismo flota fácilmente con un aerofloat, con un dithiofosfato o con un xantato adicionándole un poco de aceite de pino si fuera necesario, para aumentar el volumen de espuma.

El reactivo Aerofloat 208 de la American Cyanamid (dietil dithiofosfato de sodio) es uno de los promotores mas eficaces para el oro libre. El reactivo 301 que una mezcla de xantatos poderosos se usa en especial para flotación de pirita aurífera. Se pueden usar también el aerofloat sódico y el xantato amílico en lugar de los reactivos anteriores o juntos con ellos. La flotación se hace generalmente en pulpas con pH entre 7,0 y 7,5.

Para regular la alcalinidad debe usarse carbonato de sodio en lugar de cal, porque ésta es un fuerte depresor del oro.

El silicato de sodio usado en exceso también deprime al oro, por lo que es aconsejable usar como dispersor una solución de almidón (100 grs/ton.).

Es preferible poner el dispersor en el circuito de limpieza porque allí puede causar menores pérdidas que en los ROUGHERS (desbaste). Para acelerar la flotación del oro se acostumbra adicionar unos 120 grs de sulfato de cobre por tonelada tratada. La escala de consumo de reactivos normales para minerales que contienen oro libre o pirita aurífera es la siguiente:



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• Aerofloat 25, de 25 a 100 grs/ton. • Aceite de pino si es necesario, 5 a 10 grs/ton. • Aerofloat 208 (Dithiofosfato), 10 a 25 grs/ton. • Xantato amilico o pentasol, 10 a 25 grs/ton. • Sulfato de cobre 50 a 125 grs/ton. • Carbonato de sodio si fuera necesario, se agrega para mantener la

alcalinidad entre los puntos indicados. • Almidón si necesita como dispersor, se agrega en los cleaners.

Las máquinas que se usan deben ser de agitación mecánica violenta pues los

minerales auríferos son lentos para flotar. Son raros los casos en los que hay que oro metálico. Ya se ha dicho que cuando el oro metálico es separable por amalgamación o por algún procedimiento gravimétrico es siempre aconsejable usarlo en lugar de la flotación. Además el oro o la plata nativos no flotarán si se encuentran en partículas de tamaño muy grande, de más de dos o tres milímetros. Pero cuando estos metales se encuentran en forma de polvo fino o de partículas pequeñas, flotan con toda facilidad.

Puede presentarse el caso de tener que flotar lamas auríferas o relaves de tratamientos de oro aluvional que contienen este metal en forma de polvo u el llamado oro flotador que no se retiene en los sluices. En estos casos la flotación del oro no presenta ninguna dificultad. Pero tratándose del lavaje del oro aluvional en sluice se aumenta la recuperación llevando la pulpa a un pH ácido.

Un xantato preferentemente de amilo o un aerofloat sirven de colector, aceite de pino o ácido cresílico como espumante y cuando las partículas de oro son algo grandes es aconsejable usar una pulpa de poca dilución. Lo único que puede molestar en esta clase de flotación es la tendencia a flotar de las lamas muy finas, que para deprimirlas, en lugar de silicato de sodio es preferible usar almidón hervido en agua con una ligera proporción de potasio. Si las lamas son de hierro y manganeso pueden originar mayores trastornos que las lamas terrosas (arcillosas), porque se adhieren a las partículas del mineral impidiéndoles flotar y originan por otra parte un consumo de reactivos, mucho de los cuales son descompuestos por ellos. Como depresor también se usa la cera disuelta en soda cáustica, en vez de almidón.

En un mineral de Sumatra se emplea para facilitar la flotación del oro, la formación de sulfuro de plomo naciente. En una pulpa de pH 8 se agrega una solución al 4 % de acetato de plomo (450 grs/ton.) , y 200 grs/ton de sulfuro de sodio. Se usa además 30 grs/ton. de reactivo Xantato 301 y 60 grs/ton. de aerofloat 208, con 400 grs de carbonato de sodio, siendo la recuperación del oro de aproximadamente 89 % .

FLOTACION DE MINERALES DE PLATA Las especies sulfuradas de plata flotan con facilidad cuando se usan reactivos

que ordinariamente se aplican al plomo, la plata nativa flota siguiendo las mismas reglas que se aplican al oro nativo.

FLOTACION DE MINERALES DIVERSOS MINERALES DE NIQUEL Y COBALTO:



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Los sulfuros de estos metales flotan como los de el cobre. Si se quiere separar

el cobalto del cobre se flota primero el cobre con cal y cianuro para deprimir el cobalto, en una segunda flotación con la ayuda de sulfato de cobre se puede levantar el cobalto con un espumante y un colector.

Los reactivos y cantidades se pueden ver en el catálogo de American Cyanamid.

Cuando se trata del níquel, es más difícil deprimirlo para flotar separadamente el cobre, lo que se puede hacer es flotar primero el cobre con pequeñas cantidades de colector y espumante, y con un pH mayor de 8. Separado el cobre se agrega más aceite de pino y colector más enérgico, para hacer flotar el sulfuro de níquel o la pirita niquelífera. La adición de un dicromato o un poco de cianuro favorecen a veces la flotación del níquel, impidiendo que se levante la pirita.

FLOTACION DE LA ESTIBINA: La estibina (sulfuro de antimonio) por ser muy desmenusable ocasiona pérdidas

cuando se concentra por métodos gravimétricos, recuperándose por flotación hasta el 96 %.

Basta un espumante débil y una pequeña cantidad de colector para que flote la estibina, tanto en circuito ácido como alcalino, en pulpas espesas o diluidas hasta 5:1.

FLOTACION DE ARSENICO: El rejalgar (AsS) y el oropimente (As2S3) son excesivamente flotables por tener

una gran repulsión al agua, basta unas gotas de aceite de pino y un poco de carbonato de sodio para que flote el oropimente; flota también con facilidad con la ayuda de un colector.

FLOTACION DE MOLIBDENITA: No ofrece ninguna dificultad técnica, se usa aceite de pino y un poco de xantato.

Donde puede presentarse dificultades es cuando lo acompañan otros sulfuros, que hay que deprimir; entre éstos están las piritas y la pirrotita, que para deprimirlas se utiliza el cianuro y la cal. Otras veces se practica un ligero tostado de los minerales que no llegue a afectar a la molibdenita pero que haga a los otros más mojables y con esto más deprimibles. Por flotación se puede hacer concentrados de molibdenita con leyes de más del 90 %.

FLOTACION DE PIRITA, PIRROTITA Y MISPIQUEL: En práctica la mayoría de las veces hay más bien la necesidad de impedir, en

vez de provocar la flotación de la pirita. Sin embargo cuando son auríferas tienen fácil venta y puede convenir flotarlas.

Es curioso que la pirita flotada tiene menor precio que la no flotada. La pirita no flota en presencia de xantato de etilo, ni sulfato de cobre cuando el pH es menor a 8,5, pero sí con un pH superior. Con un pH menor de 6,5 la pirita flota muy bien, sin necesidad de sulfato de cobre.

El ácido sulfúrico favorece la flotación de la pirita, quitándole en parte la película oxidada de los granos y depositando en su lugar una película de azufre, por descomposición de los tiosulfatos.

El cianuro deprime a la pirita cuando el pH es superior a 7.



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La pirrotita no flota con xantatos cuando se ha activado previamente con sulfato de cobre, que baja el pH a 6, entonces basta con pequeñas cantidades de xantatos.

FLOTACION DE MINERALES NO METALICOS B A R I T A: Muchas plantas producen concentrados de barita para uso en barros de

perforación, por una simple combinación del Aero 825 Promoter y silicato de sodio en un circuito alcalino con pH 8 a 8,6. Los requisitos de reactivos son muy modestos, el silicato de sodio se usa alrededor de 2 Lbs/ton. (1 Kg/ton.), el Aero 825 Promoter 1,5 a 2 Lbs/ton (0,8 a 1 kg/ton.). El pH es ajustado al punto óptimo usando soda cáustica.

Ha sido demostrado en varias otras plantas que el Aero Promoter 845 solo o en combinación con el Aero 839 Promoter en una relación de 1:1 o 2:1 da resultados metalúrgicos superiores y mejora la economía de reactivos, en comparación con un petróleo sulfonado de tipo espeso que se usa en flotación. También da una característica óptima de espuma y se mantiene más fácilmente su poder selectivo.

El Aero Promoter 800 en combinación con silicato de sodio y soda cáustica para ajustar el pH, ha sido empleado exitosamente para separar la barita de la ganga como la siderita, la hematita, la limonita, la fluorita, la calcita, la sílice y otros minerales. En muchos casos la pulpa innecesariamente hay que deslamarla antes de la alimentación, porque el silicato de sodio actúa como dispersante para permitir el acondicionamiento del colector y su buena flotación. La óptima dispersión se determina rápidamente por una observación visual y es obtenible con un dosaje de silicato de sodio que varía de 3 a 6 Lbs/ton. (1,5 a 3 kg/ton.), y varios minutos de tiempo de acondicionamiento. Después de ese tiempo la barita puede ser flotada selectivamente de la ganga de los minerales.

El uso del Aero 845 Promoter ha sido ampliamente investigado con minerales de bario y sus requerimientos son más bajos y a la vez mejora la selectividad en comparación a otros sistemas de promotores. El uso de la soda cáustica a pH 10,5 se hace cuando hay fluorita para deprimir el bario, con cloruro de bario y ácido cítrico, pero es innecesario cuando se usa el 845.

Los siguientes resultados son los obtenidos con el uso de Aero 845 Promoter: MINERAL TIPO A: • 55% de barita, 20 % de fluorita, 10 % de calcita y 1 % de celestina. • Moler el 95 % a pasante 200 mallas. • Tiempo de acondicionamiento 3 minutos. • Agregar silicato de sodio 5 Lbs/ton. (2,5 kg/ton.). 1-FLOTACION DE DESBASTE: • Agregar hidróxido de sodio hasta pH 9,8. • Agregar Aero 845 0,6 lbs/ton. (0,3 kgs/ton.), en cinco etapas de medio minuto cada

una. • Agregar 0,02 lbs/ton.(10 grs/ton.) de espumante Aerofloat 71A o aceite de pino. • Tiempo de flotación: 7 minutos. 2-FLOTACION DE LIMPIEZA:



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• Agregar 0,05 lbs/ton. (25 grs/ton.) de Aero 845 después de 4 minutos. • Agregar 0,03 lbs/ton. (15 grs/ton.) de espumante (aceite de pino). • Tiempo de flotación: 5 minutos. 3-FLOTACION DE RELIMPIEZA: • Agregar 0,05 lbs/ton. (25 grs/ton.) de Aero 845 después de 4 minutos. • Agregar 0,03 lbs/ton. (15 grs/ton.) de Aerofloat 71A (aceite de pino). • Tiempo de flotación 5 minutos. MINERAL TIPO B: • 75 % de barita, 10 % de calcita y cuarzo, mica y minerales de hierro. • Moler el 95 % a pasante 200 mallas. • Tiempo de acondicionamiento 10 minutos. • Agregar silicato de sodio 4 lbs/ton. (2kgs/ton.). 1-FLOTACION DE DESBASTE: • Agregar 0,5 lbs/ton. (250 grs/ton.) de Aero 845 en cuatro etapas. • Agregar 0,08 lbs/ton. (40 grs/ton.) de espumante. • Tiempo de flotación 5 minutos. 2-FLOTACION DE LIMPIEZA Y RELIMPIEZA: • Flotar cinco minutos y no agregar reactivos. • Esta operación dará concentrados de 91 % a 93 % de sulfato de bario.

ANEXO 1



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FACTORES QUE DETERMINAN LA UBICACIÓN DE UN PLANTA DE CONCENTRACION:

En la medida de lo posible un planta de concentración estará ubicada lo más cercano posible a la mina, con lo cual se evitará los mayores costos del transporte.

La planta preferentemente se ubicará sobre una pendiente de 30 grados, lo cual permite un significativo ahorro de energía, ya que los minerales triturados en el circuito de conminución, caerán por gravedad, de una máquina a otra.

De está manera, las pulpas de los molinos y los concentrados de flotación, también se descargan por gravedad.

En cuanto a la infraestructura deberá tenerse en cuenta el suministro de energía eléctrica, ya sea mediante grupos electrógenos o un sistema de redes interconectado. Lo mismo cabe para el suministro del agua fresca, ya que generalmente las plantas de concentración son grandes consumidoras de agua.

Para ello es necesario realizar las obras civiles que permitan un elevado recupero de agua, mediante el diseño apropiado en los diques de colas, que rebombearán agua industrial al circuito, con un considerable ahorro energético y de reactivos, ya que esta agua se encuentran parcialmente acondicionadas.

Estos diques de colas tienen significativa importancia en lo que concierne al cuidado del medio ambiente, ya que no debe permitirse que las aguas de desecho, percolen o fluyan hacia cursos no deseados.

Por último las vías de comunicación definen la instalación de la planta, ya que sería imposible su ubicación en lugares no accesibles fácilmente.

Las siguientes imágenes, detallan un circuito completo de flotación de minerales de cobre.

Fig. 23 Mina y Trituración Primaria



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Fig. 24 Molienda Fina

Fig. 25 Concentrador



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U.N.C. – Facultad de Ingeniería - Asentamiento Universitario Zapala – Tratamiento Mecánico de Minerales – Tecnología de Procesamiento – TOMO II - BIBLIOGRAFIA

Ing. Pedro Pablo Marquina Herrera –- Lic. Jorge Luis Venaruzzo

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BIBLIOGRAFIA

1.- Handbook of Mineral by A.F.Taggart (Edición 1953) 2.- Mineral Processing Technology by Bia. Wills (De. Pergamon Press Ltda. 1992) 3.- SME Mineral Processing Handbook by M.L. WEISS - De. SME 1985 4.- Teoría e Práctica do Tratamiento de Minererios by Arthur Pinto-Chaves (De. Signus-1996). 5.- Operaciones Unitarias en Procesamiento de Minerales by John M.Currie (De. San Marcos -1991). 6.- Fundamento de la teoría y práctica de empleo de los reactivos de flotación by Dudemhon Shuboriv y Glazuhov (De. MIR 1980. 7.- Hidrometalurgia - Tomos I-II by Haung Twidwel y Muller (De. San Marcos 1986). 8.- Evaluación de Procesos Metalurgicos by Edwin Urday (Edición Ciencias 1990) 9.- Metalurgia de los Metales No Ferrosos by J.Bray 10.- Hidrometalurgia de los Metales Comunes by Van Arsdale 11.- Manual del Ingeniero Químico by J.Perry 12.- Book of Flow Sheets - Paul C. Merrit 13.- Mining Engineerong Hand Book by Howard Hartman (Edición SEM - 1992) 14.- Mining Enginiers Handbook by Peele (Edición Wiley - 1952) 15.- Denver Equiement Handbook Denver 16.- Mining Chemical Handbook CYANAMID 17.- Mining Annual Review 1987 - Mining Jornual - London REVISTAS Y PUBLICACIONES n Mining Emgineering a Publication od SME n Mining Magazine by ABC Business Press n Minería Chilena (Chile) - Minería Latinoamericana (Chile) n Mundo Minero (Perú)

Compilado por Amor a la minería

2013

Documents

Tratamiento mecánico de minerales: Flotación - Marquina y Venaruzzo