8634313 Flotaci n J Yianatos

UNIVERSIDAD TE CNICA FEDERICO SANTA MARIA DEPARTAMENTO DE PROCESOS QUIMICOS, BIOTECNOLO GICOS Y AMBIENTALES

FLOTACIO N DE MINERALES

Juan Yianatos B.2005

Indice General1 Principios Basicos 51.1 Densidad 51.2 Densidad Aparente 61.3 Densidad de Pulpas 71.4 Empuje 81.5 Balance de Masa 91.5.1 Balance de masa global 91.5.2 Balance de masa por componente 101.5.3 Recuperacion 101.6 Flujo by-pass y Reciclo 102 Tecnologa de la Separacion 132.1 Objetivos: Separabilidad y Recuperacion 132.2 Materia Prima: Tamano de Partcula y Liberacion 142.3 Etapas del Proceso 162.3.1 Captura selectiva de partculas 162.3.2 Separacion de burbujas 163 Fundamentos Fsico-Qumicos de la Flotacion 173.1 Energa Libre y Tension Superficial 173.1.1 Condicion de adhesion 17

3.1.2

A ngulo de contacto 18

3.1.3 Trabajo de adhesion 183.1.4 Propiedades superficiales 193.1.5 Potencial zeta 203.1.6 Efecto del pH 213.2 Reactivos de Flotacion 223.2.1 Colectores 223.2.2 Activadores 263.2.3 Espumantes 263.2.4 Depresante 283.3 Preguntas Frecuentes 29

1

Flotacion de Minerales

2Juan Yianatos B.UTFSMProceso de Flotacion 30Caractersticas del Proceso 30Qumica del proceso 30Cinetica del proceso 30Objetivos del Equipo de Flotacion 30Formacion del agregado partcula-burbuja (coleccion) 31Transporte de burbujas (separacion) 31Requerimientos para la Coleccion y Separacion 32Disipacion de energa en celdas mecanicas 32Adhesion partcula-burbuja (coleccion) 33Formacion interfase pulpa-espuma (separacion) 33Preguntas Frecuentes 36Equipos de Flotacion 37Celdas Mecanicas 37Geometra de la celda 37Volumen de la celda 38Flujo especfico de aire 39Impulsor 39Estator 40Variables de diseno de celdas mecanicas industriales 42Celdas Neumaticas 44Columnas contra corriente 44Columnas co-corriente 50Comparacion Entre Celdas Mecanicas y Neumaticas 50Caracterizacion del Proceso de Flotacion. 52Zona de Coleccion 53Tiempo de residencia 53Reactivos 54Tamano de partcula 54Flujo de aire 55Hold-Up de aire 56Tamano de burbuja 57Zona de Limpieza 58Bias 58Agua de lavado 59Altura de espuma 61Modelacion Cinetica 62Modelos Probabilsticos 62Schuhmann (1942) [38] 63Tomlinson y Flemming (1965) [39] 637.1.3Kelsall (1961) [40] 63Modelos Cineticos 64Efecto de la Espuma en el Proceso de Flotacion 68Efecto de la altura de espuma, sin retorno de material desde la espuma68Efecto de la altura de espuma con retorno de material desde la espuma70Distribucion del Tiempo de Residencia71Flujo piston72Mezclador perfecto73Recuperacion de Mineral76Recuperacion en una celda batch77Recuperacion en una celda perfectamente mezclada (operacion continua) 77Recuperacion de mineral en una banco de flotacion con n celdas77Distribucion de la Constante Cinetica78Modelos de Recuperacion de Mineral con Distribucion Continua de la Con- stante Cinetica80Distribucion rectangular de la constante cinetica80Distribucion normal de la constante cinetica82Distribucion Gamma de la constante cinetica82Aspectos Fundamentales del Proceso de Colision-Adhesion86Eficiencia de coleccion86Eficiencia de colision, Ec86Eficiencia de adhesion, Ea87Modelo de la constante cinetica de coleccion87Analisis de Circuitos de Separacion91Comportamiento de Circuitos91Analisis de Superioridad de Circuitos93Curvas de Separabilidad96Eficiencia Tecnica de Separacion100Eficiencia Maxima de Separacion102Eficiencia de Separacion desde el Punto de Vista del Beneficio Economico . . . 107Criterio de la ley neutra107Beneficio especfico110Criterio de beneficio de Meloy110Comportamiento de Equipos111Efectos de mezclado112Efectos de la difusion turbulenta113Caracterizacion de la Materia Prima114Ajuste del Balance de Materiales115Ajuste de Balance para Sistemas de 1 Nodo116Aplicacion del metodo de calculo118Ajuste de Balance para Sistemas de 2 Nodos119Aplicacion del metodo de calculo120Instrumentacion y Control122Objetivos del Control122Problemas de Diseno, Instrumentacion y Operacion122Condiciones Limitantes para la Operacion122Desarrollos en el Control de la Flotacion 123Caso Ejemplo: Columnas 124Sensores 125Referencias 126

Captulo 1

Principios Basicos

Previo al analisis del proceso de flotacion, es necesario repasar algunas definiciones basicas de Fsica que estan involucradas en los fundamentos del proceso de flotacion.El proceso de flotacion se basa en la interaccion entre las burbujas de aire y las partculas de solido presentes en la pulpa. La eficiencia que tienen las burbujas para atrapar en forma selectiva las partculas de mineral y luego ascender cargadas hasta el rebalse, depende de multiples fenomenos que ocurren en la pulpa. Principalmente, diferencias en las propiedades fsico-qumicas superficiales de las partculas. Mediante el uso de reactivos estas diferencias se acentuan y permiten la captura preferencial de algunas partculas, que son colectadas y transportadas por las burbujas de aire.En este curso se analizaran los conceptos basicos, caractersticas de diseno, variables de operacion y sistemas de control de equipos de flotacion industrial.Los topicos aqu presentados se encuentran resumidos y simplificados con el objeto de entregar un conocimiento basico sobre la flotacion. Informacion mas especfica y detallada puede obtenerse a traves de las referencias y anexos.

1.1 Densidad

Se define la densidad de un cuerpo como el cuociente entre la masa del cuerpo y su volumen.

5

= mV

(1.1)

Los diferentes estados de la materia, solidos, lquidos y gases, presentan densidades muy diferentes. Valores tpicos son :

Tabla 1.1: Densidades de Algunas Substancias

Densidad [kg/m3]

Gases

Aire1.3

Oxgeno1.4

Dioxido de Azufre2.9

Lquidos

Agua1000

Alcohol800

Mercurio13600

Solidos

Fierro7200

Aluminio2800

Plomo11340

Slice2700

Calcopirita4200

1.2 Densidad Aparente

La definicion de densidad tambien se aplica a solidos granulares. Por ejemplo, la arena de playa tiene una densidad aparente de 1.97 [kg/L]. Es decir, si se toma un volumen de un litro y se llena con arena de playa su peso sera de 1.97 [kg]. Si se mira el recipiente con cuidado, nos daremos cuenta que parte del volumen es solido y la otra parte es espacio ocupado por aire. En este caso la densidad de la arena pura (solido) es de 2.6 [kg/L], y la densidad aparente del solido granulado sera un promedio entre lo que aporta el solido puro y el aire.Si consideramos que el volumen total es


10Juan Yianatos B.UTFSM

Ademas, se sabe que:

VT otal = Vsolido + Vaire(1.2)

solido =

msolido Vsolido

Vsolido =

msolido solido

(1.3)

aire =

maire Vaire

Vaire =

maire aire

(1.4)

Reemplazando las ecuaciones 1.3 y 1.4 en la ecuacion 1.2 se obtiene:

mT otal = msolido + maire

(1.5)

totalOtra alternativa es suponer que:

solido

aire

mT otal = msolido + maire(1.6)

Y conociendo:

solido =

msolido Vsolidomaire

msolido = solido Vsolido(1.7)

aire =

Vaire

maire = aire Vaire(1.8)

Luego, reemplazando las ecuaciones 1.7 y 1.8 en la ecuacion 1.6 se obtiene:

VT otal total = Vsolido solido + Vaire aire(1.9)

Si se divide la ecuacion 1.9 por VT otal resulta:

= Vsolido aparentesolidoVT otal

+ Vaire aire VT otal

(1.10)

De la ecuacion 1.10 se puede estimar la densidad aparente de la mezcla, conociendo las densidades de los dos componentes puros, aire y solido (aire y solido) y el porcentaje en volumen ocupado por el aire (factor de hueco).Para solidos granulares de tamano de partcula mas o menos parejo, se estima el factor de hueco en 45%, esto significa que del volumen total ocupado por el solido granular, el 45% es aire, por tanto:

Vsolido = 0.55yVaire

= 0.45(1.11)

VT otal

VT otal

Ejemplo 1: Si se conoce Vsolido/VT otal, Vaire/VT otal (de los datos entregados por la ecuacion 1.11) y las densidades del solido y el aire (solido = 2600[kg/m3] y aire = 1.2[kg/m3]), Calcular la densidad aparente.

total = 0.55 solido + 0.45 aire total = 0.55 2600 + 0.45 1.2total = 1430[kg/m3]

1.3 Densidad de Pulpas

Las pulpas minerales son una mezcla de solido y agua, cuya proporcion se caracteriza generalmente como Porcentaje de Solido (% peso).Se sabe que:

mT otal = msolido + magua(1.12)

Considerando que el porcentaje en peso de solido es igual a:

%P eso = 100 msolidomT otalSi la ecuacion 1.12 se divide por mT otal, esta se puede expresar como:

(1.13)

100 pulpa

=%pesosolido

+ 100 %pesoagua

(1.14)

Ejemplo 2: Una pulpa con 32% en peso de mineral, cuya densidad es de 2.5 [g/cm3]. Calcular la densidad de la pulpa.

100

32100 32

T otal = 2.5 +1T otal = 1.24[g/cm3]

1.4 Empuje

El concepto de empuje, E, proviene de la hidrostatica y corresponde a la fuerza que un lquido ejerce sobre un objeto sumergido. Esta fuerza es igual al volumen del lquido desplazado multiplicado por su peso especfico, ver ecuacion 1.15.

E = V liquido g(1.15)El balance de fuerzas en torno a una burbuja, ver Figura 1.1, se expresa con la ecuacion 1.16.

F = E FP FR(1.16)

empuje, E

burbuja

peso, F P

roce, F R

Figura 1.1: Balance de fuerzas sobre una burbuja.

La fuerza de empuje es mucho mayor que el peso, por lo que la burbuja tendera a subir hacia la superficie del lquido. Esta tendencia disminuira en la medida que se adhieren partculas de solido en la superficie de la burbuja. La razon que explica lo anterior radica en el hecho de que el empuje practicamente no variara durante la coleccion de burbujas al contrario de los que sucede con el peso que aumenta significativamente al aumentar el numero de partculas adheridas.Segun esta historia habra alguna diferencia en la aireacion de una celda rougher y una de un cleaner?

1.5 Balance de Masa

Considere la Figura 1.2, en la cual se define:

a) F es la alimentacion al sistema.

b) C es el producto valioso obtenido del sistema, es decir, el concentrado.

c) T corresponde al producto descartable del sistema, es decir, el relave.

d) XFi corresponde a la ley del mineral valioso en la alimentacion.

e) XCi corresponde a la ley del mineral valioso en el concentrado.

f) XTi corresponde a la ley del mineral valioso en el relave.

C, x Ci

F, x Fi

T, x Ti

Figura 1.2: Balance de materia.

1.5.1 Balance de masa global

Para realizar cualquier balance de masa se debe tener presente que todo lo que entra en un sistema es igual a lo que sale de el, siempre y cuando se haya alcanzado el estado estacionario.El balance de masa global esta dado por la ecuacion 1.17.

F = C + T(1.17)

1.5.2 Balance de masa por componente

Tambien es posible realizar el balance de masa por componentes. Generalmente, este balance se realiza para el elemento valioso presente en cada una de las corrientes de la Figura1.2. La ecuacion 1.18 expresa el balance por componentes.

F XFi = C XCi + T XTi(1.18)

1.5.3 Recuperacion

La recuperacion es una medida de la eficiencia del proceso de flotacion. En el proceso se busca tener una alta recuperacion del mineral valioso, pero se debe tener en cuenta que a medida que aumentamos la recuperacion baja la ley. La razon que explica lo anterior es que al aumentar la recuperacion se va ensuciando el concentrado con ganga.La recuperacion se puede expresar como:

R = masa de mineral valioso en el concentrado masa de mineral valioso en la alimentacion

(1.19)

La ecuacion 1.19, se puede escribir considerando los parametros de la Figura 1.2 como:

R = C XCiF XFi

(1.20)

Finalmente, la ecuacion 1.20 puede ser expresada considerando el balance de masa global y por componentes desarrolladas en las secciones 1.5.1 y 1.5.2 respectivamente.

R = XCi (XFi XTi )XFi (XCi XTi )

(1.21)

1.6 Flujo by-pass y Reciclo

F, x FiT, x Ti

B, x Fi

Figura 1.3: Flujo By-pass.

F, x FiT, x Ti

R, x Ti

Figura 1.4: Flujo de Reciclo.

Un ejemplo de reciclos en el proceso lo encontramos en un circuito conocido como Circuito RCS. El cual consiste en una flotacion primaria denominada Rougher, una flotacion de barrido, Scavenger, cuyo objetivo es aumentar la recuperacion del proceso; y una flotacion de limpieza conocida como Cleaner, cuyo objetivo es aumentar la ley del concentrado final obtenido. Un esquema tpico de este circuito se muestra en la Figura 1.5.

conc Scv

cola Clrconc Roalimentacin

cola Rocola Scv

conc Clr

Figura 1.5: Circuito RCS

Ejemplo 3: Sea un circuito RCS. Calcular la recuperacion global del circuito, si la recuperacion en cada etapa es de un 80%.

a) Analisis etapa rougher: Si la alimentacion a la etapa rougher es de 1 [tpd], de la ecuacion 1.19 se tiene que la masa del concentrado obtenida es:

RRo =

masa conc Ro1 masa conc Ro = RRo 1

Luego, por balance de masa, la masa de relave rougher esta dada por: mrelave = 1RRo.

b) Analisis etapa cleaner: En esta etapa, la masa de concentrado final es de:

masa conc f inal

RClr =

RRo

1 masa conc f inal = RClr RRo 1

Luego, la masa de relave cleaner que es recirculada a flotacion rougher es de:

RRo RRo RClr 1 = RRo (1 RClr )

c) Analisis etapa scavenger: La alimentacion a esta etapa corresponde al relave rougher.Luego, el concentrado obtenido y que es recirculado a flotacion rougher es:

masa conc Scv

RScv =

(1

RRo

1) masa conc Scv = RScv (1 RRo 1)

La masa del relave scavenger es:

(1 RRo) (1 RScv )

Finalmente, la recuperacion global esta dada por:

masa conc global RG = masa alim global

Donde la alimentacion global esta dada por el siguiente balance de masa en el nodo A:

alimG = 1 masa conc Scv masa relave cleaner

alimG = 1 RScv (1 RRo) RRo (1 RClr )Reemplazando en la ecuacion el valor de Ri = 80%, de cada etapa, se obtiene una recuperacion global del circuito igual a: RRo RRo

RG = 1 RScv

(1

RRo)

RRo (1 RClr )

0.82

RG = 1

2

0.8

(1

= 94.1%0.8)

Captulo 2

Tecnologa de la Separacion

2.1 Objetivos: Separabilidad y Recuperacion

El proceso de flotacion se utiliza para separar y recuperar en forma selectiva partculas solidas, finamente molidas, desde una pulpa o suspension.El sistema es multifase (solido, lquido y gas) y heterogeneo en tamano, forma y composicion de las partculas minerales y en el tamano de las burbujas de gas. A pesar de la complejidad del sistema, se han establecido parametros y modelos simples que permiten un adecuado dimensionamiento, diseno, evaluacion y control de la operacion. La Figura 2.1 muestra un diagrama general del proceso de separacion por flotacion.

EnergaReactivos

13

EQUIPO CIRCUITOAlimentacin

EQUIPO CIRCUITO

Productos

AireAGUA

Figura 2.1: Esquema Proceso Flotacion.

2.2 Materia Prima: Tamano de Partcula y Liberacion

Para separar el mineral util de la ganga es necesario reducir el tamano de las partculas hasta alcanzar el nivel adecuado de liberacion de las especies minerales. Lo anterior se logra reduciendo el mineral hasta un tamano de partcula muy inferior al tamano del grano de las especies.El rango tpico de tamano de liberacion para especies mineralogicas comunes en la industria chilena del cobre es de 45-75 [m]. La Figura 2.2 muestra el efecto de la reduccion de tamano en la liberacion.



Figura 2.2: Efecto reduccion de tamano.

100-20 (um )

Para estudiar la separabilidad de la materia prima se usan diferentes tipos de representa- ciones graficas. Por ejemplo: en la Figura 2.3 se considera una distribucion que contiene partculas con diferentes proporciones de mineral valioso A (color blanco) que se desea recuperar. Dicha proporcion se expresa con la ecuacion.

mineral valioso A mineral total

(2.1)

50/50

180/380

101/543

0/1000/182

Figura 2.3: Ejemplo de asociacion de mineral.

La Figura 2.4 muestra la separacion optima del mineral, ejemplo propuesto, y corresponde a un diagrama Ley vs Recuperacion.

Ley , %A100

0Rec A, %

100

Figura 2.4: Ley vs Recuperacion.

La Figura 2.5 corresponde a otro tipo de representacion grafica conocido como Curva de Separabilidad del mineral y posee propiedades vectoriales que facilitan el analisis y la interpretacion de la eficiencia tecnica de separacion. El rendimiento corresponde a la fraccion

Fde masa inicial obtenida en el concentrado, y es igual a C

segun la Figura 1.2.

Rec , %A100

0Rendimiento A, %

100

Figura 2.5: Curva de separabilidad

2.3 Etapas del Proceso

2.3.1 Captura selectiva de partculas

Las partculas de diferentes especies se unen a las burbujas a diferentes velocidades. Mien- tras mayor es la diferencia entre la velocidad del componente de interes y la ganga, mas selectiva es la separacion.Esta etapa se caracteriza por la formacion del agregado partcula-burbuja, lo cual se logra anadiendo reactivos qumicos que modifican las propiedades superficiales de los minerales, tanto valioso como ganga.Existen minerales que son afines al agua, es decir, son HIDROFILOS ; y otros no lo son yson conocidos como minerales HIDROFOBOS.

2.3.2 Separacion de burbujas

El agregado partcula-burbuja es separado de la mezcla suspension-burbuja por levitacion, formando una capa de espuma que finalmente rebalsa como producto concentrado.Idealmente las burbujas no son arrastradas hacia las colas donde se retira la ganga no flotada. En la practica existe arrastre de burbujas finas, arrastre de mineral valioso a las colas, arrastre de ganga al concentrado y retorno de mineral valioso a la pulpa. Lo anterior se debe a que el proceso y los equipos no son perfectos.La Figura 2.6 muestra un esquema del proceso de flotacion real.

Transporte en la espuma

Retorno

Transporte en la pulpa

Coleccin del mineral

Adhesin del colector

Figura 2.6: Etapas el proceso de flotacion.

Captulo 3

Fundamentos Fsico-Qumicos de la Flotacion

En un proceso de flotacion las partculas minerales colisionan con burbujas. Las partculas se clasifican como flotables, si se adhieren a las burbujas y son transportadas hasta una capa de espuma.

3.1Energa Libre y Tension Superficial

3.1.1Condicion de adhesion

Una condicion clasica para la adhesion partcula-burbuja, manteniendo constante: base unitaria, presion, temperatura, composicion qumica, numero moles; esta dada por las ecuaciones 3.1 y 3.2. En la Figura 3.1 se muestran dos condiciones lmites del proceso de formacion del agregado.

17G = G2 G1 = GS GS

(3.1)

21

G = SG SL LG < 0(3.2)

LQUIDO

LQUIDO

SSGG

Estado 1Estado 2

Figura 3.1: Formacion del agregado partcula burbuja.

Donde:

G1, G2: Energa de Gibbs en el estado 1 y estado 2 respectivamente.GSSE1 , G2: Energas libres en superficie de adherencia, L2 , en los estados 1 y 2respectivamente.SG, SL, LG: Tensiones superficiales.

Se debe tener en cuenta que para la formacion del agregado es necesario romper la capa lmite de lquido entre la partcula y la burbuja, ver en la Figura 3.2, por lo tanto, se requiere energa para lograr dicho objetivo.

LQUIDO

SG

Figura 3.2: Capa lmite de lquido.



3.1.2

A ngulo de contacto

Las fuerzas de tension desarrollan un angulo denominado Angulo de Contacto entre la superficie del mineral y la superficie de la burbuja. La Figura 3.3 muestra dicho angulo.

SG

LG

SL

Figura 3.3: A ngulo de contacto.

Para conocer el angulo de contacto que se debe alcanzar para producir la adhesion de la partcula de solido a la burbuja, se realiza un balance de fuerzas entre las tensiones superficiales de la Figura 3.3, es decir:

SG = SL + LG cos (3.3)Donde corresponde al angulo de contacto que satisface el equilibrio de fuerzas de la ecuacion 3.3.

3.1.3 Trabajo de adhesion

El trabajo requerido para romper la interfase partcula-burbuja se denomina Trabajo de Adhesion, WSG, y es igual al trabajo requerido para separar la interfase solido-gas y producir

interfases separadas solido-agua y agua-gas conocido como Trabajo de Ruptura.El trabajo de adhesion se puede obtener de la ecuacion 3.4.

WSG = SL + LG SG(3.4)Reemplazando la ecuacion 3.3 en la ecuacion 3.4 se obtiene la siguiente expresion:

WSG = LG (1 cos )(3.5)Si observamos las ecuaciones 3.2 y 3.4 vemos que son similares pero con signo distinto, es decir:

WSG = G(3.6)La ecuacion 3.6 es conocida como Ecuacion de Young. De la ecuacion 3.5 se puede concluir:a) Al aumentar el angulo de contacto, el trabajo de adhesion aumenta y la estabilidaddel agregado partcula-burbuja va en aumento, es decir, existe mayor resistencia a la ruptura.

b) Si el angulo de contacto es igual a cero ( = 0), no existe adhesion y no se forma el agregado.

c) El angulo de contacto esta estrechamente relacionado con la flotabilidad de un mineral.

d) Los minerales que poseen un angulo de contacto pequeno son conocidos como minerales hidrofilos, es decir, tienen una alta afinidad con el agua.

e) Los minerales que poseen un angulo de contacto grande son conocidos como minerales hidrofobos.

3.1.4 Propiedades superficialesE stas son fundamentales para los procesos de flotacion y floculacion, y dependen de:

a) Naturaleza del mineral.

b) Heterogeneidad (liberacion, diseminacion, asociacion).

c) Forma de las partculas.

d) Topografa de las partculas (rugosidad)

La superficie de los minerales es hidrofila debido a las cargas electricas asociadas a la polarizacion generada durante el proceso de reduccion de tamano del mineral.Dicho proceso fractura el mineral y, por lo tanto, rompe enlaces qumicos razon por la cual quedan cargas electricas expuestas debido a la polarizacion del mineral. Estas cargan se asocian con los iones de las moleculas de agua, que rodean las partculas, para lograr el equilibrio electrico.

OOSiSi

fractura

O -Si+ H + = Si (OH)

OOOO-Si+

OSiOSi +

+ (OH) - = Si (OH)

Figura 3.4: Superficie de un mineral de SiO2 fracturado.

La Figura 3.4 muestra un ejemplo de lo anterior para cristales de cuarzo, SiO2.En casos especiales como por ejemplo azufre, molibdenita, grafito, existe una condicion natural de flotabilidad.

3.1.5 Potencial zeta

iones determinantes del potencial

iones determinantes del potencial+-+

+-+-mineral+-+-+-+-+-

-+--

+-capa difusa

lquido

capa estancada

capa estancadaFigura 3.5: Doble capa electrica.

Los minerales quedan polarizados electricamente producto del proceso de reduccion de tamano. Al entrar en contacto con un medio polar, como es el caso del agua, las cargas superficiales comienzan a desplazarse y se reordenan de tal manera de lograr el equilibrio electrico lo cual modifica el potencial electrico de la superficie, ver Figura 3.5.Se genera una capa estancada, conocida como Capa Stern la cual enmascara la carga real de la superficie del mineral. Por lo tanto, se define un potencial electrico que considera el efecto de la capa estancada, conocido como Potencial Zeta, ver Figura 3.6.

potencial zeta, potencial superficial,

potencial superficial,Potencialpotencial zeta,

0distancia

plano Sternplano de deslizamientoplano de deslizamiento plano Stern

Figura 3.6: Potencial Zeta.

El potencial zeta puede ser determinado a traves de un proceso llamado Electroforesis. A traves de este metodo las partculas de mineral son sometidas a un campo electrico, el cual acelera las partculas cuando estan cargadas electricamente.

3.1.6 Efecto del pH

La selectividad del proceso depende en forma crtica y compleja del tipo de reactivos, de su concentracion y del pH.Modificando el pH de la pulpa, dentro del equipo, se puede modificar el potencial zeta. Lo anterior se puede ver en la Figura 2.3. El punto donde el potencial zeta se hace cero se denomina Punto Isolectrico y corresponde al punto de operacion ideal del proceso de flotacion.

Potencial Z

60

PZC IEP40PZCIEP20

-20

2468101214pH

-40

-60

Figura 3.7: Potencial Zeta vs pH

Se prefiere trabajar en medio alcalino, pues la mayora de los colectores son estables y los equipos sufren menos corrosion.Para controlar el pH se pueden utilizar los siguientes productos:

Ca(OH)2 (cal), N a2CO3 (ceniza de soda); para aumentar el pH de la pulpa. H2SO4 o acido sulfuroso; que se utiliza para reducir el pH de operacion.

Los reactivos a utilizar en el proceso de flotacion dependen del pH de trabajo y, por lo tanto, del potencial zeta.

3.2 Reactivos de Flotacion

Existen distintos tipos de reactivos qumicos utilizados en flotacion y que tienen funciones especficas.

3.2.1 Colectores

Los colectores son substancias organicas cuyo anion o cation tiene una estructura integrada por una parte polar y otra apolar, ver Figura 3.8.

CH 3

CH 3

S

CH - O - C

S-

Na +

cadena hidrocarburos

Se adhiere al mineral

Figura 3.8: Xantato isoproplico de sodio.

La parte polar del ion se adsorbe en la superficie del mineral. Por otra parte, la parte apolar, constituida por una cadena de hidrocarburos, queda orientada hacia la fase acuosa, dando el caracter hidrofobo al mineral, ver Figura 3.9.

in polar

in polarcola de hidrocarburos apolarMineral

cola de hidrocarburos apolar

Figura 3.9: Adhesion del colector a la superficie del mineral.

El largo de la cadena de hidrocarburos esta asociado a la mayor o menor repelencia al agua. La parte que se adhiere al mineral dara la fuerza y selectividad. Lo anterior explica la diferencia de comportamiento de los diferentes colectores.Por lo tanto, la coleccion estara ntimamente condicionada por la naturaleza de la superficie del mineral y de la estructura qumica del colector. La union qumica entre el colector y el mineral debera ser mas fuerte que la que pueda existir entre el mineral y el agua.Los niveles de molienda o de liberacion de partculas nunca seran perfectos para suplir las posibles contaminaciones de las superficies mineralogicas que impiden una adecuada union, de ah la necesidad de buscar el colector mas eficiente.El angulo de contacto estudiado en la seccion 3.1.2 no es una caracterstica inherente del mineral, sino del grupo apolar (cadena hidrocarburos) del agente colector, por lo tanto;

a) Mientras mas larga sea la cadena de hidrocarburos mayor sera el angulo de contacto y, por lo tanto, mayor sera la hidrofobicidad adquirida por el mineral.

b) Se ha comprobado que las cadenas de tipo iso(iso-propil, iso-butil) forman angulos de contacto mayores que las cadenas de tipo normal.

Las partculas de mineral convertidas en hidrofobas por la accion del colector se adhieren a las burbujas de aire que van ascendiendo por la pulpa. Por lo tanto, la recuperacion de mineral aumentara en la medida que aumente el angulo de contacto.

Por lo general, solo se requiere una capa monomolecular de colector en la superficie del mineral. Incluso bastara con tener zonas de adsorsion locales en la superficie para que la partcula se adhiera a la burbuja de aire y pueda ser flotada. Lo anterior se puede explicar por la rugosidad, forma irregular y la variedad mineralogica de la superficie del mineral.Se pueden distinguir dos tipos de colectores, dependiendo de la carga de este: cationicos y anionicos.El tipo de colector a utilizar en flotacion depende del pH de trabajo en los equipos y, por lo tanto, del potencial zeta. La Figura 3.10 se puede explicar considerando el comportamiento del potencial zeta con la variacion de pH, ver Figura 3.7.

Rec, %

colector aninico

colector catinico

100

80

60

40

20

2468101214pH

Figura 3.10: Zonas de trabajo de colectores.

En este caso, si se opera a pH alcalino el colector a utilizar sera cationico; en cambio, al trabajar a pH acido el colector debera ser anionico.

Colectores Anionicos

Se caracterizan porque su parte polar posee una carga negativa la cual se adsorbe a una superficie con carga positiva. Entre los colectores mas conocidos se encuentran los Xantatos.

CH 3

CH 3

S

CH - O - C

S-

Na +

cadena hidrocarburos

Se adhiere al mineral

Figura 3.11: Xantato isoproplico de sodio.

En la Tabla 1 se listan los angulos de contacto para algunos colectores de tipo Xantatos.

Tabla 3.1: A ngulo de contacto en grados.

A ngulo de contacto,

metil50

etil60

n- propil68

n- butil74

iso- butil78

Colectores Cationicos

Se caracterizan porque su parte polar posee una carga positiva la cual se adsorbe a una superficie con carga negativa. Entre los colectores mas conocidos se tiene las aminas y sales cuaternarias de amonio. Las aminas son derivados del amonio, cuyos hidrogenos estan reem- plazados por radicales.

+JR N H31.

CH3COOH(3.7)

Estos colectores son menos selectivos que los anionicos y rara vez quedan adsorbidos de manera absolutamente especfica a un mineral determinado. Por ello, es necesario potenciar su selectividad mediante reactivos reguladores (activadores, depresantes), variando el pH o dosificando correctamente.Otras aminas especiales, por ejemplo, eter-aminas, se recomiendan especialmente para la flotacion inversa de fierro, en la que el cuarzo se separa de los minerales de fierro por flotacion y el hierro es deprimido con almidon.

3.2.2 Activadores

Tienen como funcion preparar o acondicionar la superficie del mineral para la adsorcion del colector. Por ejemplo, Cu+2 (en la forma de CuSO4) es adecuado para flotar el mineral de esfalerita, ZnS.

3.2.3 Espumantes

En la flotacion es necesario incorporar burbujas de aire las cuales al colisionar con las partculas de mineral manifiesten su avidez por el aire adhiriendose a las burbujas. La estabilidad de la adherencia a la burbuja dependera de la eficiencia del espumante. Ademas, dentro de los equipos se produce en forma espontanea coalescencia de las burbujas y estas crecen. El espumante modifica las propiedades superficiales de la burbuja para reducir la coalescencia.Los lquidos puros (agua, parafina, alcohol etlico) no producen una espuma estable cuando se agitan con aire y las burbujas que se producen coalescen o colapsan muy rapido. Sin embargo, la adicion de pequenas cantidades de substancias activas como alcoholes superiores, forman una espuma estable con la adicion de aire disperso. La resistencia de la espuma dependera de la intensidad en la interaccion del espumante con el agua en la zona interfacial lquido-gas.Los espumantes mas comunes son los que contienen grupos hidroxlicos, OH, como porejemplo:

Aceite de pino, C10H17OH. Cresoles, CH3C6H4OH. Metil Isobutil Carbinol, C6H13OH, mas conocido como MIBC.

OHCH 2

CH 3CH

CH 2CH

CH 3

Figura 3.12: Espumante MIBC.

Al igual que los colectores, estos estan constituidos por una cabeza polar1 que se orienta hacia la fase lquida y una cola de hidrocarburos que se orienta a la fase gas, ver Figura 3.13.

in polar

in polarBurbuja

cola de hidrocarburos apolar

cola de hidrocarburos apolarFigura 3.13: Adhesion espumante a la superficie de la burbuja de aire

Las caractersticas mas importantes de un espumante son:

a) En mnimas concentraciones debe generar espumas de suficiente volumen y estabilidad.

b) Debe tener bajas condiciones colectoras.

c) Aunque no sea necesariamente soluble, debe dispersarse en el agua con facilidad.

d) Una vez que la espuma que retiene al mineral es retirada de la celda de flotacion, debe romperse facilmente.

e) Generar burbujas pequenas de 1 a 2 [mm].

Considere el efecto de agregar espumante, en le proceso, sobre el numero de burbujas y la superficie de captura.Para un cierto flujo de gas Qg [m3/s], se tiene que:

1 numero burbujas 1

d33

Qg = ns

[m ](3.8)6

BEl area total de burbuja esta dado por la ecuacion 3.10.1 numero burbujas 122

Atotal burbujas = ns

dB [m ](3.9)

Despejando n desde la ecuacion 3.8 y reemplazando este en la ecuacion 3.10, se obtiene:6 Qg

dAT ,burb =B

(3.10)

El area total de burbuja se designa con la letra S.

1En este caso lo iones de la cabeza polar son grupos OH, lo cuales son iones debiles

Ejemplo: Si Qg = 2104 [cm3/s], calcular el numero de burbujas y el area total de burbuja.Se sabe que:Sin espumante se observo que dB = 1 [cm]. Con espumante se observo que dB = 0.2 [cm]. La Tabla resume los resultados.

Sin EspumanteCon EspumantedB = 1 [cm]dB = 0.2 [cm]Razonn 1 no burbujas ls3.82 1046124.9S 1cm2/sl1.2 1056.0 1054Tabla 3.2: A ngulo de contacto en grados.

4.77 10

Al aumentar el numero de partculas se favorece la colision entre la partcula de mineral y la burbuja, por lo tanto, favorece la coleccion en la celda.

3.2.4 Depresante

Tienen como funcion inhibir o evitar la adsorcion del colector en la superficie de aquellos minerales que no son valiosos para el proceso. Por ejemplo: el cianuro, N aCN , se utiliza para depresar los compuestos de F e y se utiliza principalmente en la flotacion selectiva de molibdeno y cobre.

3.3 Preguntas Frecuentes

a) Cuales son los mecanismos de transporte de mineral desde la pulpa a la espuma.?

b) por que no se recupera todo el mineral que ingresa a la espuma.?

c) Cuales son lo requerimientos para que exista coleccion de mineral.?

d) Indique cuales son los reactivos utilizados en flotacion.Explique que funcion que cumplen dentro del proceso y las caractersticas de cada uno de ellos.

e) Indique que tipos de colector existen. Ademas, explique cual es el efecto del pH sobre el Potencial Z y como influye en la eleccion del colector.

f) Un colector de cadena larga sera mas o menos efectivo?. Justifique.

g) Cuales son los objetivos de agregar espumante en el proceso de flotacion.?

h) Cual de los siguientes reactivos usara como colector en un mineral cuyo potencial zeta esta dado por la Figura 3.6, si desea operar a pH basico.?. Justifique su respuesta.

{R - NH3 }-

-CH 3COO

{RO - C - S}-

Na +

|| S

Figura 3.14: Colectores.

i) El circuito de flotacion primaria de la planta Laguna Seca, de la Compana Minera Escondida, esta compuesto de 6 bancos paralelos de 9 celdas de 160 [m3]. La flotacion se alimenta con 110000 [ton/dia] con una ley de mineral de cobre de 1.7%.

En la planta se midieron los siguientes datos:

Diametro de la celda, Dc= 7 [m].Flujo de aire por cada celda, QG= 1400 [m3/h]Diametro de partcula, dP= 75 [m].Densidad solido sol= 3.1 [ton/m3].Diametro de la burbuja, dB= 2 [mm].

(a) Calcular la velocidad superficial del aire, JG [cm/s].(b) Estime cual sera la densidad del agregado partcula-burbuja transportado a la espuma en la primera celda del banco, considerando que se recupera un 40% de la masa total de concentrado.(c) Estime el % de cubrimiento de las burbujas en la primera celda.

Captulo 4

Proceso de Flotacion

4.1 Caractersticas del Proceso

En el proceso de flotacion se pueden distinguir dos caractersticas basicas:

4.1.1 Qumica del proceso

Determina la maxima recuperacion y selectividad posible en una aplicacion, y depende de,

a) Tipo y dosificacion de reactivos.

b) La qumica de superficies de las partculas cubiertas con colector.

c) El grado de liberacion de las partculas de mineral.

4.1.2 Cinetica del proceso

Determina la recuperacion y selectividad que se puede alcanzar realmente en la aplicacion industrial. La cinetica del proceso posee las siguientes caractersticas:

a) Representa la velocidad de produccion de concentrado.

b) Permite el calculo de equipos de flotacion y el diseno de arreglos de circuitos.

En general, la cinetica no se puede considerar en forma aislada de la qumica. La adicion de reactivos altera tambien la velocidad para efectuar la separacion. Sin embargo, es conveniente mirarlos como problemas separados.En muchos casos bastara un enfoque macroscopico, pero no se podra extrapolar fuera de las condiciones en que fue determinado.

4.2 Objetivos del Equipo de Flotacion

La celda de flotacion es un equipo para separar materiales heterogeneos, en un sistema multicomponente y multifase. El equipo de flotacion debe considerar dos etapas:

30

4.2.1 Formacion del agregado partcula-burbuja (coleccion)

Esta etapa corresponde a la captura selectiva de las partculas. Las partculas de diferentes especies se unen a las burbujas a diferente velocidad, mientras mayor es la diferencia entre la velocidad de coleccion del componente de interes y la ganga, mas selectiva es la separacion.Los mecanismos de captura incluyen la colision entre partculas de mineral y burbujas, la precipitacion (cavitacion) de gas en la partculas o ambos.

4.2.2 Transporte de burbujas (separacion)

Esta etapa corresponde a la separacion del agregado burbuja-partcula desde la pulpa para formar un lecho de espuma, el cual rebalsa desde la celda para obtener un producto concentrado.En la practica, la separacion no es perfecta por la siguientes razones:

a) Las partculas solidas tambien entran en la espuma por arrastre mecanico o hidraulico.

b) Parte del lquido entre las burbujas en la espuma retorna a la pulpa acarreando parte del solido originalmente arrastrado.

c) Retorno de partculas flotables por coalescencia o colapso de burbujas en la espuma.

En general, las celdas comerciales no son ideales ni muy eficientes en cuanto a la formacion y remocion de la espuma. La Figura 4.1 muestra una representacion simplificada de los principales flujos en un equipo de flotacion.



concentrado

aire

ESPUMA

ESPUMAmineral arrastrado

ganga retornada

ganga arrastrada

agregado

BURBUJASPULPAmineral

PULPA

aire arrastrado

BURBUJAS

rompimiento agregado

mineral

ganga

aire

ganga

mineral

aire

colas

arrastrado

alim

Figura 4.1: Transporte de masa en flotacion

Los pasos que controlan el proceso varan con el diseno de la celda y las condiciones de operacion. Lo mas crtico de evaluar es el transporte de masa a traves de la interfase pulpa- espuma, tal como el transporte de agregados partcula-burbuja, arrastre de partculas finas y drenaje.

4.3 Requerimientos para la Coleccion y Separacion

Los requerimientos para la adhesion selectiva entre partculas y burbujas son:

a) Adecuada suspension de partculas de tamano y densidad variable.

b) Dispersion de aire en pequenas burbujas.

c) Promover una zona de calma tal que se forme una interfase pulpa-espuma ntida y estable.

d) Descarga de la espuma de la celda despues de separar la ganga y las partculas menos hidrofobas por el drenaje y coalescencia de burbujas.

4.3.1 Disipacion de energa en celdas mecanicas

En la mayora de las celdas se gasta una gran cantidad de energa para mantener los solidos en suspension y para dispersar el aire en pequenas burbujas. El nivel de disipacion de

energa es responsable de la efectividad de la adhesion entre partculas y burbujas. As, una baja agitacion disminuye la captura de partculas finas mientras que aumenta la segregacion de partculas gruesas por gravedad. Por otro lado, una agitacion intensa sera inconveniente debido a la ruptura de agregados [1].El consumo de potencia en celdas de flotacion superiores a 100[m3] depende principalmentede la velocidad del impulsor y en menor termino de la profundidad de la pulpa y de su densidad aparente [2], [3]. Actualmente, las celdas comerciales de 120-200 [m3] poseen una potencia especfica relativamente constante de alrededor de 0.8-1.0 [kW/m3] [4], [5]], lo cual representa un buen compromiso para maximizar la cinetica de flotacion en celdas de gran tamano [1].

4.3.2 Adhesion partcula-burbuja (coleccion)

Por largo tiempo el volumen activo de la celda ha sido tema de controversia. La discusion se relaciona con la incertidumbre acerca del mecanismo de adhesion partcula-burbuja, que controla el proceso de coleccion, y en saber como y donde se forma el agregado partcula-burbuja. Experimentalmente se ha observado que los siguientes mecanismos pueden ser responsables del proceso de ruptura de la pelcula de lquido [6]:

a) Crecimiento de ondas fluctuantes en la interfase del fluido.

b) Nucleacion de gas al interior de la pelcula.

Se estima que la coleccion de partculas hidrofobas ocurre de preferencia a traves de la formacion de micro-burbujas sobre el mineral mas que por adhesion de burbujas existentes. De otra forma, la formacion de burbujas pequensimas sobre la superficie de las partculas facilita la adhesion de burbujas mas grandes. En consecuencia, lo mas probable es que en las celdas mecanicas, como tambien en algunas celdas neumaticas, la colision burbuja-partcula y la precipitacion de gas esten presentes.Algunos autores creen que en las celdas de gran tamano las condiciones optimas de flotacion requieren que todo el flujo de alimentacion fresca debera contactarse con el aire pasando directamente a la zona del rotor/dispersor [7]Actualmente, sin embargo, el conocimiento fundamental no permite predecir con precision donde ocurre la mayor parte de la formacion de agregados en una celda y en que proporcion los diversos mecanismos de coleccion contribuyen a la cinetica global de coleccion. Tambien, es posible que en algunos aplicaciones la coleccion no sea el mecanismo de control de la cinetica y que las diferencias aparentes entre celdas simplemente reflejen una remocion mas eficiente de la espuma.

4.3.3 Formacion interfase pulpa-espuma (separacion)

Un aspecto clave para cumplir la tarea de separacion es la formacion de una interfase pulpa-espuma ntida. De otra forma, la perdida de interfase o condicion de inundacion fija el lmite de contorno para el tamano de burbuja y la velocidad superficial de gas, o la maxima velocidad superficial de area de burbuja, Sb. Esta relacion ha sido derivada de principios fundamentales para el sistema aire-agua [8]Por otro lado, la maxima capacidad de transporte es otra condicion de borde limitante para el transporte de mineral y fija la mnima velocidad superficial de area de burbuja para una cierta operacion. Entonces, existe un estrecho compromiso, entre el tamano de burbuja y la

velocidad superficial de gas, para crear la interfase pulpa-espuma y para cumplir el transporte de masa a traves de la interfase. Estas condiciones de contorno son validas para cualquier operacion de flotacion industrial tanto en celdas mecanicas, celdas neumaticas o columnas, independiente del mecanismo de dispersion de las burbujas.La Figura 4.2 muestra los contornos teoricos para la flotacion de minerales sulfurados, que corresponden adecuadamente con las mediciones de velocidad superficial de gas y tamano de burbuja realizadas en la industria. El rango tpico de tamano medio de burbuja en celdas mecanicas y columnas es de 1-1.5 [mm], mientras la velocidad superficial del gas es Jg =1 1.6 [cm/s] en celdas mecanicas y 1.5 2.2 [cm/s] en columnas [9], [10], [11], [12], [13],[14]].

Figura 4.2: Zona de interfase distintiva, sin lmites de transporte y con espuma estable.

De esta forma, para tamanos de burbuja menores que 1.5 [mm], el contorno superior en la Figura 4.2 corresponde al maximo flujo de gas teorico que se puede entregar con el fin de construir una interfase pulpa-espuma distintiva. Para velocidades superficiales de gas menores que 2.5 [cm/s] el contorno inferior corresponde a la mnima velocidad superficial dearea de burbuja, Sb = 3545 [s1], reportado en celdas mecanicas [15], [14], [13], relacionadasprincipalmente con limitaciones en la capacidad de transporte y remocion de espuma a bajosflujos de gas. Esta condicion tambien es consistente con el mnimo Sb = 43 [s1] observado

en columnas para la condicion de capacidad maxima de transporte [16].Por otra parte, un Sb maximo de alrededor de 130 180 [s1] ha sido observado antes dela inundacion de la celda (perdida de la interfase) para tamanos de burbuja de 0.8-1.2 [mm],lo cual significa una velocidad superficial de gas de 2.7 [cm/s]. Burguess (1997) [9] reporto datos de una celda de 100 [m3] operada con aire forzado alcanzando una recuperacion maxima a velocidad superficial de gas de 2 [cm/s] y tamano de burbuja de 2.8 [mm], para velocidades de gas superiores la recuperacion disminuyo probablemente a causa del aumento en el tamano de las burbujas y limitaciones en la capacidad de transporte.Tambien, la Figura 4.2 muestra datos de celdas de flotacion sub-aireadas de 42.5 [m3] enEl Salvador [17]], y datos de columnas de flotacion de El Tenientey Andina [Yianatos et al., 1999], la ultima operacion mostro un muy alto Jg = 3 [cm/s] (cerca de perdida de interfase) mientras que se uso un exceso de agua de lavado para mantener la ley del concentrado.En resumen, las condiciones limitantes son :

a) Para tamanos de burbuja pequenos dB < 0.5[mm]: Perdida de la interfase pulpa-espuma. Arrastre de burbujas a las colas [18]].

b) Para tamanos de burbuja grandes dB > 3[mm]: Reduccion de capacidad de transporte. Inestabilidad de la espuma.

4.4 Preguntas Frecuentes

a) Explique las etapas del proceso de flotacion.

b) Explique por que el proceso de flotacion no es perfecto.

c) Segun la Figura 4.2, explique los lmites operacionales y los factores que comienzan a ser crticos en cada uno de estos lmites.

d) Senale dos razones de por que las burbujas muy pequenas pueden reducir la eficiencia de flotacion.

e) Cuales son los requerimientos para la coleccion y separacion de partculas de mineral.?

Captulo 5

Equipos de Flotacion

Hasta mediados de los anos 70s las celdas de flotacion con agitacion mecanica y auto- aspirantes dominaron el mercado. A partir de los anos 1980s, se han incorporado masivamente en la industria las celdas mecanicas de gran tamano, tanto auto-aspirantes como de aire forzado, y tambien las celdas neumaticas [19], [20]. En alrededor de cienanos se han desarrollado una gran cantidad de celdas de diversos disenos, sin embargo, las celdas de flotacion mecanica de amplio uso en aplicaciones industriales no han cambiado mucho en terminos de su diseno. La falta de criterios fundamentales y confiables para el diseno y escalamiento, y el requerim- iento de novedad en la especificacion de patentes explica en parte la gran variedad de tipos de celdas.El objetivo de la celda de flotacion es realizar una serie de funciones simultaneas como la suspension de partculas solidas, aspiracion de aire, dispersion del aire en forma de pequenas burbujas, y finalmente el contacto y mezclado de las partculas con el aire. La celda de flotacion debe proporcionar al fluido un ambiente en el cual existan zonas con alta intensidad de mezclado y otras donde exista una relativa tranquilidad. El agregado burbuja-partcula pasa a una region de calma para la separacion, entrando finalmente a la fase espuma.Un adecuado diseno de la celda requiere:

a) Alta intensidad en la zona de mezclado.

b) Relativa calma en la region de separacion.

c) Interfase pulpa-espuma estable con mnimo retorno de partculas flotables.

d) Transporte de espuma al rebalse de la celda con mnimo arrastre de pulpa.

5.1 Celdas Mecanicas

Las caractersticas de diseno incluyen la geometra de la celda, la hidrodinamica y la suspension de solidos.

5.1.1 Geometra de la celda

Las ultimas generaciones de celdas son de forma cilndrica a diferencia de la mayora de las anteriores que eran rectangulares. El estanque redondo ofrece condiciones simetricas y

37

Figura 5.1: Celdas de flotacion gigantes.

estables en toda la celda, ademas se reduce la existencia de puntos muertos. Las partculas mas gruesas tienden a desagregarse cuando la longitud del transporte horizontal en la espuma aumenta. Por lo tanto, las celdas de gran tamano se fabrican de forma circular, ver Figura 5.1.Para asegurar la distancia de transporte mas corta posible hasta la canaleta recolectora de concentrado se incorporan rebalses internos.

5.1.2 Volumen de la celda

Desde los anos 1980s el volumen unitario de las celdas ha aumentado 10 veces. Ac- tualmente existen celdas industriales de hasta 160 [m3], como es el caso de las celdas de Outokumpu, Dorr-Oliver y Wemco. Ademas, nuevos desarrollos incluyen celdas de 200 y 250 [m3].La capacidad de tratamiento de una celda gigante permite reemplazar a muchas celdas pequenas con el consiguiente ahorro de energa, espacio, mantenimiento, entre otros aspectos. Por otra parte, el mecanismo de agitacion en la mayora de celdas se encuentra en la base, en consecuencia la alta turbulencia no perturba la zona de espuma como ocurre con las celdas mas pequenas, esto se refleja (contra la creencia generalizada) en la mayor selectividad de las celdas grandes, las cuales pueden trabajar bien tanto en el barrido como en la limpieza.El gran tamano de las unidades disminuye el costo de la automatizacion, de esta forma se puede lograr un alto nivel de automatizacion para cada celda o para cada banco de celdas. Ademas, el menor consumo de energa en las celdas grandes reduce el costo de operacion. Sin embargo, las celdas gigantes tambien presentan inconvenientes como la presencia de cortocir- cuitos, que son mayores a los observados en celdas pequenas.



5.1.3 Flujo especfico de aire

Las celdas actuales se construyen hasta de 5-6 [m] de altura por lo cual la razon entre el area transversal y el volumen ha disminuido. En consecuencia, el flujo especfico de aire disminuyo casi a la mitad, reduciendo la capacidad de transporte y de rebalse. Por esta razon, se han incorporado rebalses internos circulares y radiales, por ejemplo en celdas estanque circulares de 130-160 [m3], ver Figura 5.2.

Figura 5.2: Vista del rebalse en una celda de flotacion industrial.

Tambien, para el diseno de circuitos estandar se recomienda una capacidad de rebalse de1.5 1 ton l [21], lo cual es similar a la capacidad de rebalseobservada en celdas neumaticashm(columnas).Otra modificacion para mejorar la remocion de la espuma ha sido la incorporacion de aceleradores de espuma ajustables (tipo conico), denominados frothcrowders . Para este objetivo se usa un cono invertido, reduciendo el area de descarga del concentrado.Se ha observado que la recuperacion de partculas gruesas depende de la altura de la capa de espuma, de la distancia de transporte horizontal en la espuma, del tiempo de residencia en la espuma (velocidad superficial del aire). De esta forma, una menor altura de espuma aumenta la recuperacion, lo mismo ocurre con la disminucion del area de transporte de la espuma.

5.1.4 Impulsor

El impulsor se considera el corazon de una celda de flotacion mecanica. El impulsor en una celda autoaspirante cumple tres funciones :

a) Suspension de partculas.

b) Aspiracion y dispersion del aire.

c) Circulacion de pulpa.

El diseno del impulsor es simple con variaciones entre fabricantes, estas consisten de una turbina con paletas usualmente ubicadas en forma perpendicular a la direccion de rotacion de la pulpa. Al respecto, existen diferentes puntos de vista de la manera como la pulpa y el aire deberan interactuar con el impulsor. Unos favorecen el mezclado total de pulpa y aire a traves de todo el volumen de la celda, mientras otros senalan la necesidad de circular la pulpa a traves del impulsor. Un ejemplo de este ultimo caso es el impulsor Wemco 1+1, que posee una considerable altura con relacion a su diametro. La parte superior del impulsor produce la aspiracion del aire mientras que la seccion mas baja favorece la circulacion de la pulpa.En todos los casos anteriores el contacto aire-pulpa ocurre en la parte periferica del impulsor y mas lejos aun. La pulpa es arrojada a la region de alta presion en el borde delantero de las paletas, mientras que las burbujas son creadas en la region de baja presion detras del borde de la paleta, ver Figura 5.3.

Figura 5.3: Generacion de burbujas en la zona del impulsor.

5.1.5 Estator

El estator no participa en la formacion de las burbujas, la funcion principal es la creacion de regiones tranquilas (menos turbulentas) en el estanque, reduciendo los remolinos horizon- tales de la pulpa. El estator generalmente ubicado al lado del impulsor dirige las burbujas horizontalmente hacia el piso del estanque, mejorando la distribucion del aire y tambien in- crementando la capacidad de aireacion.Por ejemplo, en el centro de la celda Wemco 1+1 existe un sistema rotor dispersor, Figura 5.4, el aire ambiental ingresa a la celda y se distribuye a traves de la pulpa mezclandose por

efecto de la circulacion de la pulpa, parte de las burbujas se forman y dispersan en contacto con el dispersor.

Figura 5.4: Celda Wemco 1+1, disposicion del rotor.

El movimiento de la pulpa es intenso y en el sentido que se indica en la Figura 5.4. El dispersor junto con el faldon evita la irrupcion violenta de la pulpa hacia la zona de la espuma permitiendo el ascenso de las burbujas mineralizadas.En la celda existe un fondo falso para permitir una libre circulacion de la pulpa evitando los embancamientos. Sin embargo, en la practica es normal observar un grado de embancamiento.La Figura 5.5 muestra un esquema simplificado de dos celdas estanque, comercialmente disponibles hasta 160 200 [m3]. De acuerdo a los fabricantes la coleccion partcula-burbujase mejora mediante el mezclado ideal de la pulpa y el aire, (a), y la circulacion de pulpa a traves del rotor, (b).

Figura 5.5: Esquema simplificado de celdas de flotacion mecanica de gran tamano.

A pesar del gran numero de disenos de celdas y las diferencias en estilos, la mayora de las celdas mecanicas hasta 40 50 [m3], muestran un comportamiento similar a un reactor per-fectamente agitado[Yianatos et al., 2001]. Por esta razon las celdas se arreglan tpicamente en bancos para reducir el corto-circuito de la pulpa.

5.1.6 Variables de diseno de celdas mecanicas industriales

a) Potencia instalada

La Figura 5.6 muestra el aumento de la potencia instalada con el volumen de celdas de flotacion Outokumpu y Dorr-Oliver ([4], [5]).

Figura 5.6: Potencia instalada v/s volumen de celda.

b) Flujo especfico de aire

En la Figura 5.7 se observa la disminucion del flujo especfico de aire (mnimo y maximo) al aumentar el volumen de las celdas de flotacion.

Figura 5.7: Flujo especfico de aire vs volumen de celda.

c) Velocidad superficial de aire

En la Figura 5.8 se muestra la disminucion en la velocidad maxima superficial de aire al aumentar el volumen de las celdas.

Figura 5.8: Velocidad superficial de aire vs volumen de celda.

5.2 Celdas Neumaticas

Las celdas neumaticas de flotacion se diferencian de las celdas mecanicas convencionales en cuatro aspectos basicos:

Ausencia de agitacion mecanica. Sistema de generacion de burbujas. Agua de lavado. Geometra (relacion altura: diametro efectivo).

Las celdas neumaticas se clasifican segun la forma de contactar la pulpa y el aire en: columnas contra-corriente y columnas co-corriente.

5.2.1 Columnas contra corriente

En una columna contra-corriente se distinguen dos zonas, ver Figura 5.9:

a) Zona de coleccion: desde la entrada del aire hasta la interfase pulpa-espuma.

b) Zona de limpieza: desde la interfase pulpa-espuma hasta el rebalse.

Figura 5.9: Columna de Flotacion Contra-Corriente.

La pulpa previamente acondicionada, se alimenta cerca del tope de la zona de coleccion, aproximadamente a 2/3 de la altura total de la columna. En la zona de coleccion, las partculas provenientes de la alimentacion se contactan en contracorriente con las burbujas produci- das por el dispersor de aireador ubicado en la parte inferior de la columna. Las partculas hidrofobas chocan y se adhieren a las burbujas, cruzan la interfase y son transportadas a traves de la zona de limpieza, constituida por un lecho de espuma de aproximadamente 1m de altura. Por otro lado, las partculas hidrofilas son removidas desde el fondo de la columna.La Figura 5.10(a) muestra el tipo de columna canadiense, que es la columna de flotacion mas popular, y que usa dispersores de aire internos removibles, mientras que otros disenos usan dispersores externos, por ejemplo el generador de burbujas Microcel en Figura 5.10(b), que es un mezclador estatico de tipo externo [20].

Figura 5.10: Tipos de celdas neumaticas de flotacion contra-corriente.

Las columnas industriales tienen distintas formas geometricas, las mas comunes son:

a) Circular, con diametros de hasta 4.5 [m].

b) Cuadrada, hasta 4 [m] de lado.

c) Rectangular, por ejemplo de 2x8, 3x6 o 4x6 [m] de lado.

La Figura 5.11 muestra un tipo de configuracion de columnas de flotacion circulares en la operacion industrial.

Figura 5.11: Columnas de flotacion de area circular.

En el caso de la Figura 5.12, esta muestra un configuracion tpica en operacion industrial de columnas de flotacion cuadradas.

Figura 5.12: Columnas de flotacion de area cuadrada.

Las columnas con un diametro equivalente superior a 1.5 [m] normalmente se dividen mediante tabiques divisores (baffles) con el objeto de minimizar los efectos de circulacion y turbulencia interna. La altura total de las columnas puede variar en funcion de las caractersticas operacionales requeridas. Sin embargo, a pesar de la gran diversidad de condiciones la mayora de las columnas industriales tiene alturas de 10 a 14 [m].A escala piloto, las columnas de flotacion se comportan como un reactor flujo piston contra-corriente con baja dispersion [Finch and Dobby, 1990]. En la practica industrial, sin embargo, la mayora de las columnas opera en un regimen de flujo cercano a un reactor perfectamente mezclado [22]; estacondicion es ineficiente para alcanzar un nivel alto de recuperacion en una sola etapa. Por esta razon, las columnas se usan comunmente en circuitos

de limpieza junto con bancos de barrido de limpieza formados por celdas mecanicas.Algunas caractersticas importantes de estos tipos de columnas de flotacion se detallan a continuacion.

a) Sistema generador de burbujas.

El sistema de aireacion de una columna es un componente fundamental para su operacion. Un generador de burbujas eficiente es aquel capaz de generar burbujas de 0.5 a 2 [mm] de diametro con velocidades superficiales de aire de 1 a 3 [cm/s]. En estas condiciones la concentracion (holdup) de aire en la zona de coleccion variara de 15 a 20%.Los tipos de aireadores se pueden clasificar en internos y externos. Los aireadores internos pueden ser rgidos o flexibles. Los rgidos son fabricados en materiales porosos tales como: ceramica, acero inoxidable o polipropileno microporoso. Los flexibles son hechos de goma perforada o tela de filtro. La principal desventaja de estos aireadores es la obstruccion [23]].Los aireadores externos son aquellos donde se mezcla agua y aire a presion, o se mezcla pulpa y aire, y se inyecta la mezcla en la columna a traves de una lanza con orificios [24]].Estos aireadores presentan como principal ventaja la posibilidad de remocion, inspeccion o substitucion de los inyectores con la columna en operacion. En las columnas industriales se usan principalmente aireadores externos.Se ha demostrado que en el caso de burbujeadores de tela filtrante, la permeabilidad de

la tela es crtica y debe ser inferior a 6 rm3m2min

l para alcanzar niveles de concentracion

(holdup) de aire y tamanos de burbuja adecuados [25]. A su vez, en el caso debur- bujeadores tipo lanza con orificios las variables que afectan en mayor grado el tamano de burbujas son la velocidad superficial de agua en los inyectores y la concentracion de espumante [26]. Al respecto, para alcanzar tamanos de burbujapequenos (1 [mm]) se recomienda usar velocidades de aire superiores a 4[m/s] en el orificio, y presiones inferiores a 80-90 [psig].En la Figura 5.13 se muestra la variacion del diametro de burbuja con la velocidad de agua en el orificio de un inyector tipo Cominco [25].

Figura 5.13: Efecto del agua en inyector externo tipo lanza con orificios.

b) Sistema distribuidor de agua de lavado.

En la parte superior de la columna se agrega el agua de lavado a traves de dispersores, para permitir una adecuada distribucion de agua en el interior de la espuma. El agua de lavado desempena un papel fundamental en la eliminacion de partculas finas (normalmente de ganga) arrastradas por el flujo ascendente y en la estabilizacion de la espuma.Los distribuidores de agua de lavado pueden clasificarse en internos y externos. El distribuidor externo se instala arriba de la espuma, lo que presenta la ventaja de evitar su obstruccion y permite la inspeccion visual durante la operacion. No obstante, presenta la desventaja de requerir un mayor flujo de agua para mantener constante el desplazamiento neto de agua al interior de la espuma (bias) y, ademas, reduce el porcentaje de solidos en el concentrado. El distribuidor interno se instala bajo el rebalse de la espuma y produce un rebalse con mayor concentracion de solidos. Las desventajas son la dificultad de inspeccion y el ensuciamiento constante de los orificios [23]. Los dis- tribuidoresinternos generalmente son instalados entre 10 y 20 [cm] bajo la superficie de rebalse de la espuma.

c) Divisores internos.

En las columnas de gran tamano se usan divisores internos (baffles) para mejorar la distribucion de flujos, reducir la circulacion interna del fluido, y mejorar el contacto de las fases pulpa y aire. El area equivalente tpica de las secciones es de aproximadamente 1 [m2].

d) Rebalses internos.

Al aumentar el tamano de las columnas es necesario aumentar el largo de rebalse del concentrado, debido a que el permetro de rebalse no aumenta proporcionalmente con

el volumen y capacidad de tratamiento de la columna. Para este objeto se instalan rebalses internos en la parte superior de la columna.

5.2.2 Columnas co-corriente

Un interesante punto de discusion ha sido planteado respecto a la baja eficiencia del contacto entre partculas de mineral y burbujas en la zona de pulpa de las columnas de flotacion. En este sentido, los disenos alternativos de celdas neumaticas estan provistos con un tubo de contacto descendente downcomer, similar a un reactor flujo piston co-corriente ideal. Este tubo permite el contacto intensivo entre la pulpa y las burbujas en muy corto tiempo y con alta concentracion de gas. La Figura 5.14(a) muestra la celda Jameson, que es la mas popular celda de contacto co-corriente, principalmente en la industria del carbon. Otra celda de contacto co-corriente de uso comercial es la celda neumatica tipo EKOF, Figura 5.14(b) [20].

Figura 5.14: Tipos de celdas neumaticas de flotacion co-corriente.

5.3 Comparacion Entre Celdas Mecanicas y Neumaticas

Las columnas de flotacion difieren significativamente de las celdas de flotacion tanto en su diseno como en la filosofa de operacion. Los estudios comparativos de desempeno de columnas de flotacion y celdas mecanicas, realizados a escala piloto, semi-industrial e industrial, permiten concluir lo siguiente:

a) Recuperacion.Una mayor concentracion y area superficial de burbujas obtenida en las columnas permite elevar la probabilidad de colision entre las partculas de mineral y las burbujas y, por lo tanto, mejorar la recuperacion.

Por otra parte, la menor disipacion de energa, lo que significa una menor intensidad de mezclado, en la zona de coleccion reduce la ruptura de agregados burbuja-partcula.Otro factor importante en la recuperacion de partculas gruesas y finas es el mayor tiempo de residencia efectivo de las burbujas en la columna. Puesto que las burbujas generadas en la base de la columna recorren toda la zona de coleccion, su tiempo de residencia es mayor que el de una celda mecanica de capacidad comparable. El efecto de todos estos factores combinados tiene como resultado un aumento en la recuperacion del mineral de interes.

b) Ley.

La columna de flotacion puede generar concentrados con leyes mas altas que las celdas de flotacion. Este aumento en la ley se debe a los siguientes factores,

La menor turbulencia en la interfase pulpa-espuma minimiza el arrastre hidraulico de las partculas hidrofilas desde la zona de coleccion a la zona de limpieza. La mayor altura de espuma, aproximadamente 1 [m], representa un mayor tiempo de residencia y una mayor probabilidad de que las partculas de ganga, arrastradaspor las burbujas, retornen a la zona de coleccion. El uso de agua de lavado reduce la cantidad de partculas hidrofilas arrastradasdesde la zona de coleccion a la espuma a traves del desplazamiento de agua dealimentacion contenida en la pulpa.

Esta accion de limpieza es una de las principales razones para el uso de columnas principalmente en las etapas de limpieza (cleaner) en diversos circuitos de concentracion de minerales.

Captulo 6

Caracterizacion del Proceso de Flotacion.

RcR fPara el analisis de celdas y columnas de flotacion industriales se consideran dos zonas de caractersticas muy diferentes, la zona de coleccion (pulpa) y la zona de limpieza (espuma). La Figura 6.1 muestra esquematicamente los flujos de dichas zonas, donde Rc representa la recuperacion de cada especie mineral en la zona de coleccion y Rf la recuperacion del mismo componente en la zona de limpieza.

RcR f

Zona de Limpieza

Zona de LimpiezaRcRc(1-R f)Rc

Zona de Coleccin1-R cZona de ColeccinF11-R c

Figura 6.1: Representacion de la zona de coleccion y limpieza.

Por lo tanto, la recuperacion global para cada especie esta dada por la ecuacion 6.1. Rc Rf

52Rglobal = 1 Rc

(1

(6.1)Rf )

6.1 Zona de Coleccion

En la zona de coleccion ocurre el primer contacto entre las partculas minerales descen- dentes y las burbujas de aire ascendentes. La velocidad de coleccion y recuperacion de las partculas depende de los eventos de colision y adhesion necesarios para formar el agregado partcula-burbuja. La probabilidad de ocurrencia de estos eventos, con el resultado de coleccion del mineral en las burbujas, se representa generalmente como un modelo cinetico de primer orden.Experimentalmente, se ha demostrado que la recuperacion de cada especie en la zona de coleccion se puede expresar como una funcion de la constante cinetica, k, el tiempo medio de residencia de las partculas, Tp, y la condicion de mezclado al interior de la zona de coleccion.Las principales variables que influyen en el proceso de concentracion por flotacion son: Tiempo de residencia. Reactivos (tipo y dosificacion). Tamano de partculas. Flujo de aire. Holdup de aire. Tamano de burbujas.

Estas variables tienen un efecto significativo sobre la ley y la recuperacion de mineral de interes. Los efectos de estas variables estan relacionados y, por lo tanto, difcilmente pueden aislarse.

6.1.1 Tiempo de residencia

El tiempo de residencia es uno de los factores que afectan tanto a la ley como a la recuperacion del mineral flotado, afectando mas significativamente a esta ultima. El tiempo de residencia se puede variar normalmente a traves de alteraciones en el flujo y en la concentracion de solidos de la alimentacion, en el flujo de agua de lavado y en la altura de la zona de coleccion de la columna. La altura de la zona de coleccion debe ser suficiente para permitir que las partculas hidrofobas sean colectadas por las burbujas que ascienden.El tiempo medio de residencia de la fase lquida en la columna puede estimarse por la relacion entre el volumen efectivo de la zona de coleccion y el flujo volumetrico del relave dada por la ecuacion 6.2.



Donde:

= Ac Hc (1 g )Qt

(6.2)

: Tiempo de residencia medio de la fase lquida.Ac : A rea de seccion transversal de la columna.Hc : Altura de la seccion de recuperacion de la columna.g : Holdup de aire.Qt : Flujo volumetrico de la fraccion no flotada.

El tiempo de residencia de las partculas solidas en una celda de flotacion bien agitada es similar al del lquido, baja segregacion. Sin embargo, en una columna es funcion de la velocidad de sedimentacion y, por lo tanto, aumenta al disminuir la granulometra aproximandose al tiempo de residencia del lquido para partculas muy finas. Las partculas mayores que 100 [m] tienen un tiempo de residencia igual o menor que el 50% del tiempo de residencia del lquido [27].

6.1.2 Reactivos

Los reactivos comunmente usados en la flotacion son el Colector, para la captura selectiva de los minerales a flotar, el Espumante para reducir el tamano de burbujas y generar una espuma estable, y el Regulador de pH, generalmente cal. La adicion de reactivos se regula en forma manual o automatica, en diferentes puntos del circuito, desde la molienda humeda a la flotacion, de acuerdo a los tonelajes y flujos de alimentacion. Aunque existen recursos disponibles, como medicion de leyes en lnea y plataformas para adquisicion de datos y control, en la gran minera no se observan muchas aplicaciones de control automatico de reactivos en funcion del resultado metalurgico del proceso.

6.1.3 Tamano de partcula

La recuperacion de minerales por flotacion en celdas mecanicas presenta un maximo para un rango intermedio de tamano, tpicamente entre 50-100 [m], disminuyendo para tamanos de partcula finos y mas gruesos. En la Figura 6.2 se muestra un ejemplo del efecto del tamano de partculas en la recuperacion de bancos de flotacion rougher, scavenger en limpieza, y columnas, en la concentradora Andina [28]. Aqu, se aprecia que larecuperacion de las columnas es inferior a la de celdas mecanicas para todo el rango de tamanos, especialmente en partculas mas gruesas.

Figura 6.2: Efecto del tamano de partculas en la recuperacion .

Partculas Finas

Las partculas finas o ultrafinas, menores a 20 [m], crean la mayor parte de los problemas en la flotacion de minerales. Por ejemplo, baja recuperacion por factores hidrodinamicos.Las partculas pequenas tienen baja inercia y tienden a moverse con el fluido cuando se aproximan a una burbuja. Los efectos electricos son mas importantes, repulsion de la doble capa. La velocidad de flotacion puede mejorarse usando burbujas mas finas, por ejemplo diametros de 200-400 [m] en la flotacion por aire disperso. Sin embargo, la disminucion del tamano de burbujas tiene limitaciones, por ejemplo el arrastre de burbujas finas a las colas y la perdida de la interfase . Otra forma de mejorar la coleccion de partculas finas es promover la coagulacion o floculacion selectiva del mineral [29].

Partculas gruesas

Las partculas gruesas tienen menor grado de liberacion, menor tiempo de residencia y menor eficiencia de coleccion. El principal problema es la ruptura del agregado burbuja- partcula debido a la turbulencia en la celda.Las partculas en la superficie de las burbujas estan sometidas a la accion de la fuerza centrfuga y se soltaran si la fuerza centrfuga es superior a la fuerza de tension superficial que mantiene la partcula sobre la burbuja. Finalmente, las partculas gruesas, con menor fuerza de adhesion, tendran la primera opcion a desprenderse desde la espuma, por coalescencia o colapso de las burbujas, retornando a la pulpa.Para mejorar la recuperacion de partculas gruesas se necesita un sistema que permita mantener las partculas en suspension y dispersar el aire en burbujas creando el mnimo de turbulencia. La solucion optima requiere el uso de accesorios independientes para la dispersion de la pulpa y la generacion de burbujas.

6.1.4 Flujo de aire

El flujo de aire es una de las variables mas importantes en el control del proceso de flotacion en columna, por su gran influencia en la recuperacion del mineral flotado. Dentro de los lmites de estabilidad de la columna, la recuperacion del mineral flotado normalmente aumenta con el aumento del flujo de aire hasta alcanzar su valor maximo. Este aumento en la recuperacion se debe al aumento del area superficial de las burbujas introducidas en el equipo de flotacion.Por otra parte, un aumento excesivo del flujo de aire puede perjudicar el proceso de flotacion debido al incremento de la turbulencia, arrastre, y perdida de la interfase. La velocidad superficial de aire, Jg , se define como la relacion entre el caudal de aire, Qg , medido en condiciones normales y el area de la seccion transversal del equipo, Ac, segun la ecuacion6.3. Para condiciones tpicas de operacion de columnas la velocidad superficial vara entre 1 y 3 [cm/s].

J = QggAcLa velocidad superficial maxima de aire en una columna esta limitada por:

(6.3)

a) Perdida de bias positivo:Un incremento de Jg significa un aumento en el arrastre de lquido de la zona de coleccion a la zona de limpieza, elevando el valor de la concentracion de lquido en la espuma y reduciendo la concentracion de solidos del material flotado. Como consecuencia existe una reduccion del flujo volumetrico de pulpa al relave pudiendo tornarse menor que la alimentacion con perdida del flujo neto descendente.

b) Perdida del tipo de flujo: Un aumento en Jg puede resultar en el cambio de regimen de flujo, desde flujo en regimen de burbujeo (bubbly) a otro de regimen turbulento (churn) con recirculacion. Esta alteracion del regimen es ocasionada por el crecimiento del tamano de las burbujas con el aumento del flujo de aire.

c) Perdida de interfase: Al aumentar la velocidad superficial de aire, Jg , el holdup de aire aumenta en la pulpa y disminuye en la espuma hasta alcanzar valores iguales de holdup en ambas zonas. Cuando esto ocurre se observa la presencia de espuma en toda la columna y la perdida de la interfase.

d) Insuficiencia del burbujeador: El objetivo del sistema de aireacion es proveer una determinada cantidad de aire a la operacion. En funcion de esto no es posible trabajar con valores de Jg superiores a los especificados en el diseno del proyecto.

e) Aumento en el tamano de burbujas: El aumento de la velocidad superficial de aire genera un crecimiento del tamano de las burbujas, reduciendo la eficiencia de la coleccion de partculas, principalmente de tamano mas fino

6.1.5 Hold-Up de aire

El holdup de aire corresponde a la fraccion volumetrica de aire contenida en una determinada zona de la columna. Normalmente, el holdup de aire se determina en la zona de coleccion y constituye un parametro que depende del valor del flujo de aire, tamano de burbujas, densidad de la pulpa, carga de solidos en las burbujas y la velocidad de descenso de la pulpa [30]. A traves deesta medicion es posible estimar el tamano de las burbujas mediante modelos matematicos [31], [32]. Elholdup de aire puede medirse con sensores de presion, ver Figura 6.3, y se puede calcular utilizando la ecuacion 6.4.

P

Donde:

g = 1

pulpa g

(6.4) L

P: diferencia de presion [kPa].pulpa : densidad de pulpa [g/cm3].L: distancia entre los medidores de presion.g: aceleracion de gravedad [m/s2].

Figura 6.3: Sistema para medicion de holdup de aire.

6.1.6 Tamano de burbuja

El tamano medio de las burbujas y su distribucion son importantes en la flotacion, debido a su efecto en la eficiencia de la coleccion y transporte de partculas. El uso de burbujas pequenas, permite obtener niveles mas elevados de cinetica de coleccion y transporte de solidos por volumen de aire. Por otra parte las burbujas de tamano muy reducido presentan una velocidad de ascenso baja pudiendo ser inferior a la velocidad de descenso de la pulpa, acarreando la perdida de partculas hidrofobas en el flujo de relave [33], [34]. Por lo tanto, existeun tamano medio ideal de burbujas en funcion del tamano medio de las partculas, que podra ser ajustado a traves de las variables operacionales del sistema de aireacion y la adicion de espumantes.El diametro y la distribucion de tamano de las burbujas depende del tipo de generador de burbujas, de su operacion y mantenimiento, del flujo de aire y de la adicion de reactivo espumante [25]. En columnas de flotacion industriales, donde se controla el flujo de aire y se usan generadores de burbujas independientes del transporte y la dispersion de la pulpa, sehan observado diametros de burbuja en el rango de 0.5 2.0 [mm] [33].El uso de diametros de burbuja pequenos favorece la captura y transporte de las partculasmas finas. Sin embargo, existe un lmite asociado a la velocidad mnima de ascenso de la burbuja relativa al movimiento descendente de la pulpa. De esta forma, las burbujas de0.2 0.4 [mm] o mas pequenas no alcanzan a superar la velocidad mnima y son arrastradasa las colas, debido a la disminucion de su velocidad terminal por efecto del enjambre deburbujas y la carga mineral. Ademas, la generacion de burbujas muy pequenas aumenta la retencion de gas en la zona de coleccion y aumenta el arrastre de pulpa a la espuma, llegando a perder la interfase, lo que favorece el arrastre de partculas finas al concentrado. La Figura

6.4 muestra una distribucion de tamano de burbujas observada en una columna de flotacion del concentrador de Andina [28].

Figura 6.4: Distribucion de tamano de burbujas en columna industrial.

6.2 Zona de Limpieza

El proceso de limpieza o separacion corresponde al paso de las burbujas con mineral colectado a traves del lecho de espuma hasta el rebalse de concentrado. En esta zona, sin embargo, no existen modelos adecuados para describir el proceso en forma practica. Por esta razon, los modelos cineticos comunmente consideran la celda como una sola unidad, y por lo tanto, se derivan parametros y constantes cineticas que describen la operacion global de la celda. Las principales variables en la zona de separacion o espuma, ademas del flujo de gas, son :

Bias. Agua de lavado. Altura de espuma.

6.2.1 Bias

El bias representa la fraccion neta de agua que fluye a traves de la espuma y es el principal responsable de la accion de limpieza (rechazo de partculas finas arrastradas hidraulicamente) en la espuma de columnas de flotacion. Se considera un bias positivo cuando el agua de lavado es superior al agua recuperada en el concentrado, y entonces parte del agua fresca se recupera en el relave de la columna.El bias se estima comunmente como la diferencia entre los flujos volumetricos del relave (Qt) y la alimentacion (Qf ), mediante la ecuacion 6.5.

B = Qt Qf(6.5)

Otra forma consiste en la determinacion de una razon de bias,es decir:

R= QtBQf

(6.6)

Tpicamente se recomiendan valores de RB de 0.05 a 0.15. Sin embargo, pueden calcularse valores mas precisos de bias a partir de la diferencia entre el flujo de agua de lavado y del agua del concentrado.La estimacion del bias como diferencia de los flujos volumetricos de alimentacion y relave tiene dos importantes desventajas,

a) No considera el flujo volumetrico del solido flotado, muy importante en etapas de limpieza, lo que implica un consumo excesivo de agua.

b) La diferencia de dos mediciones de flujos grandes (con error pequeno) puede significar errores superiores al 100% en la estimacion del bias (flujo pequeno).

Ademas, desde un punto de vista de control del proceso la estimacion del bias es afectada por las variaciones del nivel de la interfase, introduciendo una importante fuente de error (ruido) en su estimacion [Yianatos et al., 1995] dada por la ecuacion 6.7.

()dHc

B = Qt Qf

dt 1 g Ac(6.7)

6.2.2 Agua de lavado

El agua se agrega generalmente sobre el tope de la espuma para evitar el arrastre de ganga fina al concentrado, favoreciendo la limpieza y la reduccion de los insolubles. La adicion de agua fresca reemplaza en forma mas eficiente el concepto de dilucion de la pulpa en las etapas de limpieza, y tiene dos funciones basicas,

a) Reemplazar el agua de alimentacion en la fraccion flotada al concentrado, minimizando el arrastre hidraulico de partculas hidrofilas.

b) Aumentar la estabilidad de la espuma, menor coalescencia de burbujas.

Con la adicion de agua de lavado se aumenta la selectividad del proceso sin perdida de recuperacion [Yianatos et al., 1988]. La efectividad del agua de lavado depende, idealmente, del flujo y de la distribucion homogenea del agua, abarcando toda el area de la espuma, sin perjudicar el transporte del material flotado.La velocidad superficial mnima del agua de lavado, Jw , sera la necesaria para formar un lecho de espuma estable, y alcanzar el flujo de bias adecuado para una efectiva accion de limpieza.El efecto del agua de lavado en las columnas se ilustra en la Figura 6.5, donde se comparan los flujos de agua de una columna y de una celda mecanica. En la columna se aprecia que el agua de lavado reemplaza el agua de alimentacion en el material flotado (concentrado) y se distribuye entre esta fraccion y la fraccion que retorna a la zona de coleccion. De esta forma se genera un flujo neto descendente de agua (bias) que minimiza los efectos de arrastre hidraulico de las partculas que pasan al producto flotado.

Figura 6.5: Flujos de agua en celda mecanica y en columna de flotacion.

Las limitaciones de la velocidad superficial de agua de lavado (Jw ) son:

a) Flujos de agua de lavado grandes aumentan fuertemente el mezclado en la espuma.Se observa un aumento en la recirculacion de lquido y en la coalescencia de las burbujas, debido al aumento de la turbulencia. Al aumentar la turbulencia, el agua de alimentacion se cortocircuita a traves de la espuma produciendo una reduccion en la ley del concentrado.

b) El uso de Jw elevado aumenta el consumo de agua y produce una dilucion del concentrado, dificultando y elevando los costos de las etapas posteriores de espesamiento y filtracion.

c) El aumento de Jw aumenta Jb (bias) y reduce el tiempo de residencia en la zona de coleccion. Esto se traduce en perdida de recuperacion, o capacidad de coleccion.

Para seleccionar el valor adecuado de Jw se debe considerar que la accion del agua de lavado es mas eficiente para velocidades superficiales de aire Jg < 2 [cm/s]. Para valores de Jg > 2 [cm/s], se debe aumentar Jw para reducir el arrastre de agua de alimentacion hacia la espuma.

6.2.3 Altura de espuma

La altura de la espuma es una variable importante en la selectividad del proceso de flotacion. Una columna de flotacion trabaja generalmente con lechos de espuma que varan entre 0.5 a 1.5 [m]. En escala piloto estos valores se situan entre 0.4 y 1.0 [m]. No existe una regla general para la determinacion de la altura del lecho [35].

Si el arrastre hidraulico es el principal problema del proceso, un lecho de espuma relativamente bajo (0.4 0.6 [m]) es suficiente, siempre que el arrastre de las partculas sea eliminadocerca de la interfase, cuando se opera a velocidades de aire moderadas Jg < 1.5 [cm/s]. Por otro lado, si el objetivo es obtener una alta selectividad entre las especies hidrofobas o si elflujo de aire es elevado, se recomienda trabajar con lechos de espuma mayores (1 1.5 [m])[36].El lecho de espuma puede dividirse en tres secciones [37],

a) Lecho expandido de burbujas.

b) Lecho empacado (relleno) de burbujas.

c) Espuma con drenaje convencional.

En la primera seccion, arriba de la interfase pulpa-espuma, la espuma se forma como resultado de las colisiones de las burbujas contra la interfase. Las burbujas son desaceleradas bruscamente reduciendo 4-5 veces su velocidad, lo que genera una onda de choque. Este fenomeno parece ser la principal causa de coalescencia de las burbujas y perdida de mineral, donde la fraccion de lquido es elevada (l > 26%), debido principalmente al arrastre de lquido asociado a las burbujas que ingresan a la espuma y al drenaje de lquido por gravedad desde las secciones superiores de la espuma, formandose as un lecho expandido de burbujas.La segunda seccion se extiende desde el tope de la primera seccion hasta el punto de introduccion de agua de lavado. En esta seccion, la fraccion de lquido se mantiene elevada y se observa una moderada coalescencia de burbujas, causada por el movimiento de las burbujas mayores que atraviesan el lecho de espuma, todava con forma esferica.La ultima seccion se situa inmediatamente encima del punto de introduccion de agua de lavado y consiste en una espuma formada por burbujas hexagonales o polihedrales, donde la pulpa drena por gravedad a traves de las aristas denominadas Plateau Borders. En esta seccion la fraccion de lquido es inferior al 20%.La altura del lecho de espuma junto con el flujo de agua de lavado y el flujo de aire, son variables de gran importancia para la obtencion de una alta selectividad en el proceso de flotacion.

Captulo 7

Modelacion Cinetica

En la practica, el estudio del solido finamente dividido se realiza separando las partculas en un numero finito de clases de tamano . Las propiedades como flotabilidad no son mode- lables por valores unicos ni bien definidos, ni siquiera para especies puras, y no pueden ser consideradas como intrnsecas de las especies minerales, pues varan, no solo con el acondi- cionamiento de los reactivos sino con las condiciones de operacion del proceso de separacion. Aun mas difcil es predecir la distribucion de estas propiedades en el caso de partculas mixtas.En forma general, en el proceso de flotacion se identifican dos zonas, la zona de coleccion y la zona de espuma, que contribuyen de modo complementario al resultado final del proceso de separacion. Sin embargo, la dificultad de expresar los fenomenos fsicos y qumicos que ocurren en ambas zonas, as como la imposibilidad de medir directamente el transporte de mineral entre ambas zonas, limita el uso y confiabilidad de modelos matematicos teoricos. En algunos casos, por ejemplo en flotacion columnar, se ha intentado modelar la zona espuma de columnas industriales con el objeto de evaluar su impacto en la operacion [35].Existen distintos tipos de modelos para describir el proceso de flotacion:

a) Modelos Empricos.

b) Modelos Probabilsticos.

c) Modelos Cineticos.

Los modelos empricos se basan en la realizacion de una serie de experimentos, de los cuales se recopila una gran cantidad de datos que deben ser analizados para entregar una informacion coherente. Tienen la desventaja que no permite realizar extrapolaciones con los datos obtenidos. Estos modelos pueden ser adaptivos1 o no.Los modelos fenomenologicos son difciles de describir ya que son sistemas complejos, que poseen una gran cantidad de variables.

7.1 Modelos Probabilsticos

Estos modelos son utilizados para realizar el diagnostico de la operacion, comparar reactivos de flotacion, etc. Ademas, con estos modelos se puede caracterizar el comportamiento del mineral frente a diferentes tipos y dosis de reactivos, pH de trabajo, etc.

1Se modifican en lnea

62

7.1.1 Schuhmann (1942) [38]

Propone que la velocidad de flotacion se puede descomponer en una serie de eventos de naturaleza probabilstica.

[Px] = [Pc Pa F ](7.1)[Px] : Es la probabilidad de flotacion. [Pc] : Es la probabilidad de colision. [Px] : Es la probabilidad de adhesion.[F ]: Factor de estabilidad de la espuma.

7.1.2 Tomlinson y Flemming (1965) [39]

F = Pe Pf(7.2)Este modelo describe F en funcion de,

Pe: probabilidad de levitacion del agregado hasta la interfase pulpa-espuma.Pf: probabilidad de recuperacion en la espuma.

7.1.3 Kelsall (1961) [40]



Donde:

W = W0 (1 p)(7.3)

p: Es la fraccion de material que ha sido flotado (probabilidad).

El flujo de concentrado es proporcional a la masa de la pulpa.Por ejemplo, en la Figura 7.1 se muestra el tiempo la operacion batch de flotacion.

W 0p

W n-1 p

...

W 0

t = 0

W

8634313 Flotaci n J Yianatos

Documents

Transcript of 8634313 Flotaci n J Yianatos