Tecnología de flotación mineral

VII. TECNOLOGÍA DE FLOTACIÓN
1

Introducción:
¿Qué, cuánto hay y de qué calidad, en el
yacimiento?
No podemos responder como metalurgistas, pero sí
se tiene conocimiento de que existen reservas y
recursos: cantidad y leyes; tipo de mineral según
su geología.
2

Aspectos relevantes de los procesos:
• ¿Cómo y cuánto se puede recuperar de sus elementos de
interés?
• ¿Qué tipo y calidad de producto comercial se puede
lograr?
- Pruebas metalúrgicas a nivel laboratorio y piloto
 Caracterización mineralógica
 Pruebas de reducción de tamaños de partículas
 Pruebas de concentración o lixiviación
 Pruebas de espesamiento
 Pruebas de filtrado
 Pruebas de reología de pulpas
 Pruebas para sistemas de manejo de minerales y productos
secos
- Simulación de los procesos
 Optimización del proceso
 Dimensionamiento del proceso para diseñar instalación y
estimar costos de capital y operación. 3

Caracterización mineralógica
4

Caracterización mineralógica
5Análisis microscópico
Análisis microscópico
Análisis microscópico

Caracterización metalúrgica a escala laboratorio
6
Test SMC JK
Test de TorqueTest de abrasión ATWAL
Test de Bond (WI) - Bolas

Caracterización metalúrgica a escala laboratorio -
piloto
7
Molino SAG - Piloto
FiltraciónPlanta Piloto flotación
convencional
Celdas convencionales de
flotación a escala laboratorio

Resultados pruebas metalúrgicas:
• Resultados:
- Diagrama de procesos o diagramas de flujos
(flowsheet) factibles de aplicar
- Tasa de procesamiento factible
- Recuperación metalúrgica de elementos de
interés e impurezas no deseables
- Calidad de productos intermedio y finales
- Consumos de insumos: reactivos, medios para
reducción de tamaño del mineral.
- Consumos de suministros: energía eléctrica,
agua.
8

Proyectos aspectos relevantes de los procesos:
• Dónde empezar?
-Pruebas metalúrgicas mineral de exploración
-Laboratorios metalúrgicos: Universidades, institutos
tecnológicos, empresas de servicios dedicadas.
-Dimensionamiento a nivel perfil de procesos y costos de
capital y operación.
- Consultores expertos en procesos y en evaluación de
proyectos mineros: Firmas de ingeniería nacionales e
internacionales, consultores independientes.
9

• Dónde empezar? (cont.)
- Estudio de la industria
- Benchmark: Procesos, instalaciones y prácticas
operativas
- Usos del producto
- Metales bases (commodity) y cómo se transa
- Actores del mercado
- Riesgos del mercado
10

Aspectos relevantes de los procesos :
• Qué costo de operación ?
- Nivel de tratamiento y producción
- Proceso de concentración o extracción
(tecnología)
- Condiciones del sitio e infraestructura
requerida
- Precio de recursos (estado de la industria)
Proceso Costo operación
US$/t mineral
Lixiviación 3,2 – 4,4
Concentración 3,8 – 6,0
11

• Qué nivel de ingresos ?
- Ley del mineral a tratar
- Ritmo de tratamiento de mineral
- Recuperación de los elementos de interés
(produto, co producto y/o sub producto)
- Calidad de los productos (concentrados o
elemento metálico)
- Precio según mercado respectivo y condiciones
de contratos con compradores
12

• Qué monto de inversión ?
- Nivel de tratamiento y producción
- Proceso de concentración o extracción
- Condiciones del sitio e infraestructura
requerida
- Precio de recursos (estado de la industria)
Proceso Unidad Costo de inversión
Lixiviación US$/lb Cu producida 4.000 – 6.000
Concentración US$/t/día 9.000 – 12.000
13

7.1. Pruebas a escala de
laboratorio (batch).
14

Las pruebas a escala de laboratorio o banco
(batch), se realizan en celdas de flotación de
laboratorio de capacidad nominal de 50 a 2.000
gramos.
Se tienen diversos tipos de máquinas de
laboratorios, a saber:
• Denver D-12.
• Agitair L-500.
 Wemco.
15

Máquina de
agitación DENVER
de laboratorio
Flujómetro para aire
Tacómetro
Celda flotación de
1L de capacidadBandeja recepción de
concentrado
Paleta para recolección
de concentrado
16

El material a evaluación a escala de laboratorio
debe seguir el siguiente procedimiento:
 Granulometría: 100 % -10 # Tyler.
 Homogeneización de la muestra.
17

 Caracterización de la muestra:
- Caracterización química, por ejemplo: CuT;
CuS.
- Caracterización mineralógica: identificación de
especies útiles y de ganga, asociaciones, y
tamaño de liberación.
- Caracterización física: gravedad específica, %
de humedad, índice de trabajo, etc.
- Caracterización granulométrica.
18

 Granulometría a flotación – test de molienda:
- Especificar el volumen de la celda.
- Especificar el % de sólidos en peso de
flotación.
- Especificar el % de sólidos en peso de
molienda: 67 %.
- Realizar la molienda a distintos tiempos, a
fin de determinar el tiempo de molienda, que
se visualiza en el siguiente gráfico.
19

Log (F3(x))
- 65 # Tyler
- 200 # Tyler
Log (t)
Figura Nº 7.1. Gráfico para determinar el tiempo de
molienda a escala de laboratorio. 20

 Las variables factibles de evaluar a escala de
laboratorio:
• Tipo y dosificación de reactivos.
• Densidad de pulpa (% sólidos en peso).
• Tiempo de acondicionamiento.
• Tiempo de flotación.
• Flujo de gas (aire).
• pH.
• Granulometría de flotación.
• Temperatura.
• Envejecimiento de la pulpa.
21

Un test de ciclo es un experimento de etapas
múltiples diseñado para medir el efecto de los
materiales circulantes, a nivel de laboratorio.
Un test simple puede tener tres etapas en cada
ciclo, una molienda, una flotación primaria
(rougher) y una flotación de limpieza (cleaner); en
cada etapa se introducen reactivos y las colas de
limpieza son recirculadas ya sea a la molienda o a
la flotación primaria.
23

En este caso los objetivos pueden ser:
1. Encontrar el aumento en recuperación que puede
esperarse al recircular las colas de limpieza.
2. Encontrar cuanto reactivo debe agregarse para
mantener la carga circulante de los reactivos.
3. Encontrar si las lamas u otro sólido objetable o
material soluble se produce y si interfiere con la
flotación.
4. Estudiar los problemas de manejo de espuma.
24

Un test de ciclo cerrado requiere dos o más celdas
de flotación y generalmente es mejor llevado a
cabo por dos personas. Habrá etapas intermedias
que consumen mucho tiempo, que involucran
transferencia de material, espesamiento,
filtración, ajuste de densidad de pulpa, estimación
de peso seco, etc.
25

Estas etapas requieren la mayor concentración de
parte de los operadores si el trabajo está
realizándose de manera continua que simula la
operación continua. Tales test ocupan tiempo y
puede que no sea posible completar un test en un
día de trabajo. Si esto ocurre se debe considerar
los efectos de envejecimiento de la pulpa.
Hay una fuerte tendencia a usar el número mínimo
de ciclos para minimizar la gran cantidad de
trabajos. Es recomendable que el número mínimo
de ciclos sea seis.
26

Si se puede disponer de análisis inmediato, el
procedimiento más satisfactorio sería correr la
experiencia hasta que la composición de uno o
todos los productos alcance el equilibrio. Sin
embargo el análisis puede estar disponible sólo
varios días después del test, en tal caso el
equilibrio deberá juzgarse por el peso seco del
queque filtrado o alguna indicación similar.
Es muy útil durante el trabajo de un test de ciclo
hacer arreglos especiales para un reporte rápido
de los resultados analíticos.
27

La complejidad de un test de ciclo y los posibles
efectos de envejecimiento de los productos
requiere que haya un mínimo de pérdida de
tiempo.
El test de ciclo, en muchas oportunidades, puede
entregar tanta información como una pequeña
planta piloto continua.
28

7.3. Pruebas en continuo y de
planta piloto
29

La filosofía y práctica de los ensayos de planta
piloto ha sido discutida por varios autores. Algunos
ingenieros de flotación creen que con un adecuado
trabajo de laboratorio y de cálculos de ingeniería,
la planta piloto puede ser eliminado. Otros
consideran que la planta piloto es esencial.
30

Muchas operaciones de flotación exitosas fueron
diseñadas sobre la base de pruebas a escala de
laboratorio sin usar test de ciclo o de planta
piloto. Sin embargo, los nuevos procesos de
flotación que presentan problemas esenciales o
que no tienen estrecha contrapartida en plantas ya
existentes, necesitan pasar por la escala piloto.
31

Las razones más generalizadas para correr una
planta piloto o test continuos está en confirmar la
factibilidad técnica y económica del proceso, sobre
bases continuas y facilitar datos de diseño para la
escala industrial.
32

Además, las operaciones pilotos pueden hacerse
para obtener una cantidad de producto adecuada
para experimento de procesamiento subsecuente o
para estudios de mercado. Pueden también
correrse para demostrar costos de operaciones y
evaluar equipos.
33

Es recomendable operaciones piloto de flotación no
menores que 5 (tpd). Flujos inferiores
invariablemente causan dificultades debido a:
i. El problema de alimentar con exactitud
cantidades pequeñas de reactivos en polvo o
insolubles en agua.
ii. La tarea casi imposible de bombear cantidades
pequeñas de pulpa continua y uniformemente.
34

iii. La tendencia de bancos pequeños de celdas de
flotación a mostrar oleaje, embancarse y rebalsar.
iv. Si se considera molienda, la dificultad de
mantener un pequeño molino en balance,
especialmente si el molino está un circuito cerrado
con un clasificador.
35

Canchas Manejo de Muestras
Planta Piloto Quilicura
Manejo de Muestras
Proyecto Monterrico
Clasificación
Proyecto Candelaria
36

Molino SAG 6ft
37

Molino de Bolas 5ft
Molino de Cónico
Pilotaje Monterrico Feb 06
Molino Cónico
Planta Piloto Quilicura 38

Circuito de Flotación
41

Circuito de Flotación
42

Pilotaje Quilicura
Proyecto Monterrico
Febrero 06
Sistema de Columnas
Automatizadas
Sistemas avanzados de control
Pilotaje Codelco Andina In situ
Sistema de Columnas Automatizadas
Planta Concentradora
Febrero- Marzo 06
43

Pilotaje Codelco Andina In situ
Febrero- Marzo 06
Expertise Internacional
SGS Lakefield Canadá
Codelco Andina In situ
Equipo Fluorescencia de Rayos
X Móvil
44

45
7.4. Caracterización del proceso
de Flotación.

Para el análisis de celdas y columnas de flotación
industriales se consideran dos zonas de
características muy diferentes, la zona de
colección (pulpa) y la zona de limpieza (espuma).
La figura siguiente, muestra esquemáticamente los
flujos de dichas zonas, donde Rc representa la
recuperación de cada especie mineral en la zona
de colección y Rf la recuperación del mismo
componente en la zona de limpieza.
46

Determinación de la recuperación en flotación
Flotación ocurre en dos zonas
)R-(1+RR
RR
=R
ccf
cf
total
RfRc
Rc(1-Rf)Rc
F=1-Rc(1-Rf)
1-Rc
Zona de
colección
Zona de
espuma
47

i. Zona de colección
En la zona de colección ocurre el primer contacto
entre las partículas minerales descendentes y las
burbujas de aire ascendentes.
48

La velocidad de colección y recuperación de las
partículas depende de los eventos de colisión y
adhesión necesarios para formar el agregado
partícula-burbuja.
La probabilidad de ocurrencia de estos eventos,
con el resultado de colección del mineral en las
burbujas, se representa generalmente como un
modelo cinético de primer orden.
49

Experimentalmente, se ha demostrado que la
recuperación de cada especie en la zona de
colección se puede expresar como una función de
la constante cinética, k, el tiempo medio de
residencia de las partículas, Tp, y la condición de
mezclado al interior de la zona de colección.
50

Las principales variables que influyen en el
proceso de concentración por flotación son:
• Tiempo de residencia.
• Reactivos (tipo y dosificación).
• Tamaño de partículas.
• Flujo de aire.
• Fracción volumétrica de gas (holdup de aire).
• Tamaño de burbujas.
51

Las variables mencionadas, tienen un efecto
significativo sobre la ley y la recuperación de
mineral de interés, y que se analizan a
continuación.
Los efectos de estas variables están relacionados
y, por lo tanto, difícilmente pueden aislarse.
52

El tiempo de residencia es uno de los factores que
impactan tanto a la ley como a la recuperación del
mineral flotado, afectando en forma significativa
a esta última.
53
(1) Tiempo de residencia

El tiempo de residencia se puede variar
normalmente a través de alteraciones en el flujo y
en la concentración de sólidos de la alimentación,
en el flujo de agua de lavado y en la altura de la
zona de colección de la columna.
La altura de la zona de colección debe ser
suficiente para permitir que las partículas
hidrófobas sean colectadas por las burbujas que
ascienden.
54
(1) Tiempo de residencia (cont.)

El tiempo medio de residencia de la fase líquida en
la columna puede estimarse por la relación entre
el volumen efectivo de la zona de colección y el
flujo volumétrico del relave dada por la ecuación:
55
 
t
gcc
Q
-1*H*A 
 
Donde:
Ƭ : Tiempo de residencia medio de la fase líquida.
Ac : Área de sección transversal de la columna.
Hc : Altura de la sección de recuperación de la columna.
ᵋg : Fracción volumétrica de aire.
Qt : Flujo volumétrico de la fracción no flotada.

El tiempo de residencia de las partículas sólidas
en una celda de flotación bien agitada es similar
al del líquido (baja segregación).
Sin embargo, en una columna es función de la
velocidad de sedimentación y, por lo tanto,
aumenta al disminuir la granulometría
aproximándose al tiempo de residencia del líquido
para partículas muy finas. Las partículas mayores
que 100 [µm] tienen un tiempo de residencia igual
o menor que el 50% del tiempo de residencia del
líquido.
56

Los reactivos comúnmente usados en la flotación
son el colector, para la captura selectiva de los
minerales a flotar, el espumante para reducir el
tamaño de burbujas y generar una espuma
estable, y el regulador de pH, generalmente cal.
57
(2) Reactivos

La adición de reactivos se regula en forma manual
o automática, en diferentes puntos del circuito,
desde la molienda húmeda a la flotación, de
acuerdo a los tonelajes y flujos de alimentación.
Aunque existen recursos disponibles, como
medición de leyes en línea y plataformas para
adquisición de datos y control, en la gran minería
no se observan muchas aplicaciones de control
automático de reactivos en función del resultado
metalúrgico del proceso.
58
(2) Reactivos (cont.)

La recuperación de minerales por flotación en
celdas mecánicas presenta un máximo para un
rango intermedio de tamaño, típicamente entre
50-100 [µm], disminuyendo para tamaños de
partícula finos y más gruesos.
59
(3) Tamaño de partícula

En la siguiente figura, se muestra un ejemplo del
efecto del tamaño de partículas en la recuperación
de bancos de flotación primaria (rougher), barrido
(scavenger) en limpieza, y columnas, en la
concentradora Andina.
Se aprecia que la recuperación de las columnas es
inferior a la de celdas mecánicas para todo el
rango de tamaños, especialmente en partículas
más gruesas.
60
(3) Tamaño de partícula (cont.)

61
(3) Tamaño de partícula (cont.)
Figura: Efecto del tamaño de partículas en la recuperación

Las partículas finas o ultrafinas, menores a 20
[µm], crean la mayor parte de los problemas en la
flotación de minerales. Por ejemplo, baja
recuperación por factores hidrodinámicos.
Las partículas pequeñas tienen baja inercia y
tienden a moverse con el fluido cuando se
aproximan a una burbuja.
62
Partículas finas

Los efectos eléctricos son más importantes,
repulsión de la doble capa.
63
Partículas finas (cont.)

La velocidad de flotación puede mejorarse usando
burbujas más finas, por ejemplo diámetros de 200-
400 [µm] en la flotación por aire disperso. Sin
embargo, la disminución del tamaño de burbujas
tiene limitaciones, por ejemplo el arrastre de
burbujas finas a las colas y la pérdida de la
interfase .
Otra forma de mejorar la colección de partículas
finas es promover la coagulación o floculación
selectiva del mineral.
64
Partículas finas (cont.)

Las partículas gruesas tienen menor grado de
liberación, menor tiempo de residencia y menor
eficiencia de colección.
El principal problema es la ruptura del agregado
burbuja-partícula debido a la turbulencia en la
celda.
65
Partículas gruesas

Las partículas en la superficie de las burbujas
están sometidas a la acción de la fuerza
centrífuga y se soltarán si la fuerza centrífuga es
superior a la fuerza de tensión superficial que
mantiene la partícula sobre la burbuja.
Finalmente, las partículas gruesas, con menor
fuerza de adhesión, tendrán la primera opción a
desprenderse desde la espuma, por coalescencia o
colapso de las burbujas, retornando a la pulpa.
66
Partículas gruesas (cont.)

Para mejorar la recuperación de partículas
gruesas se necesita un sistema que permita
mantener las partículas en suspensión y dispersar
el aire en burbujas creando el mínimo de
turbulencia.
La solución óptima requiere el uso de accesorios
independientes para la dispersión de la pulpa y la
generación de burbujas.
67
Partículas gruesas (cont.)

El flujo de aire es una de las variables más
importantes en el control del proceso de flotación
en columna, por su gran influencia en la
recuperación del mineral flotado.
68
(4) Flujo de aire

Dentro de los límites de estabilidad de la columna,
la recuperación del mineral flotado normalmente
aumenta con el aumento del flujo de aire hasta
alcanzar su valor máximo.
Este aumento en la recuperación se debe al
aumento del área superficial de las burbujas
introducidas en el equipo de flotación.
69
(4) Flujo de aire (cont.)

Por otra parte, un aumento excesivo del flujo de
aire puede perjudicar el proceso de flotación
debido al incremento de la turbulencia, arrastre, y
pérdida de la interfase.
70

La velocidad superficial de aire, Jg, se define como
la relación entre el caudal de aire, Qg, medido en
condiciones normales y el área de la sección
transversal del equipo, Ac, según la siguiente
ecuación:
71
c
g
g
A
Q
J 
Para condiciones típicas de operación de columnas
la velocidad superficial varía entre 1 y 3 [cm/s].

Velocidad superficial de gas (Jg)
 Definición:
 Independiente del tamaño de
la celda; y
 Rango de valores
característico:
0,5 –2,5 cm/s
Flujo de aire
Celda
Acelda
(cm/s)
A
Q
=J
celda
g
g
72

La velocidad superficial máxima de aire en una
columna está limitada por:
a) Pérdida de bias positivo:
Un incremento de Jg significa un aumento en el
arrastre de líquido de la zona de colección a la
zona de limpieza, elevando el valor de la
concentración de líquido en la espuma y
reduciendo la concentración de sólidos del
material flotado. Como consecuencia existe una
reducción del flujo volumétrico de pulpa al
relave pudiendo tornarse menor que la
alimentación con pérdida del flujo neto
descendente. 73

b) Pérdida del tipo de flujo:
Un aumento en Jg puede resultar en el cambio
de régimen de flujo, desde flujo en régimen de
burbujeo (bubbly) a otro de régimen turbulento
(churn) con recirculación.
Esta alteración del régimen es ocasionada por
el crecimiento del tamaño de las burbujas con
el aumento del flujo de aire.
74

c) Pérdida de interfase:
Al aumentar la velocidad superficial de aire, Jg,
la fracción volumétrica de aire (holdup)
aumenta en la pulpa y disminuye en la espuma
hasta alcanzar valores iguales de fracción
volumétrica en ambas zonas.
Cuando esto ocurre se observa la presencia de
espuma en toda la columna y la pérdida de la
interfase.
75

d) Insuficiencia del burbujeador:
El objetivo del sistema de aireación es proveer
una determinada cantidad de aire a la
operación.
En función de esto no es posible trabajar con
valores de Jg superiores a los especificados en
el diseño del proyecto.
76

e) Aumento en el tamaño de burbujas:
El aumento de la velocidad superficial de aire
genera un crecimiento del tamaño de las burbujas,
reduciendo la eficiencia de la colección de
partículas, principalmente de tamaño más fino.
77

Se refiere a la cantidad de aire contenida en una
determinada zona de la columna o celda de
flotación.
78
(5) Fracción volumétrica de aire (holdup)

Normalmente, la fracción volumétrica de aire se
determina en la zona de colección y constituye un
parámetro que depende del valor del flujo de aire,
tamaño de burbujas, densidad de la pulpa, carga
de sólidos en las burbujas y la velocidad de
descenso de la pulpa.
A través de esta medición es posible estimar el
tamaño de las burbujas mediante modelos
matemáticos.
79
(5) Fracción volumétrica de aire (holdup) (cont.)

Contenido de aire (εg)
 Definido como la fracción volumétrica de aire:
(%)
totalVolumen
burbujadeVolumen
100=εg
Volumen total
Flujo de aire
Volumen de
burbuja
80

Contenido de aire
Técnicas de medición
La fracción volumétrica de gas
se mide de dos maneras:
 Tomando una muestra del
contenido de la celda; o
 Utilizando un sensor:
 Velocidad del sonido
 Conductividad
Espuma
81

Contenido de aire
Medición por recolección de muestra
CELDA DE FLOTACIÓN
 La determinación se realiza midiendo los volúmenes
de pulpa y aire en una muestra del contenido de la
celda una vez que las fases se han separado.
82

El flujo volumétrico de aire que
entra al tubo en la forma de
burbujas se mide de varias
maneras:
 Velocidad de descenso del nivel
(tubo transparente
inicialmente lleno de agua);
 Flujo volumétrico con un
instrumento (presión debe
mantenerse constante); y
 Variación de presión en el
tiempo (acumulación del gas
manteniendo el tubo cerrado).
VELOCIDAD DE GAS
Posibilidades de medición
Tubo de
muestreo de
burbujas
H
MÁQUINA DE FLOTACIÓN
F
Flujo
Presión
P
83

VELOCIDAD DE GAS
Medición en planta (variación de presión)
84

CONTENIDO DE AIRE
Medición con sensor
Medición de la
conductividad
Medición de velocidad del
sonido
85

La fracción volumétrica de aire, también, puede
medirse con sensores de presión, ver figura
siguiente, y se puede calcular utilizando la
ecuación:
86
L*g*ρ
P
-1ε
pulpa
g


Donde:
ΔP : diferencia de presión [kPa].
Ρpulpa : densidad de pulpa [g/cm3].
L : distancia entre los medidores de presión.
g : aceleración de gravedad [m/s2].

VELOCIDAD DE GAS
Medición en planta (variación de presión)
87

Figura: Sistema para la medición de la fracción volumétrica
de aire (holdup de aire)
88

3,0 m
0,40 m altura de espuma
Alimentación
1,0 m
Sistema para medir
presión y determinar ᵋg
89

VELOCIDAD DE GAS
Sensores en planta
90

MANIPULACIÓN DE PERFIL DE AIRE
Operación sin una estrategia
1.12
1.30
1.47
1.72
1.13
1.43
1.86
1.03
1.52
0.88
0.0
0.5
1.0
1.5
2.0
2.5
1 2 3 4 5 6 7 8 9 10
VELOCIDADDEGAS,cm/s
CELDA
91

Curvas ley-recuperación (perfiles
crecientes)
51
52
53
54
55
56
57
0 20 40 60 80 100
CUMULATIVE Zn RECOVERY, %
CUM.ZnGRADE,%
51
52
53
54
55
56
57
0 20 40 60 80 100
CUM.ZnGRADE,%
92

51
52
53
54
55
56
57
0 20 40 60 80 100
CUM.ZnGRADE,%
Increasing
Increasing
Balanced
Balanced
Decreasing
Decreasing
Curvas ley-recuperación
93

 El uso de perfiles de distribución de gas en la etapa de
limpieza del circuito de zinc produjo una ganancia de
más de US$ 2 M/año en Brunswick Mines,
 Mediciones de tamaño de burbuja fueron usados para
identificar y seleccionar un sistema de dispersión de
aire mas eficiente para las columnas en Red Dog. EL
cambio de sistema aumentó la recuperación y la ley de
zinc con una ganancia de US$ 4 M/año, y
 El uso de perfiles óptimos de distribución de gas en los
bancos de flotación primaria (roughers) del circuito
concentrador de cobre, plomo y zinc aumentaron la
recuperación de cobre con ingresos mayores de US$10
M/año.
Beneficios económicos
94

El tamaño medio de las burbujas y su distribución
son importantes en la flotación, debido a su efecto
en la eficiencia de la colección y transporte de
partículas.
95
(6) Tamaño de burbuja

El uso de burbujas pequeñas, permite obtener
niveles más elevados de cinética de colección y
transporte de sólidos por volumen de aire.
Por otra parte las burbujas de tamaño muy
reducido presentan una velocidad de ascenso baja
pudiendo ser inferior a la velocidad de descenso
de la pulpa, acarreando la pérdida de partículas
hidrófobas en el flujo de relave.
96

Por lo expresado anteriormente: “existe un
tamaño medio ideal de burbujas en
función del tamaño medio de las
partículas, que podrá ser ajustado a
través de las variables operacionales
del sistema de aireación y la adición de
espumantes”.
97

El diámetro y la distribución de tamaño de las
burbujas depende del tipo de generador de
burbujas, de su operación y mantenimiento, del
flujo de aire y de la adición de reactivo
espumante.
En columnas de flotación industriales, donde se
controla el flujo de aire y se usan generadores de
burbujas independientes del transporte y la
dispersión de la pulpa, se han observado
diámetros de burbuja en el rango de 0,5 a 2,0
[mm].
98

El uso de diámetros de burbuja pequeños favorece
la captura y transporte de las partículas más
finas. Sin embargo, existe un límite asociado a la
velocidad mínima de ascenso de la burbuja
relativa al movimiento descendente de la pulpa.
De esta forma, las burbujas de 0,2 a 0,4 [mm] o
más pequeñas no alcanzan a superar la velocidad
mínima y son arrastradas a las colas, debido a la
disminución de su velocidad terminal por efecto
del enjambre de burbujas y la carga mineral.
99

Además, la generación de burbujas muy pequeñas,
aumenta la retención de gas en la zona de
colección y aumenta el arrastre de pulpa a la
espuma, llegando a perder la interfase, lo que
favorece el arrastre de partículas finas al
concentrado.
La Figura siguiente, muestra una distribución de
tamaño de burbujas observada en una columna de
flotación del concentrador de Andina.
100

101
Figura: Distribución de tamaño de burbujas en columna
industrial

TAMAÑO DE BURBUJA
McGill Bubble Size Analyzer (MBSA)
Válvula
Cámara
Luz
Difusor de luz
Cámara de
exposición
Tubo de muestreo
Ventana
CELDA DE
FLOTACIÓN
102

Baja concentración
de espumante
Alta concentración
de espumante
TAMAÑO DE BURBUJA
Imagen típica (columna de laboratorio)
103

TAMAÑO DE BURBUJA
MBSA en operación
104

TAMAÑO DE BURBUJA
MBSA en operación
105

 La dispersión de gas resulta
en una población de
burbujas con un rango de
tamaños que depende de la
técnica y condiciones
usadas;
 La medición del tamaño de
burbujas produce como se
espera una distribución; y
 Por razones prácticas, un
diámetro equivalente es
calculado a partir de la
distribución.
TAMAÑO DE BURBUJA
Definición
106

0
5
10
15
20
25
0 1 2 3 4
FRECUENCIAPORNUMERO,%
TAMAÑO DE BURBUJA,mm
TAMAÑO DE BURBUJA
Resultados procesamiento de imágenes
107

TAMAÑO DE BURBUJA
Diámetros promedio d10 y d32
di = 1 2 3 4 5
09,4
55
225
)2516941(
)125642781(
d
d
d 2
i
3
i
32 ==
++++
++++
==
∑
∑
3=
5
15
=
5
5+4+3+2+1
=
n
d
=d
i
i
10
∑
∑
108

TAMAÑO DE BURBUJA
Distribución y diámetros promedios
0
5
10
15
20
25
0 1 2 3 4 5
TAMAÑO DE BURBUJA, mm
FREQUENCIA,%
Distribución
d10
d32
109

CONTROL DE TAMAÑO DE BURBUJA
Comparación de celdas
0
1
2
3
4
0 1 2 3 4
DIAMETROSAUTER32,mm
DIAMETRO PROMEDIO D10, mm
Columnas
Celdas mech.
Celda lab.
Uniform size
110

0
1
2
3
0 1 2 3
DIAMETROSAUTERD32,mm
DIAMETRO PROMEDIO D10, mm
Columna
Cell (aire forzado)
Cell (autoaspirante)
Referencia
Comparación de condiciones de operación
111

0
20
40
60
80
100
0 2 4 6 8 10
CUMULATIVEVOLUME,%
BUBBLE SIZE,mm
Mechanical cell
Normal operation
Water in sparger
Frother in sparger
Frother in feed/sparger
Evaluación de estrategias de operación
112

0
1
2
3
0 500 1000 1500 2000 2500
BUBBLESIZE,mm
GAS FLOW RATE,scfm
Original
Modified
d32
d10
Evaluación de modificación de equipos
113

El proceso de limpieza o separación corresponde
al paso de las burbujas con mineral colectado a
través del lecho de espuma hasta el rebalse de
concentrado.
114
(ii) Zona de limpieza

En esta zona, sin embargo, no existen modelos
adecuados para describir el proceso en forma
práctica.
Por esta razón, los modelos cinéticos comúnmente
consideran la celda como una sola unidad, y por lo
tanto, se derivan parámetros y constantes
cinéticas que describen la operación global de la
celda.
115
(ii) Zona de limpieza (cont.)

Las principales variables en la zona de separación
o espuma, además del flujo de gas, son:
• Bias.
• Agua de lavado.
• Altura de espuma.
116

El bias representa la fracción neta de agua que
fluye a través de la espuma y es el principal
responsable de la acción de limpieza (rechazo de
partículas finas arrastradas hidráulicamente) en
la espuma de columnas de flotación.
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.
117
(a) Bias

El bias se estima comúnmente como la diferencia
entre los flujos volumétricos del relave (Qt) y la
alimentación (Qf), mediante la siguiente ecuación:
118
ft Q-QBIASB ==

Otra forma consiste en la determinación de una
razón de bias, es decir:
119
f
t
B
Q
Q
R =

Típicamente se recomiendan valores de RB de 0,05
a 0,15.
Sin embargo, pueden calcularse valores más
precisos de bias a partir de la diferencia entre el
flujo de agua de lavado y del agua del
concentrado.
120

La estimación del bias como diferencia de los
flujos volumétricos de alimentación y relave tiene
dos importantes desventajas:
i) No considera el flujo volumétrico del sólido
flotado, muy importante en etapas de
limpieza, lo que implica un consumo excesivo
de agua.
ii) La diferencia de dos mediciones de flujos
grandes (con error pequeño) puede significar
errores superiores al 100% en la estimación del
bias (flujo pequeño).
121

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
reducción de los insolubles.
122
(b) Agua de lavado

La adición de agua fresca reemplaza en forma más
eficiente el concepto de dilución de la pulpa en las
etapas de limpieza, y tiene dos funciones básicas:
a) Reemplazar el agua de alimentación en la
fracción flotada al concentrado, minimizando
el arrastre hidráulico de partículas hidrófilas.
b) Aumentar la estabilidad de la espuma, menor
coalescencia de burbujas.
123

Con la adición de agua de lavado se aumenta la
selectividad del proceso sin pérdida de
recuperación.
La efectividad del agua de lavado depende,
idealmente, del flujo y de la distribución
homogénea del agua, abarcando toda el área de la
espuma, sin perjudicar el transporte del material
flotado.
124

La velocidad superficial mínima del agua de
lavado, Jw, será la necesaria para formar un lecho
de espuma estable, y alcanzar el flujo de bias
adecuado para una efectiva acción de limpieza.
125

El efecto del agua de lavado en las columnas se
ilustra en la figura siguiente, donde se comparan
los flujos de agua de una columna y de una celda
mecánica.
En la columna se aprecia que el agua de lavado
“reemplaza” el agua de alimentación en el
material flotado (concentrado) y se distribuye
entre esta fracción y la fracción que retorna a la
zona de colección. De esta forma se genera un
flujo neto descendente de agua (bias) que
minimiza los efectos de arrastre hidráulico de las
partículas que pasan al producto flotado.
126

127
Figura: Flujos
de agua en
celda mecánica
y en columna de
flotación

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 recirculación de líquido y en la
coalescencia de las burbujas, debido al aumento
de la turbulencia. Al aumentar la turbulencia, el
agua de alimentación se cortocircuita a través de
la espuma produciendo una reducción en la ley del
concentrado.
128

b) El uso de Jw elevado aumenta el consumo de
agua y produce una dilución del concentrado,
dificultando y elevando los costos de las etapas
posteriores de espesamiento y filtración.
c) El aumento de Jw aumenta Jb (bias) y reduce el
tiempo de residencia en la zona de colección. Esto
se traduce en pérdida de recuperación, o
capacidad de colección.
129

Para seleccionar el valor adecuado de Jw se debe
considerar que la acción del agua de lavado es más
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 alimentación
hacia la espuma.
130

La altura de la espuma es una variable importante
en la selectividad del proceso de flotación. Una
columna de flotación trabaja generalmente con
lechos de espuma que varían entre 0,5 a 1,5 [m].
En escala piloto estos valores se sitúan entre 0,4 y
1,0 [m].
No existe una regla general para la determinación
de la altura del lecho.
131
(7) Altura de espuma

Si el arrastre hidráulico 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 partículas sea eliminado cerca 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 hidrófobas o si el
flujo de aire es elevado, se recomienda trabajar
con lechos de espuma mayores (1 – 1,5 [m]).
132

El lecho de espuma puede dividirse en tres
secciones:
a) Lecho expandido de burbujas.
b) Lecho empacado (relleno) de burbujas.
c) Espuma con drenaje convencional.
133

En la primera sección, arriba de la interfase
pulpa-espuma, la espuma se forma como resultado
de las colisiones de las burbujas contra la
interfase.
134

Las burbujas son desaceleradas bruscamente
reduciendo 4-5 veces su velocidad, lo que genera
una onda de choque.
Este fenómeno parece ser la principal causa de
coalescencia de las burbujas y pérdida de mineral,
donde la fracción de líquido es elevada (ᵋl > 26%),
debido principalmente al arrastre de líquido
asociado a las burbujas que ingresan a la espuma
y al drenaje de líquido por gravedad desde las
secciones superiores de la espuma, formándose así
un lecho expandido de burbujas.
135

La segunda sección se extiende desde el tope de la
primera sección hasta el punto de introducción de
agua de lavado.
En esta sección, la fracción de líquido 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, todavía con forma esférica.
136

La última sección se sitúa inmediatamente encima
del punto de introducción de agua de lavado y
consiste en una espuma formada por burbujas
hexagonales o polihedrales, donde la pulpa drena
por gravedad a través de las aristas denominadas
“plateau borders”. En esta sección la fracción de
líquido es inferior al 20%.
137

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 obtención de una alta
selectividad en el proceso de flotación.
138

7.5. Cálculos de volumen de
circuito y número de celdas
139

i. De acuerdo al balance de materiales.
1. Circuito primarios (rougher):
El tamaño de las máquinas de circuitos de flotación
primaria se determina sobre la base de datos de
laboratorio o de trabajo experimental en continuo
a escala piloto.
Los tiempos de retención en celda de laboratorio
(batch) generalmente se multiplican por dos en el
escalamiento a una planta de flotación continua,
debido a:
140

a. En los ensayos a escala de laboratorio cada
porción del sólido tiene el mismo tiempo de
residencia tomando ventaja de la oportunidad de
flotar. En celdas de flujo continuo hay una
distribución de tiempos de retención para cada
unidad de sólido.
141

b. Parte de la pulpa (o sólidos) pasa a través del
circuito más rápido que el promedio o tiempo de
residencia nominal indicado.
Esta porción de la pulpa (o sólido) se dice que está
"en cortocircuito". Una parte reside más tiempo
que el nominal, de aquí, la recuperación será
incompleta para esta porción.
142

Por las razones anteriores y debido a que las
celdas de laboratorio son mejores mezcladores que
las celdas a escala de planta, el factor de
escalamiento de dos es razonable.
El dato del tiempo de residencia a escala piloto
continua, a menudo se mantiene el mismo valor o
se reduce levemente en el escalamiento al diseñar
una planta industrial.
143

El volumen neto de las celdas comerciales
verdadero ocupado por la pulpa puede ser tan bajo
como 50 - 60 % del volumen nominal. Para cada
celda particular debe tomarse en cuenta:
a. Todo el volumen ocupado por el rotor, estator,
cañerías, bafles, tubos, etc.
b. Aire que entra en la pulpa (rango 5 - 30 %). Un
valor usual es de 15 % de volumen de aire.
144

Conociendo los datos de velocidad de alimentación
de sólido seco, peso específico de sólido, densidad
de pulpa y tiempo de residencia en planta, se
puede calcular el volumen efectivo requerido para
cada circuito de flotación.
146

Una vez que se selecciona una celda particular, su
volumen efectivo para pulpa debe ser calculado o
estimado y el número total de celdas puede
entonces ser fácilmente calculado.
En concentradores de gran capacidad el circuito
primario-barrido (rougher – scavenger)
normalmente será dividido en varios bancos
idénticos de celdas.
147

Por ejemplo, si la velocidad de alimentación de
sólidos es menor que 500 t cortas/hora sólo un
banco primario- barrido se debería usar
normalmente.
A veces el número de bancos primario- barrido se
selecciona para emparejar el número de circuitos
de molienda.
148

El uso moderado de máquinas de flotación de gran
volumen significa que varios circuitos de molienda
pueden alimentar un banco de celdas primarias-
barrido.
El número mínimo de celdas por banco se elige
para minimizar "corto - circuito" de la pulpa.
149

2. Circuitos de limpieza (cleaner):
Estos circuitos operan a menor densidad de pulpa
que los circuitos primario-barrido con el objeto de
aumentar la selectividad.
150

Para asegurar la recuperación de partículas de
flotación lenta, el tiempo de retención de la pulpa
en cada etapa de limpieza debiera ser a lo menos
tan largo como el circuito primario. Finos
completamente liberados pero de flotación lenta a
menudo se pierden por despreciar esta
característica de diseño.
151

La determinación del volumen requerido de los
circuitos de limpieza sigue la misma ruta general
que la descrita más arriba para el banco primario-
barrido.
Los bancos de celdas de limpieza no necesitan ser
tan largos como los bancos primarios puesto que
normalmente no se hará ningún intento para
producir un relave descartable. Una pequeña
cantidad de corto - circuito puede por lo tanto
tolerarse en cada circuito de limpieza.
152

Para alcanzar una mayor flexibilidad del circuito
de limpieza final se prefiere usar una configuración
de tanque celda a celda. Esto es especialmente
cierto cuando la velocidad de producción de
concentrado final puede variar ampliamente y
rápidamente.
153

Para calcular el número de celdas de un
determinado circuito de flotación, se pueden
emplear las siguientes fórmulas:
154

k*V*1440
t*V
N
k
c

• N = número de celdas.
• t = tiempo de flotación (min).
• Vk= capacidad nominal de la celda (m3).
• k = razón de volumen de pulpa real en la celda a
volumen geométrico de la celda (k  0,65 - 0,75).
• Vc= flujo de pulpa que entra a flotación (m3/día).
155








s
c
ρ
1
R*QV
• Q = flujo de mineral (t/día).
• R = razón de líquido a sólidos en la pulpa.
• s = gravedad específica del mineral.
156

ii. De acuerdo a modelos cinéticos.
Otra forma de determinar el número de celdas de
un circuito, es a partir de modelos cinéticos de
flotación, según se plantea en el siguiente ejemplo.
Un banco de flotación de 6 celdas, entrega un
relave final con una ley de 0,25 (% Cu). ¿Cuántas
celdas deberían agregarse para obtener una ley
final de relaves de 0,15 (% Cu)?. La alimentación
tiene una ley de 2,5 (%Cu).
157

Considere que la cinética es constante para todo el
banco y que la recuperación puede estimarse,
según:
ónalimentacilaenCu)(%
relaveelenCu)(%-ónalimentacienCu)(%
R 
158

Para resolver el problema, se utilizará, por
ejemplo, la ecuación cinética para flujo continuo
de García - Zúñiga:
  






 Nn
kτ1
1
1RR
• R = recuperación (%).
• Rn = recuperación máxima alcanzable a tiempo
prolongado (%).
• k = constante cinética (min-1).
•  = tiempo de residencia (min).
159

Desarrollo:
a) Determinación de los parámetros del modelo
cinético:
1. Cálculo de R:
%90ó0,9
2,5
0,252,5
R 


2. Se asume Rn = 1
3. Con los dos valores anteriores se determina k,
reemplazando en la ecuación cinética, se obtiene:
k = 0,468 160

b) Cálculo de N, según la ecuación cinética, para
las condiciones del problema:
  






 N
0,4681
1
1*10,94
N = 8
Por lo tanto, se deben agregar 2
celdas al circuito.
161

7.5. Elección del tamaño de
celda según capacidad de
planta
162

Aunque es intuitivamente obvio que los costos de
adquisición, costos de instalación y costos de
operación son menores en las celdas de gran
volumen, debe considerarse que los resultados
metalúrgicos obtenidos deben ser a lo menos igual
a aquellos obtenidos con celdas de menor tamaño.
163

En la próxima tabla se ilustra esto más
específicamente en término de aquellos factores
que contribuyen a los costos de adquisición,
instalación y construcción.
Se consideran los efectos al cambiar las antiguas
celdas Wemco de 51 (pie3) (1,44 m3) frente a las de
425 (pie3) (12 m3) y de 1.000 (pie3) (28 m3).
164

Tabla Nº 1. Comparación de factores económicos de
acuerdo al tamaño de celda.
(pie3)
L*W
(pie3)
Nº Razón (pie2) Razón (pie) Razón Razón
51 5,5*5 563 1,0 16.800 1,0 3.700 1,0 1,0
425 12*9 68 0,12 7.350 0,44 840 0,23 0,52
1.000 13,7*10 28 0,05 4.900 0,29 323 0,09 0,39
Tamaño de celda Unidades Área Longitud total Costo
165

Las condiciones operacionales consideradas son:
• 50.000 tpd, 20 % sólidos, 6 (min) flotación
primaria o 28.750 (pie3) volumen de la celda.
• 51 (pie3) 40 bancos de 14 celdas.
• 425 (pie3) 5 bancos de 14 celdas.
• 1.000 (pie3)2 bancos de 14 celdas.
166

Las conclusiones son las siguientes:
• El número de celdas se reduce a un 12 % y 5 %
respectivamente al usar las celdas de 425 y 1.000
(pie3).
• El área de piso, aquella ocupada por las celdas,
cajones de alimentación, cajones de conexión, etc.,
se reduce a 44 % y 29 % del original igual a 16.800
(pie2) con las celdas de 51 (pie3). Esto tendrá un
efecto obvio sobre los costos de construcción.
167

• La longitud total de los bancos de celdas se
reduce a 23% y 9% del valor original de 3.700
(pies) con las celdas de 51 (pie3); esto junto con la
reducción del número de celdas, tendrá un efecto
sobre los costos de instalación.
• Los costos de las celdas mismas basados en
algunas extrapolaciones se reduce a 52 % y 39 %
con respecto a las celdas más pequeñas.
168

Ventajas de las celdas de gran volumen:
1.- Menor espacio de piso y costo de capital.
2.- Menor número de motores.
3.- Menor número de canaletas y cañerías de
unión.
4.- Menor número de bombas.
5.- Menor costo en el sistema de manejo de
reactivos.
6.- Menor costo de operación.
7.- Menor consumo de potencia por unidad de
volumen.
8.- Menor costo de mantenimiento.
169

A pesar de lo anterior debe tenerse cuidado con los
problemas de "corto circuito", por esta razón aún
en el caso de celdas de gran volumen no sería
recomendable usar bancos con menos de 8 celdas,
situación que se presenta en las celdas de tipo
mecánico.
También, existe en el mercado las celdas
neumáticas de flotación, las cuales operan con
recirculación de los relaves y por tanto ayudan a
minimizar el problema en cuestión.
170

Las ventajas que a menudo se atribuyen al caso de
grandes bancos de celdas pequeñas son:
1.- Mayor flexibilidad del circuito.
2.- Menor corto circuito.
3.- Mejor control de espuma.
4.- Menos sensibles a repentinas fluctuaciones.
171

El problema es saber cuantas celdas se requieren
en un banco para obtener estas ventajas.
No debe olvidarse que la disminución de la razón
área de espuma/volumen de celda que
experimentan las celdas con el aumento del
volumen, puede dificultar el rebalse de la espuma
en las celdas de gran volumen.
172

7.6. Circuitos de flotación
176

Un circuito de flotación representa una solución
económica al problema de tratamiento de una mena
particular.
La flotación comercial es un proceso continuo, en el
que las celdas están arregladas en serie formando
un banco y estos en circuitos.
Los circuitos de flotación se dividen en dos grupos
de acuerdo a su objetivo dentro del proceso, se
definen como:
177

i. Circuitos recuperadores:
Este tipo de circuito tiene por objetivo recuperar
la mayor cantidad de especie mineral útil. Se
encuentran dos tipos de circuitos que tengan esta
finalidad:
a) Circuito primario (rougher).
b) Circuito de barrido (scavenger): en la
actualidad están asociados a los circuitos de
limpieza que emplean celdas columnares,
anteriormente este circuito era alimentado por el
relave de la etapa primaria.
178

ii. Circuitos Limpiadores:
El principal objetivo de estos circuitos es limpiar
los concentrados, provenientes de la etapa
primaria, para elevar la ley del metal útil
contenido en el mineral.
Pueden existir dos tipos de circuitos limpiadores:
a. Limpieza (cleaner).
b. Relimpieza (recleaner).
179

En cada uno de los circuitos de flotación, el nivel
de pulpa se puede manejar, a través de los
cajones. El espesor de la capa de espuma se regula
y cuando es menor, da una mayor velocidad de
flotación aunque la ley pueda bajar. En cambio si
el espesor es mayor, la ley aumentaría.
180

Para aprovechar mejor el circuito primario se
flota hasta obtener una ley en la última celda igual
a la ley de alimentación.
El circuito de barrido trabaja con los mas pequeños
espesores de espuma, que concuerda con los
mayores flujos de aire a estos circuitos.
181

7.6.1. Ejemplos de circuitos de flotación.
Figura Nº 7.1. Circuito básico de flotación, que
incluye las etapas primaria y de barrido.
PRIMARIA BARRIDO ColasAlimentación
Concentrado
182

PRIMARIA BARRIDO
LIMPIEZA
ColasAlimentación
Concentrado
Figura Nº 7.2. Circuito básico de flotación, que incluye
las etapas primaria y de barrido, y de limpieza.
183

Figura Nº 7.3. Circuito de flotación, que incluye las
etapas primaria, limpieza y de barrido limpieza
Concentrado
PRIMARIA
LIMPIEZA BARRIDO
LIMPIEZA
ColasAlimentación
184

Tecnología de flotación mineral

Recomendados

Recomendados

Más contenido relacionado

La actualidad más candente

La actualidad más candente (20)

Destacado

Destacado (15)

Similar a Tecnología de flotación mineral

Similar a Tecnología de flotación mineral (20)

Más de Zathex Kaliz

Más de Zathex Kaliz (20)

Último

Último (18)

Tecnología de flotación mineral