FLOTACION DE MINERALES TEXTO COMPLETO.pdf

Ing. Javier Flores D.

FACULTAD DE INGENIERIA MINERA

MIN - 350 FLOTACION DE MINERALES Texto preparado por el docente de la materia

Potosí - Bolivia

Ing. Javier Flores D._

FLOTACIÓN DE MINERALES – MIN 350

CAPITULO I

DEFINICIÓN, HISTORIA E IMPORTANCIA DE LA FLOTACIÓN

1.1.- DEFINICIÓN La flotación es un proceso de separación de materias primas de distinto origen que se efectúa desde sus pulpas acuosas por medio de burbujas de gas y a base de sus propiedades hidrofílicas e hidrofóbicas.

En general es un proceso de separación. Esta separación puede adoptar diversas formas, como por ejemplo, la flotación colectiva en que se produce la separación de varios componentes en dos grupos, de los cuales el producto noble, el concentrado, contiene por lo menos dos o más componentes y la flotación selectiva o diferencial en que se realiza la separación de compuestos complejos en productos que contienen no más de una especie individualizada.

Cuando las especies útiles constituyen una fracción menor del mineral y las especies estériles son de gran volumen, las separaciones por flotación toman el aspecto de un proceso de concentración. Tales son, por ejemplo, las separaciones de minerales preciosos o no ferrosos de sus gangas respectivas. Por otra parte, en el caso de que la parte estéril es una fracción menor del mineral, las separaciones por flotación adoptan el carácter de un proceso de purificación.

La definición de flotación formulada anteriormente, indica que el proceso es aplicable a materias de distinto origen. Estas, según la clasificación clásica pueden ser orgánicas e inorgánicas. Estas últimas son generalmente los minerales en toda su gama de variedades, o sea, los minerales metálicos y no metálicos; sulfuros, silicatos, carbonatos, fosfatos, etc. metales nativos, sales, carbones y otras variedades mas que generalmente se incluyen en el reino mineral. Son materias orgánicas, especies tan variadas como resinas y semillas, fibras y aceites, papeles y pinturas, productos sintéticos orgánicos y desechos.

Lo expuesto en consecuencia, indica que se trata de un proceso universal que tiene múltiples facetas, aplicaciones y posibilidades. Sin embargo, el campo de mayor aplicación de la flotación es la separación de minerales.

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1.2.- FASES DE LA FLOTACIÓN

Según la definición, el proceso de flotación contempla la presencia de tres fases: sólida, líquida y gaseosa. La fase sólida está representada por las materias a separar. La fase líquida es el agua que debido a sus propiedades específicas constituye un medio ideal para dichas separaciones. Los sólidos y el agua, antes de la aplicación del proceso, se preparan en forma de pulpas que pueden contener desde pocas unidades hasta 40% de sólidos. El gas utilizado en las separaciones es el aire que se inyecta en la pulpa, neumática o mecánicamente, para poder formar las burbujas que son los centros sobre los cuales se adhieren las partículas sólidas. El proceso de flotación está basado sobre las propiedades hidrofílicas e hidrofóbicas de las materias sólidas a separar. Se trata fundamentalmente de un fenómeno de comportamiento de sólidos frente al agua, o sea, de mojabilidad de las materias. Los metales nativos, sulfuros de metales o especies tales como grafito, carbón bituminoso, talco y otros son poco mojables por el agua y se llaman minerales hidrofóbicos. Por otra parte, los minerales que son óxidos, sulfatos, silicatos, carbonatos y otros y que generalmente representan la mayoría de los minerales estériles o ganga son hidrofílicos, o sea, mojables por el agua. Se puede además observar que los minerales hidrofóbicos son aerofílicos, o sea, tienen afinidad por las burbujas de aire, mientras que los minerales hidrofílicos son aerofóbicos, o sea no se adhieren normalmente a ellas. Los minerales hidrofílicos e hidrofóbicos de una pulpa acuosa, se pueden separar entre sí, después de ser finamente molidos y acondicionados con los reactivos que hacen más pronunciadas las propiedades hidrofílicas e hidrofóbicas, haciendo pasar burbujas de aire a través de la pulpa. Las partículas hidrofóbicas se van a pegar a las burbujas de aire y pasar a la espuma, mientras que las partículas hidrofílicas se van a mojar y caer al fondo de la máquina de flotación como se puede apreciar en la Fig. 1.1. De este modo una cabeza que contiene en el caso más simple dos componentes, uno útil y otro estéril, por medio del proceso de flotación, se separa en un concentrado que se recupera en forma de una espuma y un relave o cola que se elimina por la parte inferior de la máquina. 1.3.- ELEMENTOS TECNOLÓGICOS DEL PROCESO

En un esquema general, el tratamiento por el proceso de flotación consta de los siguientes pasos: el mineral crudo o cabeza, proveniente de la mina, entra en una planta de trituración donde se tritura en seco en dos o tres etapas hasta obtener trozos de mas o menos 10 mm. Estos trozos enseguida se entregan a una planta de molienda, donde en dos circuitos húmedos de molienda fina el mineral se reduce en tamaño hasta 50 – 100 micrones, dependiendo de su diseminación. El mineral tiene que molerse hasta el punto en que queda “liberado”, o sea, en que cada partícula individual representa una sola especie mineralógica. 2

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Fig. 1.1.- Corte transversal de una celda de flotación (1) Zona de agitación (2) Zona de mineralización (3) Zona de separación El mineral preparado de este modo se acondiciona con distintos reactivos: unos que tienen como objeto preparar las superficies de los minerales para la adsorción de los reactivos (modificadores), y otros que aumentan las propiedades hidrofóbicas de los minerales (colectores), y otros que facilitan la formación de una espuma pareja y estable (espumantes). Las pulpas acondicionadas con los reactivos se introducen enseguida en las máquinas de flotación, donde el producto noble, normalmente, se separa en el concentrado y la parte estéril se descarga como relave. Posteriormente, los productos de concentración pasan por las etapas de desagüe, tales como espesaje, filtración y, si es necesario, secado. Además, para su tratamiento metalúrgico posterior puede necesitarse la aglomeración o nodulación de los finos. Los relaves se llevan a un depósito donde se desaguan generalmente por decantación. Cuando el mineral consta de varios componentes útiles, como es el caso de menas complejas de cobre, fierro y molibdeno o de plomo, zinc y cobre, entonces la separación de minerales es algo más complicada. En primer término, en la flotación inicial (primaria), se puede optar por una flotación colectiva o selectiva. Esto significa, que se pueden flotar todas las especies útiles en conjunto (flotación colectiva) para separarlas de la ganga y después entre sí, o se puede flotar un componente tras otro en forma selectiva. A este último método se le llama a veces flotación diferencial. Al separar los concentrados individuales de cualquiera de las dos formas, se procede, primero, a su limpieza por medio de flotaciones consecutivas y enseguida se hace el desagüe 3

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y, si es necesario, el secado y la aglomeración, como se señaló anteriormente. Un diagrama de flujo típico de un proceso de flotación se puede apreciar en la Fig. 1.2.

Mineral de Alim.

Trituración

Molienda fina

Flotación colectiva primaria

Concentrado

Relave

Flotación selectiva

Depósito de colas

Acondicionamiento

Conc. 1

Conc. 2

Limpieza

Limpieza

Desagüe

Desagüe

Fig. 1.2.- Diagrama típico de flujo de un proceso de flotación 1.4.- DESARROLLO HISTÓRICO DEL PROCESO

La patente más antigua que se puede considerar está relacionada con el proceso de flotación es aquella del ingles HAYNES en 1860. él reconoció las diferencias en la mojabilidad de diversos minerales por el agua y los aceites siendo la base para numerosos procesos de flotación en “aceite”. Durante los 50 años posteriores la flotación pasa por tres etapas de desarrollo: a) Flotación en exceso de aceites (bulk oíl flotation) b) Flotación de película (skin flotation) c) Flotación de espuma (froth flotation). La historia del desarrollo del proceso de flotación se puede dividir también en dos períodos, de acuerdo al tipo de reactivos químicos en ella empleados: a) Flotación con aceites de 1860 a 1920 4

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b) Flotación química de 1921 hasta nuestros días. 1.4.1.- FLOTACIÓN EN EXCESO DE ACEITES Ya en el siglo 15 en manuscritos persas se describen dos métodos de “amasado en pulpa aceiteada”, de forma que los granos no mojables permanecían en la masa de aceite y los granos mojados eran liberados en la fase acuosa. Los procesos en exceso de aceites, están relacionados al proceso de turbia amasada. En adición al recubrimiento de aceite selectivo sobre los minerales deseados, estos procesos involucran el transporte de los sólidos por el aceite debido a su menor densidad. Entre estos procesos se debe mencionar el de HAYNES, EVENSON y los de ELMORE. 1.4.2.- FLOTACIÓN DE PELÍCULA Frente a los procesos que hacen uso de grandes cantidades de aceite se pueden ubicar a aquellos conocidos generalmente como flotación de película, en las que granos minerales secos o que se están secando se ponen en contacto con una superficie libre acuosa y que ejerce una selección entre los granos minerales. Típicas maquinarias y procesos para flotación de películas fueron descritos por BRADFORD, NIBELIUS, MACQUISTEN, de BAVAY y WOOD. La flotación de película se desarrollo entre 1890 – 1915, pero éste y la flotación en exceso de aceite quedaron obsoletos con la aparición de la flotación de espuma. 1.4.3.- FLOTACIÓN DE ESPUMA El uso de gas como medio de suspensión para aligerar los granos al punto que son más ligeros que el agua fue ya usado en una época tan temprana como a fines del siglo 19. Como los inventores de la flotación propiamente se tiene que considerar a los hermanos BESSEL de Dresdén, quienes el 2 de julio de 1877 solicitaron la patente 42, pero ellos no reconocieron explícitamente la importante parte jugada por el gas hasta 1886 en su segunda patente. Los BESSEL aplicaron la flotación al grafito crudo, flotándose el mineral con 1 – 10% de una amplia variedad de aceites o grasa en agua hirviendo (1877) o generando burbujas de gas por una reacción entre un ácido y carbonatos minerales (1886). Es interesante indicar que la parte fundamental jugada por la adhesión aire/sólido en la flotación de minerales en la superficie de un medio acuoso ya se conocía al principio del siglo 18, como queda demostrado en el trabajo de PETIT y por el posterior trabajo de los DUPRÉ. En 1902 FROMET en Italia y POTTER en Australia comprendieron que las burbujas de gas eran el medio ideal para transportar los granos de mineral recubiertos con aceite hasta la superficie. Los procesos de FROMET; DELPRAT y POTTER son métodos típicos, en los que un gas es generado por una reacción química de un ácido con sulfuros en suspensión o carbonatos. 5

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La producción de un gas por electrólisis del agua se sugirió por ELMORE, pero no se aplicó industrialmente. La generación de burbujas de gas mediante vacío, también inventado por él, tuvo más éxito industrial y podría inclusive usarse hoy en día. La introducción directa de un gas por un agitador girando en una turbia está indicada en la patente de SULMAN, PICARD y BALLOT. Usando una corriente de burbujas de aire se redujo el uso del aceite. Este proceso, cuando se aplicaba para turbias ácidas y con aceites usados como colectores, se constituía como un proceso de concentración económico para muchas de las menas sulfurosas durante los años de 1906 - 1925. Sin embargo, probó ser poco aplicable para muchas menas complejas tales como las de Cu-Fe, Cu-Pb-Zn-Fe, Pb-Zn-Fe, Cu-Zn-Fe y Cu-Ni-Fe. Posteriormente, HOOVER fabricó las primeras celdas de flotación del tipo agitación. Otros desarrollos en la forma de introducción de gas son la introducción directa a través de un fondo poroso (celda CALLOW) y de tuberías sumergidas (celda FORRESTER y HUNT). HYDE instaló en los Estados unidos la primera planta industrial de flotación de espuma que trataba menas de Zn, el 1º de agosto de 1911 y que tenía una capacidad de 50 t/día. 1.4.4.- FLOTACIÓN CON ACEITES Como se puede ver en los comienzos de la flotación (bulk oíl flotation) se recurrió a grandes cantidades de aceites y grasas para permitir la separación. Las concentraciones eran tan altas como una parte de aceite por cada parte de mena o como 10 – 20% basadas en la masa de la mena. La costumbre de cuantificar los reactivos empleados en la flotación en g/t significa que 20% de aceite es equivalente a 200 kg/t. Con el reemplazo del aceite por gas como medio de suspensión se reconoció que el uso de grandes cantidades de aceite no era necesario y de hecho objetable (patente de los hermanos BESSEL 1 – 10% de aceite). La patente de SULMAN, PICARD y BALLOT se caracteriza también por la reducción de aceite y la interpretación de las cortes judiciales sobre esta patente es que su aplicación trata del uso de cantidades menores al 1% de aceite con relación a la masa de la mena tratada. En aquellas plantas en las que todavía se usa aceite en una cantidad suficiente para exceder la saturación del agua con aceite, la cantidad está en el rango de 150 – 1000 g/t que es apenas una fracción de lo que se usaba en los tiempos antiguos. A medida que ganaba aceptación lo beneficioso que era reducir la cantidad de aceite se reconoció que no todas las sustancias aceitosas tenían las mismas propiedades de flotación. 1.4.5.- FLOTACIÓN QUÍMICA

Aquí se debe entender los reactivos que actualmente sirven para la flotación especialmente los colectores que reemplazaron en el efecto de hidrofobación a los aceites. En 1917, CORLIES propone el empleo como colectores de las - naptilaminas, es decir los primeros colectores solubles polar-no polares. Más tarde fueron descubiertas por PERKINS y SAYRE las propiedades como colectores de los compuestos orgánicos que tienen en sus grupos 6

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funcionales nitrógeno y azufre, como los tiocarbanilidas, que ahora son muy importantes en la flotación de la plata y otros minerales sulfurosos.

Con el descubrimiento de las propiedades colectoras de los xantatos por KELLER y de los ditiofosfatos (aerofloats) por WHITWORTH en relación con los minerales sulfurosos (principalmente Pb-Zn y Cu-Fe) así como el descubrimiento de las propiedades colectoras de los jabones por SULMAN y EDSER en relación con los minerales óxido, se dio un paso muy significativo, que tuvo un nuevo impulso, por una parte por el empleo de aminas, cuya acción colectora está relacionada especialmente con los silicatos y por otra parte por el empleo de los alquilsulfatos. Posteriormente se desarrollaron otros tipos de colectores como los dialquiltiocarbamatos, los hidroxamatos, sulfosuccionamatos, etc.

Muy pronto, dos tipos de flotación fueron considerados: la flotación colectiva y la flotación selectiva o diferencial. Para lograr esto es necesario, junto con los colectores, utilizar agentes modificadores del tipo activadores y depresores, respectivamente. El papel de estos últimos es justamente impedir al colector poder adsorberse sobre las superficies minerales, todo lo contrario de un activador. SCHWARTZ descubrió la propiedad que representa el Na 2S para sulfurizar las superficies de ciertos minerales tipo carbonatos. Otros adelantos fueron la patente sobre la activación de esfalerita con CuSO 4.5H2O debido a BRADFORD en 1913 y que recién se usó en los Estados Unidos un año más tarde.

Entre los depresores los australianos constataron que los dicromatos inhiben la flotación de galena y el SO2 fue usado para la depresión de esfalerita. Habiendo ya activadores y depresores se puede decir que así nació la flotación diferencial en 1916. Años mas tarde SHERIDAN y GRISWOLD patentaron el uso del cianuro en soluciones alcalinas en combinación con ZnSO4 para depresar la esfalerita en la flotación de galena. PALLANCH logró el mismo resultado con sulfitos y fue utilizado por primeras vez Na 2S para la misma tarea por HELLSTRAND. Cuando se reemplazó el aceite por el gas, como ya se ha mencionado el consumo de aceite bajó, simultáneamente fue necesario y obligatorio emplear los espumantes, p.e. del aceite de pino y alcoholes para obtener una espuma lo suficientemente estable, que permitiese recuperar los granos adheridos a las burbujas de gas. Otros tipos de espumantes como los metil eteres glicol propilenos desarrollados por TVETER, se usan frecuentemente en las plantas de flotación. En otro aspecto GAUDIN puso en evidencia el papel que desempeña el pH en la regulación del fenómeno de adsorción de los colectores en la flotación. Circuitos alcalinos se introdujeron alrededor del año 1921 y son ahora estándar en la flotación de menas sulfurosas por su gran ventaja contra la corrosión respecto a los circuitos ácidos. El grado de acidez o de alcalinidad tal cual se mide a través del valor de pH hoy en día es muy importante en una planta, ya que no hay pruebas de flotación u operación sin el control directo o indirecto del valor de pH. 1.5.- IMPORTANCIA DEL PROCESO 7

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La importancia del proceso de flotación en la metalurgia extractiva actual es de tal orden que no seria exagerado decir que sin ella no se habría podido llegar al presente nivel de nuestra civilización y satisfacer las necesidades que la especie humana tiene. En primer lugar hay que subrayar el creciente consumo de metales minerales, sales, combustibles y sus derivados que se deben al aumento biológico de la población terrestre, al progreso cultural y a la elevación del estándar de vida. Tomando en cuenta los datos estadísticos de la producción de metales, minerales y sus derivados, podemos constatar que en los últimos 50 años su volumen casi se ha cuadriplicado, mientras que las reservas de leyes altas han decaído en forma espectacular. No cabe duda que sin la flotación como método de concentración no se habría podido alcanzar los presentes niveles de producción porque no habría materias primas para tratar. La flotación ha permitido beneficiar minerales que anteriormente se consideraban desechos y bajar la ley mínima de los minerales a tratar desde 5 a 100 veces. De este modo las reservas disponibles han crecido enormemente. La flotación no solamente ha abierto nuevas posibilidades sino que también ha mejorado los resultados tecnológicos; hoy día la gran difusión de la flotación se debe no solamente a que es un método único en sus posibilidades, sino también en su eficiencia. La flotación no solamente permite la recuperación de minerales de menas de más baja ley, granulometría más desfavorable y combinaciones de minerales más complicados, sino que también permite hacerlo de mejor forma. Las recuperaciones por flotación casi invariablemente son más altas; las leyes de los productos nobles son superiores; las de los relaves son inferiores y los costos de operación y producción son más bajos. Por esta razón, el 95% de los metales no ferrosos y dispersos y una gran parte de los minerales ferrosos y no-metálicos, incluyendo los carbones, tienen como método de concentración la flotación.

CAPÍTULO II FASES E INTERFASES EN EL PROCESO DE FLOTACIÓN 2.1.- FASES Como se vio en el anterior capítulo, la flotación contempla un contacto intimo entre tres fases, de las cuales la líquida (agua) y gaseosa (aire) son casi invariables mientras que la sólida (minerales), es la que varia de un caso a otro. Aparte de estos componentes fundamentales de la flotación, hay que señalar los reactivos que se agregan para causar ciertos cambios 8

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favorables para el desarrollo del proceso y también hay que recordar las contaminaciones ocasionales que llevan los minerales y el agua. Siendo la flotación un proceso que se desarrolla íntegramente en la fase líquida es evidente que para su mejor comprensión es necesario estudiar con mayor detención los fenómenos que ocurren en el agua cuando se forman sistemas en que se incorporan a ella sólidos y gases. Y como el proceso está relacionado con los cambios de propiedades superficiales, tanto en los minerales como en las interfases de contacto, es preciso iniciar su estudio teórico con un análisis de los fenómenos que ocurren entre el sólido y el líquido, el líquido y el gas y el sólido y el gas. Como veremos posteriormente, en todos estos casos los fenómenos de hidratación y adsorción en general son de gran importancia. 2.1.1. - EL SÓLIDO Los cuerpos sólidos tienen generalmente una estructura cristalina, por lo menos en lo que se refiere a los minerales. Esta estructura es una consecuencia de la composición química de las moléculas, iones y átomos componentes que son, cada uno, un cuerpo complejo. Según la física moderna, las fuerzas que unen las partículas elementales en unidades más complejas se debilitan cada vez más con el aumento de tamaño del conjunto. Por ejemplo, las fuerzas nucleares que unen los protones con los neutrones son aproximadamente 100 veces mayores que las fuerzas eléctricas que unen los protones y electrones en un átomo. Por otra parte los enlaces químicos que rigen entre átomos y que forman las moléculas son mucho más fuertes que las fuerzas que une a éstas (fuerzas de Van der Waals). En la interpretación de los fenómenos de flotación, principalmente nos interesarán las fuerzas medianas y débiles de los enlaces químicos y físicos (Van der Waals) y las fuerzas residuales moleculares que explican otros fenómenos secundarios. Cada partícula sólida que se trata por el proceso de flotación, inicialmente se reduce en su tamaño, fenómeno que inevitablemente va acompañado por el rompimiento de los enlaces químicos o físicos con la consiguiente creación de fuerzas residuales en su superficie. Hay tres distintos tipos de enlaces químicos: iónico, covalente y metálico. El enlace iónico se caracteriza por el intercambio de electrones entre los iones para completar las capas electrónicas hasta su máxima estabilidad; el enlace covalente se caracteriza por la falta de electrones para formar los octetos estables y de aquí la compartición de electrones; finalmente el enlace metálico se caracteriza por la disponibilidad de un exceso de electrones que forman la así llamada “nube electrónica”. Cada tipo de enlace proporciona a la materia características específicas, algunas de las cuales tienen importancia para la flotación. Por ejemplo, la alta conductividad eléctrica y térmica, el brillo natural y la extraordinaria maleabilidad de los metales se atribuyen precisamente a la presencia del exceso de electrones. Por otra parte, este exceso de electrones es tal vez la causa de la relativa debilidad mecánica de los enlaces metálicos, pues los covalentes, donde faltan los electrones, son enlaces más firmes (diamante). Aparte del carácter de los enlaces químicos, en la estructura de un sólido es de considerable importancia su sistema cristalino. Este sistema influye decisivamente en el tipo de superficie de ruptura que se va a formar en la reducción de tamaño del mineral. Esta superficie y no la 9

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estructura interior del mineral es la que determina el comportamiento de la especie en el proceso de flotación. Hay distintas maneras de clasificar los minerales según su sistema cristalino. Las clasificaciones clásicas, mineralógicas, no sirven para nuestro propósito, pues son de carácter formal y precisamente no consideran las propiedades superficiales creadas. Gaudin ha hecho una clasificación que toma en consideración el tipo de enlace químico en los cristales: el control estructural de los enlaces residuales y la estructura iónica, si ella existe. En resumen, se puede observar que para el carácter de las nuevas superficies creadas es de importancia si los cristales están formados por iones, átomos o moléculas; si tienen planos de clivaje; si son filiformes, foliformes, etc. Todos estos factores determinan la manera de ruptura del sólido al aplicarle una fuerza exterior y el tipo de superficie creada (con o sin fuerzas químicas residuales; con o sin planos de clivaje; con o sin fuerzas físicas residuales; con o sin fuerte tendencia a la polarización). Las propiedades hidrofílicas e hidrofóbicas que determinan la flotabilidad natural de los minerales, están directamente relacionadas con su polaridad. Se ha podido establecer que los minerales apolares igual que los compuestos químicos apolares, generalmente son simétricos en su estructura, no intercambian electrones dentro de sus moléculas, no se disocian en iones y son generalmente químicamente inactivos. Estos compuestos apolares son también hidrofóbicos, pues no reaccionan con los dipolos de agua. Ejemplos clásicos de este grupo son el grafito, el azufre nativo, el talco, la molibdenita y otros sulfuros, todos ellos minerales con enlaces covalentes. Los minerales polares e hidrofílicos se caracterizan por su estructura asimétrica, intercambio de electrones en la formación de enlaces (enlace iónico) y extraordinaria actividad química en general. Es importante también señalar que los cristales de sustancias inorgánicas son en general de carácter molecular, lo que los distingue de las sustancias orgánicas que a menudo forman cristales moleculares. Aparte de estas propiedades fundamentales de los sólidos, hay que tomar en consideración que, generalmente, se trabaja con especies mineralógicas que no son ni puras ni de estructura cristalina perfecta. Como lo demuestran los estudios mineralógicos y metalúrgicos, los sistemas cristalinos padecen de distintos tipos de fallas, tales como dislocaciones de iones en su red cristalina, trizaduras de los cristales, vacancias, reemplazos de iones legítimos por iones ajenos (isomorfismo), etc. De este modo los planos de clivaje o más bien las superficies de ruptura, que se producen en las operaciones de reducción de tamaño, ni son tan perfectas ni tan puras como la teoría lo exige, sino con contaminaciones y fallas considerables, Todo esto, naturalmente, hace que los minerales se comporten en relación con el proceso de flotación, no exactamente del modo como lo exige la teoría. Resumiendo, los factores de importancia en el proceso de flotación, en lo que se refiere a los sólidos, son los siguientes: 1) Carácter de la superficie creada en la ruptura del sólido (tipo de superficie, fuerzas residuales de enlace). 10

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2) Imperfecciones en la red cristalina natural. 3) Contaminaciones provenientes de los sólidos, líquidos y gases. Estos factores, especialmente 2 y 3 que son específicos para todo yacimiento, ya sean por sus antecedentes geológicos, condiciones climatéricas, o método de explotación, hacen imposible predecir con toda seguridad el comportamiento del mineral en un proceso de flotación y determinan la aplicación del siguiente lema práctico: a todo yacimiento corresponde su propia llave metalúrgica, o sea, todo mineral tiene su método específico de flotación. 2.1.2. - EL AGUA El agua es el elemento en el cual se efectúa la flotación, debido a su abundancia y bajo precio. Aparte de esto, tiene ciertas propiedades específicas que la hacen de considerable interés teórico en el proceso de flotación. Las moléculas de agua están formadas por dos átomos de hidrógeno y uno de oxigeno que están ligados por medio de dos enlaces covalentes. La naturaleza resonante de estos enlaces hace que los átomos de hidrógeno, con respecto al de oxigeno, formen entre sí un ángulo de 109º 30´. Dicho ángulo es la causa de la distribución asimétrica de las cargas eléctricas dentro de la molécula de agua. Las cargas asimétricas forman entre si un dipolo que comunica a las moléculas de agua fuertes propiedades polares. Este dipolo, cuyo momento se calcula en 1,84 x 10 -18 unidades electrostáticas, es la causa de las notables propiedades del agua como un solvente fuerte. La gran polaridad del agua es la razón por la cual no existen moléculas monomoleculares de tipo H2O, y porque normalmente las moléculas se asocian entre sí formando complejos entre dos, tres y más moléculas o complejos con ion hidrógeno (polímeros e hidronio respectivamente). La misma polaridad es la causa de la hidratación de los iones en soluciones acuosas. Los iones metálicos y aniones se asocian activamente con las moléculas de agua, siendo el número de moléculas directamente proporcional a la carga eléctrica de los iones e inversamente proporcional a su tamaño (diámetro). De este modo, mientras mayor es la carga del ion y menor es su diámetro, mayor es su hidratación. Generalmente, los cationes polivalentes se asocian con 6 a 8 moléculas de agua. Los aniones, por su parte, son menos susceptibles a la hidratación. Hay que mencionar también que no son sólo las materias iónicas las que se hidratan en su solución en agua. Las materias que se disuelven en forma molecular también son susceptibles de hidratarse, aunque no tan fuertemente (alcoholes). Las propiedades anteriormente señaladas son de particular importancia para el proceso de flotación por cuanto directamente explican el distinto comportamiento de los sólidos frente al fenómeno de la mojabilidad. Esta, o las propiedades hidrofílicas, no son nada más que la capacidad de los sólidos de hidratarse. Ahora bien, si la materia es eléctricamente inactiva, o sea, si no posee polaridad o enlaces libres, es evidente que no hay condiciones para atraer las moléculas de agua y mojarse, pues la asociación entre moléculas de agua es más fuerte que entre las del sólido y de agua. Al contrario, las materias de carácter polar o iónico se hidratan rápidamente y se disuelven si la energía de hidratación es mayor que la fuerza del enlace cristalino. 11

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En general, en la hidratación, la adsorción de las moléculas de agua tiene un carácter ordenado sólo en las situadas en la vecindad del sólido. Estas moléculas están estrictamente orientadas según la distribución de sus polos. Las moléculas que forman la nube periférica de las partículas ya no están ni tan firmemente ligadas ni tan bien orientadas, pues están sujetas a los fenómenos de difusión producidos por cambios de temperatura y movimientos dentro del líquido. Se ha observado, por ejemplo, que las materias sólidas son menos hidrofílicas a medida que aumenta la temperatura de la pulpa. Esto dio origen a cierto proceso de flotación con pulpas precalentadas. Finalmente, hay que subrayar la importancia de las impurezas y contaminaciones que tiene toda agua natural o industrial. En primer lugar hay que mencionar la dureza del agua, o sea, la contaminación natural causada por sales de calcio, magnesio y sodio. Estas sales y otro tipo de contaminaciones no sólo pueden cambiar la naturaleza de la flotabilidad de ciertos minerales sino que también son casi siempre causa de un considerable consumo de reactivos de flotación con los cuales a menudo forman sales insolubles. Aparte de la contaminación inorgánica existe también la contaminación orgánica que puede ser mucho más importante y peligrosa, particularmente si se trata de aguas servidas. Estas pueden llevar distintos coloides que se adhieren a los sólidos y cambian sus superficies. Además cambian las características de los reactivos de flotación. Las razones anteriores indican la importancia que tiene que ser prestada a la calidad del agua en todo proceso de flotación, pues se conocen casos en que por falta de atención a este problema, plantas perfectamente estudiadas y diseñadas, fallaron en su operación por largos periodos de tiempo. 2.1.3. - EL GAS Con excepción de ciertos casos de carácter experimental, la flotación industrial se efectúa exclusivamente con aire. La función del aire en la flotación tiene distintos aspectos de los cuales los principales son dos: 1) el aire influye químicamente en el proceso de flotación, 2) es el medio de transporte de las partículas de mineral hasta la superficie de la pulpa. La introducción de aire en la pulpa también tiene un carácter doble: por una parte, toda agua trae una cierta cantidad de aire disuelto; y por otra, el aire se introduce mecánicamente en la pulpa por medio de las máquinas de flotación. El aire es una mezcla de nitrógeno (78,10%) y oxigeno (20,96%) con pequeñas cantidades de dióxido de carbono (0,04%) y gases inertes tales como argón y otros. La solubilidad de los componentes de una mezcla de gases es proporcional a sus presiones parciales. Aparte de la solubilidad de los gases en el agua, en los procesos de flotación hay que considerar la saturación de las burbujas de aire con el vapor de agua. Tomando en consideración la activa adsorción de los gases sobre la superficie de los minerales y su actividad química sobre los últimos, este factor puede ser de considerable importancia, pues la humedad en presencia de oxigeno aumenta considerablemente la oxidación. Se ha podido comprobar, por ejemplo, que las especies puras de ciertos minerales no flotan si no hay una pequeña oxidación o más bien, fijación del oxígeno en la red cristalina de los minerales en 12

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cuestión. También los metales nativos adquieren flotabilidad solamente después de la acción del oxígeno sobre la superficie. Las investigaciones realizadas en este campo hasta la fecha indican que de todos los componentes del aire sólo el oxígeno y el dióxido de carbono, tienen participación activa e influencia en el proceso de flotación. Se ha comprobado que las burbujas de aire no se pueden fijar directamente sobre las superficies de las partículas de minerales si anteriormente las últimas no han adsorbido una cierta cantidad de gas, principalmente oxígeno. Este gas adsorbido cambia el potencial de la superficie y contribuye a su hidrofobización. De este modo resulta que las partículas hidrofóbicas son aerofílicas, o sea, más activas en la adsorción del oxígeno que las partículas hidrofílicas. En este sentido la hidratación y la adsorción del oxígeno se excluyen mutuamente en la misma especie. 2.2.- CARACTERISTICAS DE LAS INTERFASES 2.2.1. - INTERFASE GAS – LIQUIDO Como se ha dicho anteriormente, en la flotación esta interfase se produce invariablemente entre el aire y el agua. La característica fundamental de la interfase gas – líquido, como lo señala Gaudin, es el hecho de que la materia sufre un salto brusco en densidad y que desde la fase líquida a la gaseosa disminuye su densidad aproximadamente 1000 veces. El fenómeno llega a sus manifestaciones características debido al hecho de que para absorber este salto brusco dispone de una interfase cuyo grosor es del orden de 10 Angstrom. Todo líquido (o sólido) en equilibrio con su vapor se caracteriza por la existencia en su superficie de una cierta cantidad de energía libre cuya magnitud es definida por la tensión superficial. La interpretación del origen de esta energía es la siguiente: en un líquido todas las moléculas ejercen entre sí una serie de influencias y se atraen o repelen mutuamente; esta fuerzas se compensan entre sí dentro del líquido y la resultante de ella es, en consecuencia, igual a cero. Sin embargo, las moléculas que se encuentran en la superficie no son compensadas completamente, pues la mitad de su volumen está orientada hacia la fase gaseosa (ver Fig. 2.1) donde la dilución de la materia es de tal orden que prácticamente representa el vacío y, donde por supuesto, no hay suficientes moléculas para absorber la presión de la película superficial. De este modo se crea una cierta cantidad de energía libre cuya magnitud se mide por la tensión superficial. La naturaleza de esta energía es evidentemente del tipo de enlace de van der Waals, pues se trata de influencias entre moléculas. Por la misma razón el alcance de su influencia es muy pequeño, como dijimos del orden de varios angstroms. La fuerza de este enlace decae con la sexta potencia de la distancia, y siendo por si mismo un enlace débil, no puede propagar lejos su influencia.

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Fig. 2.1. - Interpretación esquemática del origen de la tensión superficial Esta energía libre se interpreta como energía potencial porque se puede considerar que las moléculas de la superficie están siempre a una mayor elevación y se necesita una cierta cantidad de energía para llevarlas a este nivel. La energía libre de la superficie se mide en erg/cm 2 y su intensidad, la tensión superficial, en dinas/cm, lo que es básicamente lo mismo, pues: erg/cm2 = dinas cm/cm2 = dinas/cm. Es interesante señalar que la tensión superficial de los líquidos depende del tipo de enlace químico que poseen las moléculas. La tensión superficial aumenta desde los gases nobles (naturalmente licuados), a través de los compuestos de enlace covalente (líquidos orgánicos) y compuestos iónicos hasta los metales, que en el estado líquido tienen las tensiones superficiales más altas. La posición privilegiada del agua se debe al hecho de que tiene la tensión superficial más alta (72,74 dinas/cm) entre todas las sustancias que se encuentran en forma líquida a la temperatura ambiente. La tensión superficial se puede medir de diferentes maneras y el método clásico consiste en la determinación de la altura a que sube un líquido en un tubo capilar. La tensión superficial se calcula basándose en la siguiente fórmula: TS = ½ g(D – d)r h Donde: TS g Dyd r h

es la tensión superficial en dinas/cm aceleración de la gravedad en cm/seg 2 Pesos específicos del líquido y del gas radio del capilar altura alcanzada por el líquido

2.2.2. - FENÓMENO DE ADSORCIÓN Las interfases gas – líquido desempeñan un importante papel en los fenómenos de adsorción cuando los líquidos contienen sustancias disueltas, o sea, cuando son soluciones. Se ha observado que en estos casos, las sustancias disueltas están en distinta concentración en el líquido mismo y en su interfase con el gas. Este fenómeno de cambio de concentración que la materia disuelta presenta entre el líquido y su interfase con el gas se llama adsorción. La adsorción puede ser positiva, cuando la concentración de la sustancia disuelta es más alta en la interfase que en el líquido y negativa, cuando es más baja. Por ejemplo, las soluciones de sales inorgánicas se adsorben generalmente en forma negativa, mientras que las de compuestos orgánicos de carácter heteropolar se adsorben positivamente. Este último fenómeno es de inmensa importancia para la flotación y se explica del siguiente modo: 14

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En el estado de equilibrio el agua tiene una cierta cantidad de energía libre que se expresa por su tensión superficial. Al introducir en este sistema un líquido orgánico heteropolar el sistema va a tratar de llegar a un nuevo estado de equilibrio que, según el principio de la termodinámica, tiene que tener el mínimo de energía libre. A este estado se llega, precisamente, si las materias heteropolares se adsorben selectivamente en la interfase gas – líquido (ver Fig. 2.2) pues de esta manera queda neutralizada la energía libre de la superficie y la tensión superficial del sistema se reduce en forma notoria. La parte polar de las moléculas queda ligada al agua y la parte apolar forma una película monomolecular inactiva sobre la superficie. Los compuestos que se adsorben selectivamente en las interfases gas – líquido se llaman tensoactivos.

Fig. 2.2. - Fenómeno de adsorción de materias tensoactivas El fenómeno de adsorción también se produce entre las fases gaseosa y sólida y entre las fases líquida y sólida. Mientras las adsorciones del primer tipo no son de gran importancia (con excepción de la oxidación de las superficies de los minerales), las del segundo son muy importantes porque explican el fenómeno de la hidrofobización artificial de los minerales y en general el cambio de sus propiedades de mojabilidad. Se distinguen dos tipos de adsorción: 1) adsorción física, y 2) adsorción química. en el primer caso se trata de adsorción de moléculas enteras sin cambio químico, en el segundo, los 15

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compuestos adsorbidos pierden su individualidad química y forman nuevos compuestos con la superficie. En realidad es bastante difícil distinguir la adsorción química de la física, con la excepción de que en el primer caso el calor liberado debido a la disminución de la energía del sistema es unas 20 a 50 veces mayor. La adsorción química también a menudo se distingue por el intercambio de iones, por la formación de compuestos insolubles y generalmente se facilita en los casos en que los iones que reaccionan son de dimensiones parecidas y no tienen dificultades en incorporarse a la red cristalina del sólido. El fenómeno de la adsorción fue estudiado y deducido matemáticamente por Gibbs quien llegó a la siguiente fórmula: A = - C/RT (s/c) donde: A C

es la cantidad de sustancia adsorbida, o sea, la diferencia entre su concentración en la interfase y en el líquido. es la concentración de la sustancia

s/c es el cambio de tensión superficial relacionado con el cambio de concentración. R y T constantes de gases y temperatura absoluta, respectivamente.

Es evidente que con la disminución de la tensión superficial la adsorción aumente del mismo modo que con el aumento de concentración de la sustancia adsorbida (isotermas de adsorción) 2.2.3. - INTERFASE SÓLIDO – LÍQUIDO Las superficies o partículas sólidas sumergidas en el agua son objeto de hidratación. como se dijo anteriormente, ésta depende del carácter de la superficie de los sólidos, o sea, de las características eléctricas que existen en la superficie después de su creación. La hidratación es, naturalmente, más fuerte en las especies en que se rompieron enlaces químicos, como por ejemplo enlaces iónicos o covalentes. Cuando las fuerzas eléctricas residuales son débiles, la hidratación también es débil. Esto sucede con los minerales que se rompen según planos de clivaje y donde, en consecuencia, no hay rompimiento de enlaces químicos. La hidratación de los óxidos empieza, por ejemplo, con una fuerte tendencia a formar hidróxidos. Posteriormente, como en el caso de los enlaces iónicos, si la fuerza de hidratación es superior a la fuerza del enlace cristalino, se produce la disolución de los sólidos en el agua. Como se puede ver, se trata de un fenómeno que depende del carácter del sólido y de la concentración de la solución acuosa. 2.2.4. - POTENCIAL ELECTROQUÍMICO

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El proceso de hidratación se desarrolla generalmente en forma dispareja. Por ejemplo, al hidratarse una red cristalina de carácter iónico, los cationes se hidratan y posteriormente se disuelven con mayor velocidad que los aniones. Esto inmediatamente produce un desequilibrio eléctrico del sistema, pues las superficies de los sólidos se cargan negativamente. Para equilibrar el sistema sólido – líquido, la superficie cargada negativamente en primer lugar cesará o frenará la disolución de cationes todavía presentes en la red cristalina y en seguida, desde la solución atraerá los iones cargados positivamente. De este modo entre la superficie y el líquido se formará un potencial eléctrico cuyo origen se encuentra en la doble capa de cargas eléctricas recién señalada (ver Fig. 2.3). El potencial eléctrico formado por la capa eléctrica de iones de la solución junto con la superficie cargada eléctricamente se llama potencial electroquímico. La capacidad (grosor interior) de este condensador constituido por el potencial electroquímico no es grande y es del orden de 3 angstrom, o sea, de más o menos el tamaño de una molécula de agua. Este potencial no esta formado solamente por los iones que se encuentran en la vecindad inmediata de la superficie sólida. A más profundidad en el líquido hay una zona (zona de difusión) donde los iones también están orientados hacia la superficie, aunque su atracción hacia ella es mucho más débil. El grosor de esta zona depende exclusivamente de la concentración de la solución y mientras más alta es la concentración de los iones, menor es el grosor de la zona de difusión. Dependiendo de la concentración, la zona de difusión puede extenderse desde 30 – 40 hasta 2000 Angstrom. La doble capa de cargas eléctricas es de gran importancia en los fenómenos de flotación, pues influye directamente en la adsorción de los reactivos sobre la superficie de los minerales. Se ha observado que hay una relación directa entre el valor del potencial eléctrico y la cantidad de moléculas o iones adsorbidos. Por ejemplo, la adsorción de moléculas orgánicas aumenta con la disminución del potencial y es máxima cuando el potencial es igual a cero. Por otra parte, al alcanzar valores altos, el potencial eléctrico puede reducir a cero la adsorción de moléculas orgánicas. Las propiedades hidrofílicas de la superficie de los minerales tienen una relación directa con el potencial de la doble capa. La doble capa de un mineral que forma un fuerte campo eléctrico preferencialmente atraerá las moléculas e iones de alta constante dieléctrica (agua). Por otra parte, un débil campo eléctrico atraerá las moléculas de baja constante dieléctrica que fomentarán las propiedades hidrofóbicas de la superficie (moléculas orgánicas).

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Fig. 2.3.- Formación de la doble capa de cargas eléctricas   b d

potencial electroquímico potencial electrocinético zona de la doble capa zona de difusión

2.2.5. - POTENCIAL ELECTROCINETICO Cuando el sólido empieza a moverse en el líquido los iones que forman la doble capa del potencial electroquímico quedan firmemente asociados con la superficie y la siguen, mientras que los iones de la zona de difusión quedan inmóviles o se mueven en otra dirección. El potencial que surge entre las dos superficies, eléctricamente cargadas, que se mueven en direcciones opuestas, se llama potencial electrocinético o potencial zeta (). El potencial electroquímico depende de la concentración de los iones de la capa doble y se calcula según la fórmula: RT (C)B  = ----------- ln -----------F (C)A 18

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donde (C)A y (C)B son las concentraciones de los iones en la superficie del sólido y en el líquido, y R, T, F constantes conocidas. El potencial electrocinético depende de la velocidad del movimiento relativo entre el sólido y la zona de difusión y se calcula en base a la fórmula: 4V  = -------------DE donde: D  V E

es la constante dieléctrica del líquido es su viscosidad es la velocidad del movimiento del sólido es la intensidad del campo eléctrico

Si expresamos la velocidad en micrones por segundo y el campo eléctrico en volts por centímetro, entonces considerando D =80 y  = 0,01 para 20º C,  estará expresado en milivolts. Incorporando las constantes en la expresión anterior vamos a tener: V  = 141 -----E

Así como los fenómenos de adsorción se producen en las interfases gas – líquido, gas – sólido, y líquido – sólido, los potenciales electrocinéticos existen no solamente entre sólidos y líquidos, sino que también entre los líquidos y gases. La estructura de las capas eléctricas es completamente análoga, reemplazando ahora la interfase líquido – gas a la interfase líquido – sólido. Los iones que forman la capa doble están en este caso en la superficie misma que separa el gas del líquido y la zona de difusión de extiende en la profundidad de éste. La capa doble se encuentra entonces, íntegramente en el líquido. El estudio de los potenciales electrocinéticos en la interfase gas – líquido indica que los potenciales producidos por los líquidos orgánicos son mucho mayores que los producidos por los compuestos inorgánicos. Particularmente son altos los potenciales cuando no hay ionización de los compuestos orgánicos tensoactivos. Los potenciales son proporcionados a la concentración de las soluciones y mayores para los homólogos con cadenas más largas. Los fenómenos relacionados con los potenciales electroquímico y electrocinético, como se puede observar, son de considerable importancia para los procesos de flotación. Su existencia no sólo dirige los fenómenos de hidratación, sino que también la adsorción de líquidos orgánicos que sirven como colectores y espumantes. Las partículas minerales en movimiento, igual que las burbujas, originan un potencial electrocinético que refleja la estructura íntima de 19

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las capas dobles y zonas de difusión y estos potenciales a su vez, se pueden influir agregando materias iónicas que cambian su intensidad a carga, creando de este modo las condiciones deseadas para una buena flotación. 2.2.6. - CONTACTO DE TRES FASES El estudio de las distintas fases y sus interfases nos lleva finalmente al contacto trifásico que es el más importante, pues representa la realidad de lo que sucede en el proceso de flotación. En el mecanismo de flotación de una partícula sólida por una burbuja de aire la unión entre los dos elementos se efectúa a través de un contacto trifásico que tiene propiedades muy especiales. Para un estudio detallado, es conveniente en principio, imaginar la fase sólida como una superficie hidrofóbica sumergida en el agua en la cual se introduce una burbuja de aire. (Ver Fig. 2.4). En el caso más simple la superficie puede ser una placa de vidrio cubierta por un hidrocarburo. Partiendo del hecho de que el contacto de dos fases es siempre una superficie y el contacto de una superficie con otra (que es la tercera fase) necesariamente una línea, resulta que para la descripción matemática de esta línea de contacto trifásico, es lo más conveniente usar el ángulo que forman las superficies de contacto de las fases (ver ángulo  en la Fig. 2.4).

Fig. 2.4. - definición del ángulo de contacto 2.2.7. - ANGULO DE CONTACTO Por ejemplo si tenemos en vez de una placa de vidrio una superficie de mineral hidrofobizada por un colector y la colocamos debajo del agua e introducimos sobre ella una burbuja de aire, 20

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ésta se va a fijar sobre la superficie desplazando el agua. La línea de contacto trifásico se va a extender en forma de círculo sobre el plano de la superficie del mineral. Si ahora en cualquier punto de este contacto trifásico trazamos una tangente a la superficie de la burbuja, entonces el ángulo  entre la tangente y la superficie se llama ángulo de contacto. Para la teoría de la flotación los ángulos de contacto tienen una importancia extraordinaria porque relacionan en forma cuantitativa las propiedades hidrofóbicas de un mineral (o de un reactivo hidrofobizador) con su flotabilidad. En realidad, para relacionar la mojabilidad de un mineral con el ángulo de contacto no se usa precisamente  sino Cos . Si tomamos superficies de distintas mojabilidades y las observamos colocando sobre ellas una gota de agua en la atmósfera o colocando una burbuja de aire debajo del agua, vamos a llegar a las conclusiones que se pueden observar en la Fig. 2.5. En primer lugar podemos concluir que existe una equivalencia entre propiedades hidrofóbicas y aerofílicas y viceversa. El ángulo de contacto, o mejor dicho su coseno, las refleja cuantitativamente.

Fig. 2.5. - Ángulos de contacto en sólidos de distintas mojabilidades 2.2.8. - HISTERESIS DE MOJABILIDAD Al colocar una gota de cualquier líquido sobre una superficie inclinada (ver Fig. 2.6) se produce su deslizamiento debido a la fuerza gravitacional. Sin embargo, habrá también una 21

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tendencia a resistir este movimiento, por cuanto se producirá un atraso o simplemente la negativa de la gota a deslizarse. Este atraso del movimiento de la gota, producido a través de un perímetro trifásico de contacto, se llama histéresis de mojabilidad.

Fig. 2.6. - Fenómeno de histéresis de mojabilidad Un cuidadoso estudio del fenómeno, en primer lugar, dejó de manifiesto que la histéresis depende mucho de su dirección, o sea, si la fase gaseosa está desplazando a la fase líquida (2) o si la fase líquida desplaza a la fase gaseosa (1). En segundo lugar, se vio que la histéresis depende de si la gota ya está en movimiento o si se encuentra detenida. La histéresis estática es considerablemente mayor que la dinámica. Finalmente, se ha establecido que depende del carácter de la superficie. Al comienzo la histéresis se atribuía simplemente a las fuerzas de fricción producidas entre la gota y la superficie irregular debido a las imperfecciones de ésta. Sin embargo, Rebinder demostró que también se produce sobre superficies perfectamente pulidas y tratadas con reactivos de flotación (colectores, depresores). La Fig. 2.7 muestra dos series de experimentos con galena. En ambos casos se colocó una burbuja de aire sobre una superficie perfectamente pulida y previamente tratada. En el caso A el tratamiento fue con bicromato de potasio que es un depresor de la galena en los circuitos de flotación; en el caso B la superficie del mineral fue tratada con un xantato, que es un colector de galena. En los dos casos, por medio de una jeringa, poco a poco se evacuaba el aire de la burbuja, estableciéndose que en el caso A prácticamente no había ni histéresis ni cambio de ángulo de contacto. En el segundo caso había una marcada histéresis con un notable aumento del ángulo de contacto.

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Este experimento, demuestra la importancia que la histéresis tiene en el contacto trifásico y particularmente en la fijación de las partículas de mineral sobre las burbujas de aire.

Fig. 2.7. - Histéresis de mojabilidad en partículas minerales CAPITULO III MECANISMO Y CINETICA DEL FENÓMENO DE LA FLOTACIÓN 3.1.- MECANISMO DE LA FLOTACIÓN Para estudiar el mecanismo de la flotación, es necesario conocer detalladamente el comportamiento que tiene una partícula de mineral y una burbuja de aire, cuando ellos forman una unión estable. Con referencia a la partícula de mineral es sabido que pocas de ellas tienen propiedades hidrofóbicas suficientemente fuertes como para que puedan flotar. En primer lugar, en la gran mayoría de los casos hay que romper enlaces químicos (covalentes e iónicos principalmente) para efectuar la liberación del mineral. Esto inmediatamente lleva a la hidrofilización de las superficies minerales, o mejor dicho a su hidratación. Esto puede no bien suceder, pero en todo caso, hay que considerar la diferencia que existe entre una red cristalina teórica y una red real con todas sus imperfecciones. Se ha comprobado que las trizaduras y desórdenes iónicos aumentan la hidratación superficial de las partículas minerales. En resumen es necesario hidrofobizar las partículas minerales en la pulpa para hacerlas flotables. Esto se efectúa con los reactivos llamados colectores, que son generalmente compuestos orgánicos de carácter heteropolar, o sea, una parte de la molécula es un 23

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compuesto evidentemente apolar (hidrocarburo) y la otra es un grupo polar con propiedades iónicas. Para facilitar la adsorción de estos reactivos sobre la superficie de las partículas minerales hay que crear condiciones favorables en la capa doble de cargas eléctricas, lo que se hace con los reactivos llamados modificadores. Estos disminuyen el potencial de la capa doble o, a veces cambian su sentido. De este modo se crean condiciones favorables para la adsorción de los colectores: disminución del potencial o, todavía mejor, el punto isoeléctrico (potencial cero). La partícula mineral queda cubierta por el colector que se afirma en su red cristalina por medio de su parte polar, proporcionándole con la parte apolar propiedades hidrofóbicas. Sobre el mecanismo de adsorción de los colectores, hasta la fecha no hay opinión unánime de sí se trata de un mecanismo de adsorción física o química. La evidencia experimental ofrece ejemplos de ambos tipos, por lo que cada caso particular tiene que considerarse aparte. El otro componente del futuro agregado partícula-burbuja (ver Fig. 3.1) es la burbuja de aire. Esta es necesaria para 1) recoger las partículas en la pulpa, 2) transportarlas hacia la superficie. El transporte se efectúa mediante la fuerza de empuje (ley de Arquímedes). Las experiencias con inyección directa de aire en la pulpa generalmente dan resultados negativos si no se emplea un espumante, por cuanto el aire se distribuye en forma dispareja, las burbujas son inestables y se asocian unas con otras. Al agregar el espumante, se estabilizan, se obtiene el tamaño deseado y la dispersión del aire es pareja. Como es fácil comprender, cada burbuja se puede considerar como el contacto de dos fases, líquido y gas, igual que en el caso discutido de un líquido en equilibrio con la atmósfera. De este modo, por las razones ya explicadas y en cumplimiento de la segunda ley de la termodinámica, los espumantes, que son reactivos tensoactivos, se adsorben selectivamente en la interfase gas-líquido. Las partes polares de estos compuestos tensoactivos se orientan hacia el agua y la parte apolar hacia la burbuja misma. Las partículas y burbujas están en una constante agitación, debida a los rotores de las máquinas de flotación, de modo que para realizar su unión son necesarios: 1) su encuentro y 2) condiciones favorables para formar el agregado. El encuentro se realiza por el acondicionamiento y la agitación dentro de la máquina misma.

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Fig. 3.1. - Mineralización de las burbujas de aire El contacto permanente entre la partícula y la burbuja de gas es el punto más débil de la teoría de la flotación. Los conceptos de las condiciones que determinan la unión estable entre la partícula y la burbuja son los siguientes: no hay problemas en explicar el acercamiento de la burbuja y la partícula hasta el punto en que la película de agua que las separa queda muy fina. En este momento, la partícula para acercarse más a la burbuja tiene que superar lo que se considera una barrera energética. Para las partículas hidrofílicas, en que la asociación de la partícula con las moléculas de agua es muy firme, esta barrera nunca se supera y las partículas no flotan. Para las partículas hidrofóbicas, la barrera queda repentinamente rota por fuerzas todavía no bien conocidas, permitiendo un contacto trifásico. En realidad el mecanismo no es tan simple como parece. En primer lugar, la película de agua nunca se rompe hasta el fin y la partícula queda siempre cubierta por una película de moléculas de agua, de unas 10 moléculas de grosor que participan en las asociaciones posteriores. Esta película de agua tiene propiedades totalmente distintas a las del agua en masa. Por ejemplo, es mecánicamente más firme y más dura que la asociación común de moléculas de agua. Tiene no solo mayor viscosidad, sino que es considerada mecánicamente dura hasta tal punto que se le atribuyen propiedades de un sólido. De este modo, el contacto real entre la partícula y la burbuja es trifásico, sólo si consideramos esta finísima película de agua como un sólido. Es imposible evitar esta película, porque incluso si se supone que el sólido no la lleva consigo, al acercarse a la burbuja, dentro de ésta existe vapor de agua que se condensa formando sobre la superficie del sólido una finísima película que impide su contacto directo con el aire. Los conceptos modernos de la dinámica del contacto entre la burbuja y la partícula consideran que el encuentro entre ambas se efectúa del modo como ocurre la colisión entre dos cuerpos elásticos. Esto significa que los cuerpos chocan y rebotan. Se ha podido observar el hundimiento de la burbuja cuando es chocada por la partícula y el rebote elástico de esta última. La partícula, enseguida, vuelve nuevamente a chocar con las burbujas hasta que se encuentra con la que tiene condiciones energéticas y eléctricas para asociarla. Este mecanismo, entonces, contempla como factores de importancia, el tamaño de la partícula (fuerza dinámica) y su mojabilidad (condiciones eléctricas). 3.2. - VARIABLES DEL PROCESO DE FLOTACIÓN Diversos autores han analizado ya en este sentido cuales son las variables que rigen el fenómeno de la flotación. Entre ellas se cuentan más de un centenar. En la siguiente tabla 1, se ha estudiado las variantes que se pueden, al menos parcialmente, modificar y otras no modificables. 25

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En primer lugar, hay que considerar un grupo de variables que corresponden a la naturaleza de la misma mena. La forma mineralógica del mineral, su asociación con otros componentes, la presencia de impurezas y trazas, su diseminación, su pH natural, procesos secundarios, como oxidación y otros factores que determinan el comportamiento del mineral en una planta de flotación y las condiciones básicas preliminares que hay que considerar para seleccionar el método más apropiado de flotación. Enseguida, hay que considerar los problemas específicos que se pueden presentar en los circuitos de fragmentación y de clasificación por los cuales tiene que pasar un mineral antes de su flotación. En las operaciones de trituración en seco y de molienda en húmedo y clasificación, el mineral está expuesto a la oxidación. Además, debido a su contacto con el agua se produce la disolución de ciertos componentes de la mena igual que la contaminación directa con hierro proveniente del equipo por desgaste (abrasión). El agua misma es también un factor importante por cuanto se usa en enormes cantidades, lleva materias disueltas y a menudo no se la puede tratar antes de su uso. En resumen, aparece un complejo problema de contaminación que puede ocasionar efectos positivos o negativos para el procesamiento. Tabla 1. - Variables modificables y no modificables del proceso de flotación Materia Prima

Fragmentación y Clasificación

Naturaleza del mineral. Minerales de valor y ganga Constituyentes solubles

Tamaño de grano y liberación. Dureza de cada componente. Diferencia entre los tiempos de permanencia necesaria en un circuito de molienda por cada componente.

Acondicionamiento

Flotación

VARIABLES NO MODIFICABLES

Grado de oxidación antes y después del arranque. Cantidad de agua.

VARIABLES MODIFICABLES

Impurezas del agua. Tipo de molino y de cuerpos de Presencia y molienda. naturaleza de gas Oxidación durante la inferior (H2S o SO2 molienda. en las aguas de mina). Alcalinidad o acidez Aditivos químicos

Densidad de la turbia.

Tamaño de los granos

Cantidad de aditivos Densidad de la químicos. turbia (contenido de sólidos). Orden y naturaleza 26

PH

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de las aguas.

alimentados a la molienda. Densidad de la turbia a partir de la molienda. Velocidad de circulación en el molino.

de los aditivos. Temperatura.

Carga circulante Tiempo

Tiempo de acondicionamiento.

Tipo de la celda de flotación.

Intensidad de agitación pH

Velocidad del rotor. Potencia consumida. Grado y tipo de aireación. Altura de las espumas. Especificación de los aditivos.

Como se observa, la flotación es un proceso de múltiples variables cuya definición y descripción cuantitativa requiere todavía de mucho estudio y la aclaración de distintos detalles. Finalmente, está el proceso de flotación propiamente dicho y conjuntamente una serie de factores que lo influyen: acondicionamiento de los reactivos, tamaño de grano del mineral, densidad de la turbia, tiempo de flotación, etc. A continuación se tratará de analizar las variables según su orden cronológico e importancia que se les atribuye. 3.2.1. - FACTOR MINERAL Para una flotación es de primordial importancia la naturaleza del mineral y de sus acompañantes, o sea, de la misma mena. Aquí se considera la composición química de los minerales con valor y de la ganga; su diseminación, dureza, fenómenos secundarios de oxidación y meteorización; impurezas que acompañan a la mena; finalmente, los antecedentes geológicos del yacimiento y su método de explotación. La composición química del componente útil flotable es la que determina el tipo de tratamiento y el adecuado régimen de reactivos que se usarán. Los minerales sulfurosos y los metales nativos no presentan mayores dificultades en lo que a la flotación se refiere. Los carbonatos, silicatos, sulfatos, fosfatos y otros minerales tipo óxido o no sulfurosos, presentan problemas de mayor complejidad. Con ellos ya no podrá usarse colectores específicos, como consecuencia de esto, las recuperaciones serán más bajas. El problema de la selectividad puede presentarse en forma tan seria debido a la flotabilidad de la ganga y la imposibilidad de eliminarla, que a menudo se opta por procedimientos piro o hidrometalúrgicos para resolverlo. Existen casos en que los sulfuros están parcialmente oxidados y en dependencia del grado de oxidación se toman las medidas necesarias. 27

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Aparte de la oxidación, es de considerable importancia la dureza del mineral y la naturaleza de sus acompañantes. Muchos minerales que son recuperables por flotación están acompañados por gangas secundarias descompuestas como son p.e. la sericita, caolín o clorita. Estos acompañantes, en los circuitos de molienda, se fragmentan hasta tamaños micrométricos y forman las lamas secundarias que pueden perjudicar seriamente el proceso de flotación, tanto en las recuperaciones como en la ley de los productos, ya que debido a su forma escamosa estos granos se adhieren con gran facilidad a las burbujas, limitando la adhesión de los minerales que se quieren recuperar. Aparte de estos fenómenos, las gangas contribuyen a la contaminación de las turbias de flotación con iones extraños a la misma. Los óxidos de hierro y aluminio, cloruros. Carbonatos, fosfatos, sulfatos son los contaminantes más frecuentes. En general, se considera que hay ventaja para la flotación cuando el mineral está acompañado por gangas silíceas, preferiblemente cuarzo, pues en estos casos las complicaciones son de menor importancia. 3.2.2. - FACTOR TAMAÑO DE GRANO Todo mineral para ser flotado, tiene que ser fragmentado hasta un tamaño de grano que represente una sola especie mineralógica, vale decir hasta que se alcance su liberación. Además, su tamaño tiene que ser apropiado para que las burbujas los puedan transportar hasta la parte superior de las celdas de flotación. Existe un tamaño máximo de los granos que se pueden flotar. Este tamaño depende de la naturaleza del mineral mismo y de su peso especifico. Los granos minerales que poseen una hidrofobación natural, p.e. azufre, molibdenita, carbón, etc. que flotan fácilmente, pueden ser considerablemente mayores que los de la calcopirita, galena o blenda. Se puede diferenciar en este sentido la flotación de los minerales sulfurosos que es distinta a la de no sulfurosos. También en la flotación de minerales metálicos los granos son más pequeños que en la de los minerales no metálicos (minerales industriales). Sin embargo, el tamaño óptimo para la flotación se considera alrededor de 0,3 mm (48 mallas). Las mayores partículas flotadas han sido de 5 mm en la flotación de carbón bituminoso. En la flotación de fluorita y baritina con ácidos grasos, aceites y alcoholes como sustancias accesorias, se flotan fracciones de 0,2 - 0,6 mm. En la flotación de fosfatos con ácidos grasos o aminas como colectores y aceites no polares como colector secundario, se aumenta el tamaño de grano máximo de 0,4 – 1,0 mm. La flotación de sulfuros, especialmente de calcopirita y galena, con xantatos como colector y aceites no polares (colector secundario) se puede aumentar el tamaño de grano de 0,3 – 0,8 mm. Otro ejemplo es la flotación de cuarzo (0,3 – 0,8 mm) con aminas y aceites. Sin embargo, estos son casos excepcionales. Aparte del tamaño máximo de los granos a flotar, es de gran importancia el tamaño del grano de liberación. La mayoría de los minerales con valor se encuentran en forma dispersa, o sea, impregnan la roca matriz en forma de granos que varían de tamaño entre varios micrones y un centenar de micrones. Esto significa que si el mineral que se va a flotar no es molido hasta el grado de liberación de sus valores mineralógicos, las recuperaciones van a disminuir considerablemente, pues los granos entrecrecidos tienen una flotabilidad considerablemente inferior a los granos liberados.

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El problema de la liberación de los granos minerales para su flotación satisfactoria crea otro problema serio que es el de la sobremolienda. Las especies mineralógicas dentro de una mena no son de la misma dureza. Esto significa que en el proceso de fragmentación, las especies más blandas se muelen en mayor proporción que las duras. Si por ejemplo los sulfuros están acompañados por cuarzo, como éste es más duro que aquellos, los granos de cuarzo, después de la molienda, serán de mayor tamaño que los granos de sulfuros. En este caso el proceso de molienda se puede guiar por la liberación de los sulfuros sin que se presenten problemas serios con la ganga.

Si los mismos sulfuros están acompañados por una ganga descompuesta como ser la sericita u otro mineral, entonces su liberación se produce junto con una gran cantidad de lamas que posteriormente perjudican la flotación. En este caso lo que se gana por concepto del grado de liberación de los sulfuros, se pierde por perjuicios causados por las lamas. Es evidente que en este caso hay que elegir las condiciones óptimas de molienda que dan las mejores recuperaciones. 3.2.3. - INFLUENCIA DE LAS LAMAS El problema de las lamas finas y el perjuicio que causan en el proceso de flotación, se puede comparar sólo con el problema de oxidación y en ambos casos no existen soluciones satisfactorias. El daño material lamoso es de carácter doble: por una parte los granos pequeños flotan mal y por otra las lamas perjudican la flotación de los granos de tamaño adecuado. El problema esta evidentemente relacionado con la pequeña masa del grano y con ciertas dificultades que este fenómeno crea. Estadísticamente, para un gran número de granos del mismo volumen global que un solo grano grande, existe menor posibilidad de encontrarse con una burbuja. Pero la dificultad no está solamente en el número de encuentros necesarios. En cada caso de adhesión grano/burbuja es necesario que el grano venza una cierta barrera energética para acercarse a la burbuja. Este esfuerzo es necesario para vencer las capas hidratadas que poseen ambos. Naturalmente, se llega a vencer esta barrera al tener el grano una superficie apropiada. Al disminuir su masa en miles de veces, indudablemente desaparece un factor importante para que pueda reunirse con la burbuja. De aquí la considerable disminución de las recuperaciones. Cuando se enfatiza el efecto dañino de las lamas, no solamente se refiere a la menor flotabilidad de los granos de tamaño pequeño, sino que también se refiere a los perjuicios que las lamas causan a la flotación en general, por el hecho de que las lamas pueden provenir tanto de los minerales con valor como de los minerales de la ganga. Como se sabe existe un aumento desproporcionado de la superficie de mineral cuando se lo fragmenta. Esto significa, por una parte, un considerable aumento del consumo de reactivos, y por otra significa una mayor solubilidad del mineral y exposición excesiva a los fenómenos secundarios tales como la oxidación; finalmente, la gran dispersión del material se manifiesta en fenómenos tales como el aumento de la viscosidad de la turbia, recubrimiento de la espuma con una película estable, etc. Al observar al microscopio los granos minerales recién 29

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extraídos de una celda de flotación, se nota que los granos más gruesos están recubiertos por granos más finos. Cuando el recubrimiento de los granos con las lamas de la ganga es excesivo, aquellos ya no flotan y quedan en la turbia, prácticamente como granos hidrófilos, pese a su buena superficie y liberación. Este efecto depresor de las lamas es todavía más serio cuando se trata de flotar granos muy pequeños, comparable con el tamaño de las lamas finas. En este caso el número de colisiones y la cantidad de granos necesarios para cubrir un grano hidrófobo es menor y el efecto depresor es mayor. En resumen, el efecto perjudicial de las lamas se puede deber tanto a la flotabilidad inferior de los tamaños de grano menores a un cierto tamaño óptimo (granos  5 - 10 um) como a la contaminación que las lamas de la ganga causan sobre distintos minerales deprimiéndolos, o simplemente a la adsorción de reactivos y contaminación de la turbia con iones extraños, debido a su enorme superficie específica. 3.2.4. - FACTOR DE LA DENSIDAD DE TURBIA (CONTENIDO DE SÓLIDOS) La densidad de la turbia indica el porcentaje de sólidos (o la relación líquido/sólido de una muestra de turbia). La turbia que llega a la flotación generalmente en el rebalse (overflow) de un clasificador que ha separado los granos liberados de los entrecrecidos de un circuito de molienda. Este material de caracteriza por tener una determinada distribución granulométrica y dentro de cualquier clasificador hidraúlico es necesario una cierta dilución para obtener la distribución granulométrica deseada. Nunca se alimenta una batería de celdas de flotación directamente de la descarga de un molino ya que en él el contenido de sólidos es alto, sino que se le agrega el agua necesaria para producir la clasificación requerida. De este modo, en un circuito de flotación primaria (flotación rougher), la turbia tiene 25-35 % de sólidos en vez de 65-70 % de sólidos que tiene un circuito de molienda. La densidad de turbia en un proceso de flotación depende de varios factores. En primer lugar influye la distribución de tamaños de grano del rebalse. Por ejemplo, en un clasificador de taza es necesaria una consistencia de aproximadamente 30 % sólidos para obtener un rebalse de más o menos 67 % - 200 mallas (75 um). Al aumentar el porcentaje de sólidos el producto va a ser más grueso y al disminuir los sólidos, el rebalse será más fino. Así con 35 % de sólidos la granulometría baja a un 63% - 200 mallas (75 um) y con 25% de sólidos sube a un 70% 200 mallas (75 um). El porcentaje de sólidos que se empleara en la flotación, naturalmente dependerá también de la disponibilidad de agua. Hay que tener presente que la mayoría de las minas están ubicados en desiertos o en zonas montañosas con serias dificultades de abastecimiento de agua. En consecuencia, se tratará de trabajar con el mínimo posible de agua aunque sacrificando con esto, dentro de límites razonables, la distribución granulométrica del rebalse y las recuperaciones. Para contenidos de sólidos entre 20 y 30 % se ha observado, que el porcentaje de sólidos no influye en las recuperaciones ni en las leyes de los concentrados. La situación, sin embargo, empieza a cambiar cuando se llega a condiciones extremas de gran dilución o de gran densidad. Los inconvenientes que ofrece una turbia demasiado densa, 40 % de sólidos o más, son la reducción drástica en la velocidad de la flotación y la disminución de las 30

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recuperaciones. Se podría pensar que al aumentar el porcentaje de sólidos, la misma cantidad de mineral se encontrará en un menor volumen de turbia y que, por consiguiente, el material flotará en menor tiempo. Lo que ocurre en realidad es lo contrario a esta suposición: la velocidad de flotación baja considerablemente porque la cantidad de aire inyectado por el rotor de la celda es la misma e insuficiente para tratar la mayor carga de granos minerales. Además la fricción dentro de la turbia aumenta considerablemente y con ésta, la cantidad de los granos que quedan desprendidos de sus respectivas burbujas. En resumen, bajan las recuperaciones. La disminución de las recuperaciones, por lo menos en lo que se refiere a los sulfuros, puede también relacionarse con la menor cantidad de aire disponible disuelto en el agua. En las turbias densas también se ha observado más pronunciado el efecto negativo de las lamas. Su adhesión a los granos minerales y depresión de ellos es mucho más acentuada que en las turbias diluidas y, además, los concentrados obtenidos son mucho más inselectivos. En este último caso, parece que no solo las lamas son responsables para esto sino que también los granos de la ganga en general, que se arrastran al producto flotante mecánicamente. Estos problemas son característicos de los circuitos de flotación primaria, o sea, aquella en que el mineral útil se separa de la ganga. En los circuitos de limpieza o retratamiento en que se efectúa la flotación selectiva de los componentes útiles o en que se purifican los productos finales, es más común el problema de la dilución de la turbia. En éstos circuitos en vez de flotar 5-10 % del contenido total de la mena, como es el caso de la flotación primaria, a menudo se flotan el 50 – 80 % de los sólidos, de manera que en las últimas celdas de flotación queda tan poco de sólidos que hay que agregar grandes cantidades de agua para mantener el nivel de la turbia y de la espuma para poder seguir flotando. Esta extrema dilución de las turbias lleva, en primer lugar, a una excesiva dilución de los reactivos, que ya no actúan en forma normal y además es fuente de contaminaciones no deseadas, transportadas principalmente por las aguas ya usadas. Por esta razón, es necesario intercalar a menudo en estas operaciones etapas de espesamiento de las turbias diluidas para volver a las concentraciones normales de sólidos y reactivos. El control de la densidad de la turbia en la práctica se efectúa fácilmente por medio de balanzas especiales, que dan lecturas directas del porcentaje de sólidos, midiendo un determinado volumen de turbia para un mineral de una densidad específica. Sin embargo, se puede hacer la determinación del mismo del siguiente modo: se toma un litro de muestra representativa de la turbia y se determina su masa W. Si la densidad del mineral S no es conocida, se la puede determinar de manera sencilla. El porcentaje de sólidos P, por definición, es la relación porcentual entre la masa de los sólidos y el de la turbia, de modo que si v es el volumen que el mineral ocupa en la turbia, entonces: vS P = ----------- 100 W

En un litro de turbia: W = (1000 – v) + v S; o sea, la masa total es la suma de las masas del agua y de los sólidos. Reemplazando el valor de v en la ecuación, se tiene:

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W – 100 S W – 1000 S P = ----------------- ------ 100 = -------------------- 100 -----------S–1 W W S–1

De donde: 100 000 S W = -----------------------------100 S – [P (S – 1)]

La fórmula para P sirve para el cálculo del porcentaje de sólidos de una turbia de masa conocida y determinada densidad del mineral. La fórmula para W sirve para el cálculo con ayuda de tablas, conociendo la masa de un litro de turbia, se puede leer directamente el porcentaje de sólidos correspondiente a cierta densidad del mineral. 3.2.5.- FACTOR AGUA En el proceso de flotación cada tonelada de mineral consume entre 2,5 y 3 t de agua. Este enorme consumo de agua industrial la hace un factor de primordial importancia y magnitud, porque no solo es el medio en el cual se lleva a cabo el proceso en sí, sino también la causa de muchos problemas metalúrgicos. El agua que se consume en las plantas se emplea generalmente sin ningún tratamiento químico previo, debido al considerable costo que representaría. La mayoría de las minas se encuentran en lugares de poca disponibilidad de agua, lo que obliga a hacer uso de cualquier agua disponible. En general se puede distinguir aguas naturales que pueden ser superficiales (ríos, lagos, etc.) o subterráneas y aguas servidas. Las aguas naturales, particularmente las subterráneas, casi siempre llevan contaminantes de sales inorgánicas, que pueden ser sulfatos, carbonatos o fosfatos de potasio, sodio, calcio, magnesio y otros. Raros son los casos de agua que contienen cloro. Las aguas subterráneas, particularmente las provenientes de las minas, también se usan en la práctica industrial. Esta agua se caracteriza por la presencia de iones de metales pesados como ser el Cu, Zn, Fe y otros. Ya se ha tratado el hecho que los cationes y los iones pueden tener un efecto específico sobre la flotabilidad de los minerales o sobre los reactivos de flotación. La mayoría de los cationes forman carboxilatos con los ácidos grasos. Los xantatos y los ditiofosfatos forman con ellos sales de distinta solubilidad. Por otra parte, es conocido que diversos iones metálicos pueden ser fuertes activantes como el ion Pb para la antimonita o fuertes depresores como el ion Ca en la flotación de la pirita. Adoptándose un circuito alcalino se puede solucionar el problema de los iones metálicos. En ámbitos alcalinos la mayoría de los metales forma hidróxidos insolubles y de este modo, queda eliminada la contaminación. Sin embargo, esa medida no soluciona todos los problemas: por ejemplo, la pequeña cantidad de 32

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iones cúpricos que están presentes en la turbia en la cual el cobre esta precipitado en forma de hidróxido, debido al producto de solubilidad, es capaz de activar la esfalerita. En la flotación de minerales oxidados o no metálicos, el problema de la dureza del agua puede también presentar serias dificultades, porque los iones de calcio y magnesio en estas flotaciones son de considerable importancia. Por ejemplo, la flotación de scheelita es imposible en agua dura. Fuera de los contaminantes inorgánicos, las aguas naturales pueden tener contaminantes orgánicos que se originan por descomposición. Estas contaminaciones pueden ser muy peligrosas, particularmente cuando forman coloides orgánicos que se adhieren con gran facilidad a las superficies de los minerales. Otras contaminaciones orgánicas son las que provienen de las aguas servidas, su efecto contaminante es diez o más veces superior que el de otras aguas industriales, y es de absoluta necesidad su tratamiento químico y sanitario antes de usarlas. En general, es imprescindible que el factor agua sea considerado ya en las investigaciones que preceden a la instalación de la planta, vale decir durante las pruebas de laboratorio hay que considerar la calidad de agua que se va a disponer en el lugar de la planta. 3.2.6. - FACTOR TIEMPO Cada uno de los procesos y subprocesos que participan en la flotación (adsorción-adherencia) se realizan en un tiempo determinado, diferente para cada uno de ellos. La adsorción de los reactivos depende de su composición, solubilidad, disociación, concentración y de la temperatura de la turbia. En las plantas industriales, el tiempo necesario para el acondicionamiento de los reactivos normalmente varía entre pocos minutos y media hora, Cuando los reactivos son poco solubles y reaccionan lentamente con las superficies de los minerales, su alimentación se efectúa en los circuitos de molienda y clasificación, con lo que se puede ganar desde 5 a 30 minutos de acondicionamiento. Los reactivos que se dispersan bien en la turbia y se adsorben rápidamente se agregan poco antes de la flotación. En una turbia bien agitada y adecuadamente aireada no hay problema para que los granos recubiertos con un colector se adhieran a las burbujas en forma instantánea, siempre que estén completamente liberadas y sean de un tamaño de grano adecuado. En primera instancia van a flotar los granos que son: 1) los más hidrofobados, 2) mejor liberados y 3) de un tamaño adecuado. Una vez que estos flotan, empiezan a flotar los menos hidrofóbicos, menos liberados y de mayor tamaño. En la Fig. 3.2 se tiene la relación que existe entre la recuperación y el tamaño de grano en función del tiempo. La flotación se efectúa normalmente hasta el punto en que el producto de concentración de la última celda sea de ley un poco más alta que la ley del material de alimentación. Flotar más allá de este punto significa diluir innecesariamente el concentrado. En algunos casos, cuando las condiciones económicas lo requieren, la flotación se termina todavía antes de obtener una alta ley del producto flotante.

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El tiempo necesario para el proceso de flotación varía normalmente entre 5 – 30 minutos, siendo 8-10 minutos el tiempo promedio. El tiempo de flotación depende también de la naturaleza del mineral. Los minerales oxidados se recuperan mucho más lentamente que los sulfuros y los metales nativos flotan más rápidamente que éstos.

Fig. 3.2. - Recuperación y Tamaño de Grano en función del tiempo en la flotación 3.2.7. - OTRAS VARIABLE DE IMPORTANCIA Se puede indicar; la carga recirculante en los circuitos de molienda y flotación, calidad y cantidad de los reactivos adicionados, orden de su alimentación, temperatura de la turbia, pH, aireación, altura de la espuma, etc. En los circuitos de molienda (proceso previo a la flotación) es de particular importancia la determinación de la carga recirculante que entre otras cosas sirve para la selección del equipo y el cálculo de la eficiencia de la molienda. La Fig. 3.3 muestra un típico circuito cerrado de molienda. Agua C

A

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D R

Agua

Fig. 3.3. - Circuito cerrado de molienda típico Donde:

A es el material de alimentación en t R es el rebalse del clasificador (material fino) en t C es la carga recirculante (material grueso) en t D = A + C es la descarga del molino en t.

Considerando que Dr, Dd y Dc son, respectivamente, la dilución del rebalse, de la descarga del molino y de las arenas del clasificador, se tiene que el balance de dilución será: A (Dr – Dd) = C (Dd – Dc)

De donde: C

Dr - Dd ------ = ----------------- 100 A Dd - Dc

en %

Con ayuda de esta igualdad es fácil calcular la carga recirculante. Si se quiere determinar el tonelaje total de la carga recirculante, hay que multiplicar este porcentaje por el tonelaje de la alimentación. Otra forma de calcular la carga recirculante con mayor precisión, es en base del análisis de tamiz de los productos en cuestión (descarga del molino, rebalse del clasificador y arenas del clasificador). La cantidad de arena de un tamaño menor que el rebalse del clasificador, que sale del molino, es igual a la cantidad de arena que es devuelta por el clasificador al molino, de modo que: A(d – r) = D(c – d)

y

D

d-r ----- = ------------A c–d

Donde: d, r y c es el porcentaje acumulado del paso o del rechazo para los productos en relación con un cierto tamaño de grano. Como se tiene varias fracciones de tamaños de grano, para cada una de ellas se puede hacer el cálculo de la carga recirculante, de esta forma se puede verificar los cálculos. En realidad ésta es la gran ventaja del método, pues permite un buen control del resultado. Los mejores se obtienen al considerar los tamaños 35

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intermedios. Los cálculos para las fracciones de tamaño de grano en los extremos de la tabla pueden ser algo diferentes debido a posibles errores en el muestreo y tamizaje. Sobre las características físicas y químicas de los reactivos de flotación, vale la pena señalar que en algunas operaciones es de vital importancia el orden de su adición. Por ejemplo: en la flotación selectiva donde se quieren activar y/o depresar ciertos minerales, es natural que primero se añadan los reactivos modificadores y luego el colector. Si un espumante produce una espuma muy estable y abundante, es natural que este reactivo se adicione después del acondicionamiento de los modificadores y el colector. Esto variará de un caso a otro, pues en ciertas oportunidades el orden de adición no es decisivo, todo depende del modo de adsorción de los reactivos en cuestión. Los reactivos de flotación se agregan generalmente en las siguientes cantidades: colectores para la flotación de sulfuros 25-100 g/t, para la flotación de no metálicos hasta 1500 g/t, espumantes entre 5-250 g/t; modificadores de algunos gramos hasta varios kilogramos por tonelada. La optimización del régimen de reactivos es muy importante para el éxito de la planta industrial, pues influye no solamente en los resultados metalúrgicos, sino que también en los costos del proceso, siendo éste un ítem de bastante importancia. En cuanto a la temperatura se ha demostrado su importancia sólo en algunas operaciones, como por ejemplo en la flotación de los minerales de zinc. Es evidente que tiene relación con la velocidad de adsorción de los reactivos y la dinámica de la flotación. Sin embargo, el precalentamiento de las turbias es una práctica ya casi abandonada. Como se ve, es importante determinar la dosificación óptima de los reactivos para un cierto circuito; estudiar su comportamiento en relación con el tiempo de acondicionamiento y verificar las influencias provenientes de las cargas recirculantes. Como se puede suponer, la carga recirculante de un molino no es solamente un factor importante de acondicionamiento, sino también de retorno de los reactivos, pues en los circuitos de molienda secundaria circulan los productos medios recuperados en las celdas de limpieza que llevan consigo considerables cantidades de reactivos. En algunos casos, cuando se tiene minerales muy flotables y difíciles problemas de selectividad, se usan dosis pequeñísimas para reducir al mínimo la flotación de acompañantes no deseados. 3.3.- CINETICA DE LA FLOTACIÓN Los subtítulos anteriores discuten el mecanismo de la flotación, en esta parte se expondrán los conceptos cinéticos que dan una idea sobre problemas tan importantes como la velocidad y selectividad con que flotan las partículas minerales, secuencia en su flotación, etc. Entre los problemas más importantes de la cinética de la flotación se encuentra el de la definición de velocidad de flotación, o sea, la recuperación de especies minerales en la espuma en relación con el tiempo. Taggart muchos años atrás preparó gráficos que relacionaban la recuperación con el tiempo. Sin embargo, la primera consideración teórica del problema corresponde al chileno Humberto García Zuñiga, quién en 1935 dedujo que la recuperación en el proceso de flotación es una función exponencial del tiempo. 36

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Posteriormente Beloglazov llegó a conclusiones similares e hizo un análisis detallado del problema que vamos a discutir enseguida:

Supongamos que: n N F t

es el número inicial de partículas disponibles para la flotación es el número de burbujas introducidas en la pulpa en la unidad de tiempo es la fuerza promedio con que las partículas minerales se adhieren a las burbujas es el tiempo de flotación.

Supongamos ahora, que dentro del tiempo t desde el principio de la flotación flotó en el concentrado x partículas de una cantidad inicial n. Si el número de burbujas introducidas durante la unidad de tiempo N, se mantuvo constante y si la fuerza media F con que las partículas se asocian con las burbujas también se mantuvo constante, entonces dentro del tiempo dt flotaron en el concentrado dx partículas. Como durante el tiempo dt a través de la pulpa que contiene (n – x) partículas, pasan Ndt burbujas, entonces el numero de asociaciones exitosas entre burbujas y partículas tienen que ser proporcionales a N(n – x)dt. De aquí que el número de partículas flotadas en el concentrado en la unidad de tiempo es: dx = K N F (n – x) dt

(1)

Siendo F la fuerza media que une las partículas con las burbujas y K una constante que reúne las características de la máquina de flotación. La ecuación diferencial (1) describe el proceso de flotación sin considerar los detalles de su mecanismo. La integración de esta ecuación es posible solo cuando N y F son funciones del tiempo, lo que es posible aceptar. Entonces: dx -------------- = K n–x n ln ------------ = K n-x

N F dt

N F dt

(2)

Dividiendo el miembro de la izquierda por n y sabiendo que x/n es R, la recuperación , resulta que: 1 ln ------------ = K 1–R

N F dt

(3)

Como durante un experimento N y F son constantes, la ecuación (3) toma la forma: 37

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1 ln ----------------- = K1 t 1–R

(4)

K1 es evidentemente una constante específica para todo mineral. La ecuación (4) se puede expresar también en forma exponencial: R = 1 – e k1t

(5)

Las ecuaciones (4) y (5) explican lo mismo que formuló García Zuñiga, que la recuperación por flotación es una función exponencial del tiempo. Esto significa, que anotando nuestras experiencias de flotación en diagramas Recuperación – Tiempo, en un caso normal, tendremos curvas logarítmicas, como lo demuestra la Fig. 3.4a. El trabajo con curvas logarítmicas no es cómodo, particularmente en la parte avanzada de la flotación o hacia el fin de la misma, pues los incrementos de recuperación con el tiempo son muy bajos y dificultan las comparaciones necesarias. Y estos son precisamente los lugares que principalmente interesan en la flotación, pues en ellos se efectúa la lucha decisiva por obtener una mejor recuperación.

Fig. 3.4.- Gráficas tiempo de flotación vs recuperación en la flotación Este problema, como lo propuso Beloglazov, se puede resolver cómodamente basándose en coordenadas semi-logarítmicas, donde la ordenada es log 1/(1 – R) y la abscisa el tiempo. De este modo, la curva de la Fig. 3.4a, toma el aspecto de la curva 3.4b. La importancia práctica de estas curvas reside en el hecho de que un proceso de flotación, que se desarrolla normalmente, en el gráfico b tiene que estar representado por una recta de inclinación variable (1) que depende del carácter del mineral y de la máquina o método de 38

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flotación. Si hay desviaciones de esta recta, éstas significan que el proceso de flotación no se desarrolla normalmente. La curva (2) significa que el proceso de flotación es obstaculizado, mientras que la curva cóncava (3) significa que el proceso es favorecido. Es importante señalar que la ecuación de García Zuñiga no discute las razones que favorecen u obstaculizan el proceso, sino que solamente lo cuantifica. Es el objetivo de un estudio posterior determinar si la obstaculización del proceso se produjo por falta de liberación de los minerales, presencia de lamas finas, falta de reactivos, etc. o si el favorecimiento fue causado por activación, cambios de pH u otras razones. 3.4. - DISCUSIÓN DEL PROBLEMA Al tratar de abordar el problema de la velocidad de la flotación podemos ver los siguientes pasos consecutivos en su solución: a) El método empírico, que trata de solucionar el problema en base a los gráficos recuperación – tiempo que se obtienen en forma experimental. b) El método semi-empírico que contempla el análisis de los datos experimentales mediante ecuaciones diferenciales tal como lo hicieron García y Beloglazov. En forma definitiva la idea de García se puede expresar mediante la ecuación diferencial: dR -------- = K N F (1 – R) dt

(6)

Esta ecuación hace posibles comparaciones y analogías con las reacciones químicas. En realidad, una serie de investigadores consideraron la flotación como una reacción química de primer orden. En forma experimental, con flotaciones unitarias, esto se ha podido comprobar en varias oportunidades. Sin embargo, hay desviaciones (8, 9, 10) que afirman que la expresión más completa para el proceso de flotación sería una ecuación diferencial: dR --------- = K N F (1 – R)n dt

(7)

Donde n sería una cantidad variable, pero fija para cada caso particular. La mayoría de los autores concuerdan en que n varía entre 1 y 2, pero hay otros que afirman que puede llegar hasta 6. Este problema todavía se encuentra en discusión y se puede considerar como la tercera etapa en desarrollo, que tiende a establecer la analogía entre el proceso de flotación y las reacciones químicas.

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CAPITULO IV REACTIVOS DE FLOTACIÓN 4.1.- IMPORTANCIA DE LOS REACTIVOS Son el componente y la variable más importante del proceso debido a que la flotación no se puede realizar sin ellos. El número de materias de alta flotabilidad es tan restringido (grafito, talco, azufre y unos pocos más) y su importancia relativa tan limitada que no es posible afirmar que la flotación contemporánea se pueda efectuar sin ellos. Por otra parte hay que recordar que la flotación no se puede realizar sin espumantes o modificadores del medio. De este modo queda establecido que los reactivos de flotación son absolutamente necesarios para cualquier flotación. Siendo un elemento tan indispensable en el proceso, los reactivos de flotación lo influyen además con una extraordinaria sensibilidad. No solamente influye el tipo de reactivo que se agrega sino que también toda la combinación de reactivos (fórmula de flotación), su cantidad relativa y absoluta, punto y método de adición y múltiples otros factores que a veces escapan a una definición precisa. Es conveniente destacar la complejidad del problema que representa la selección de una fórmula apropiada de flotación. Como se sabe, la adsorción de reactivos se basa en un equilibrio de iones de la pulpa que determina los potenciales cinético, electroquímico y la hidratación de las partículas minerales. Este equilibrio es difícil de controlar o prever, tomando en consideración que aparte de los reactivos introducidos concientemente en la pulpa, hay una considerable variedad de iones provenientes de las impurezas que trae el mineral mismo y de las aguas industriales. 4.2.- CLASIFICACIÓN DE LOS REACTIVOS Se clasifican en tres grupos principales: a) Colectores, cuya función principal es proporcionar propiedades hidrofóbicas a las superficies de los minerales. Hay una gran variedad de colectores a emplearse y se determina el más conveniente de acuerdo a los minerales a flotar b) Modificadores, que sirven para regular las condiciones de funcionamiento de los colectores y aumentar su sensibilidad y selectividad. c) Espumantes, que sirven para la formación de una espuma estable, de tamaño de burbujas apropiado para llevar los minerales al concentrado. 4.3.- COLECTORES

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Los colectores son compuestos orgánicos de carácter heteropolar. Su grupo polar es la parte activa que los une a la superficie de un mineral en base a un mecanismo de adsorción (química o física). La interpretación de este fenómeno contempla la eliminación de una parte de la capa hidratada con formación de un contacto trifásico entre el aire, agua y mineral: las interfases sólido-líquido y líquido-gas son de gran importancia en la formación de un contacto estable, y es precisamente la función de un colector el influirlas en la dirección deseada. La adsorción de un colector sobre la superficie de un mineral es favorecida por un bajo potencial electrocinético y una vez que se efectúa, disminuye en forma notable la capa hidratada del mineral, creando las condiciones favorables para su unión con las burbujas de aire. 4.3.1. - CLASIFICACIÓN DE LOS COLECTORES De acuerdo a su ionización se clasifican en: · · ·

Colectores aniónicos Colectores catiónicos Colectores no-iónicos

Los colectores aniónicos son los más empleados en la flotación y pueden a su vez subdividirse en dos tipos en función de su grupo polar en sulfhidrílicos y oxidrílicos. Esta clasificación concuerda en amplio grado con su aplicación, es decir, los primeros resultan adecuados para minerales sulfurosos y los segundos para minerales no sulfurosos. Forman parte de los colectores sulfhidrílicos todas las substancias que tienen como mínimo un átomo de azufre en la parte polar. Mientras que los colectores oxidrílicos poseen como mínimo un átomo de oxigeno en su grupo polar. En otras palabras, en los primeros el catión está unido a un átomo de azufre en los segundos asume ese papel el átomo de oxígeno. El esquema siguiente muestra la clasificación mencionada. CLASIFICACIÓN (De acuerdo a su ionización) Aniónicos SULFHIDRILICOS

OXIDRILICOS

Xantatos Ditiofosfatos Ditiocarbamatos Mercaptanos Dixantogenatos

Carboxilatos Sulfonatos Alquilsulfatos

Catiónicos GRUPO DE LAS AMINAS

Acetato de aminas grasas Acetato de amina grasa de coco Acetato de amina grasa esteárica hidrogenada Acetato de oleiamina

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No-Iónicos ACEITES POLARES

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4.3.1.1. - COLECTORES ANIÓNICOS a) COLECTORES ANIÓNICOS SULFHIDRÍLICOS Xantatos Son sales del ácido ditio carbónico. Se obtienen de la reacción del CS2 un alcohol alifático ROH y una base NaOH o KOH: Su formula estructural es:

S  RO – C – S- - M+

R largo de la cadena (radical alquil) M metal alcalino Compuesto orgánico heteropolar, en que R es un hidrocarburo alquílico apolar que imparte hacia el agua la propiedad hidrofóbica. La parte polar es aniónica y es la que reacciona con la superficie del mineral absorbiéndose en ella. Su poder colector depende del largo de la cadena del hidrocarburo, ésta varía entre 2 y 6 átomos de carbono, el cual se lo da el alcohol empleado en su fabricación (Etil-Hexil). Actúan en un medio alcalino, pues en un medio ácido se descomponen. Ditiofosfatos

Son sales del ácido ditio fosfórico. Productos de la reacción del P2S5 con alcoholes alquílicos y amílicos.

S R-O

 42

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P – S- - M+ R-O

Se conocieron con el nombre de aerofloat, son sales más solubles que los xantatos y de menor poder colector. Ditiocarbamatos Son productos de la reacción de las aminas con CS 2 y un hidróxido de Na o K. Su fórmula estructural es: S R

 N – C –S- - Na+

R Tioles mercaptanos Estos colectores pertenecen más bien al grupo de los sulfuros orgánicos. Son llamados también como alcoholes azufrados. Su formula estructural es: RS- - H+

Los mercaptanos de hidrocarburos de cadena larga, son poco solubles en agua. Buenos colectores para la flotación selectiva de sulfuros de Cu y Zn, además para sulfuros parcialmente oxidados. Dixantogenatos Son colectores obtenidos por la oxidación de los xantatos, son poco solubles en agua, por lo que requieren mayor acondicionamiento. Fórmula estructural:

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S

S





RO – C – S – C - OR

b) COLECTORES ANIÓNICOS OXIDRÍLICOS Se agrupan en esta categoría los siguientes tipos de colectores:    

Carboxilatos (ácidos grasos) Sulfonatos Alquil sulfatos Ciertos agentes quelantes

Carboxilatos Los carboxilatos (ácidos grasos y sales RCOO- Na+) tienen la fórmula general R – COOH y pueden ser usados en forma de sales de metales alcalinos, R– COOM los que se conocen con el nombre de jabones. Su fórmula estructural es:

O  R – C – O- Na+

El radical de la cadena alquílica R puede ser un hidrocarburo saturado o no saturado, de longitud de cadena variable. En la práctica los buenos colectores tienen una cadena del hidrocarburo que varía entre 8 y 12 átomos de carbono como mínimo y entre 18 y 20 como máximo. Los ácidos grasos y sus sales son usados generalmente como colectores en la flotación de minerales no sulfurados, tales como fosfatos, fluorita, feldespato, carbonatos, óxidos de Fe y Mn, etc. Los ácidos grasos se disocian en un ion carboxilato aniónico. Su fórmula estructural es: RCOOH (acuosos)  RCOOH= + H+ 44

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Son ácidos débiles cuya constante de disociación es del orden de 4,7  0,5. se dispone de una variedad de compuestos de diferentes pesos moleculares y configuraciones. La cadena del radical apolar es un hidrocarburo de cadena abierta saturada alquílica. Algunos ácidos grasos conocidos son: Ácido cáprico Ácido laúrico Ácido palmítico Ácido esteárico

C9H19 – COOH C11H23 – COOH C13H31 – COOH C17H35 – COOH

Sulfonatos

Son reactivos obtenidos de la sulfonación de ácidos grasos con ácido sulfúrico, pueden ser líquidos y se emplean en cantidades de 250 a 1500 g/t, se preparan soluciones de 5 al 30%. Su formula estructural es:

O  R–S–O  O

RSO-3 Na+

Na+

Se alimentan en el acondicionamiento o en el circuito de flotación. El efecto colector mejora con el largo de cadena, C14 – C17 da excelentes resultados. Se caracterizan por su propiedad humectante y sirven como colectores para minerales no-sulfurados, especialmente óxidos de Fe. También se pueden flotar silicatos como la garnierita, cromita, kainita en turbias ácidas; mientras que baritina en turbias alcalinas. Es también posible flotar menas carbonatadas de Cu.

Alquilsulfatos

Son electrolitos fuertes, solubles y muy sensibles a la carga de las superficies minerales. Una característica es que son espumantes fuertes y en presencia de granos finos forman espumas muy consistentes, por cuyo motivo su empleo se reduce considerablemente.

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Su formula estructural es:

O  R–O-S–O  O

RSO-4 Na+

Na+

El efecto colector aumenta con el largo de cadena. Alquil sulfatos con C 16 – C18 son colectores muy selectivos para la flotación de fluorita de menas que contienen además baritina y calcita. Se puede utilizar como colectores para todos los minerales oxidados de Fe, menas de Ti y Sn (en pH ácido – ligeramente alcalino), se flotan silicatos como el zircón, berilo, distena y arenas cuarcíferas. 4.3.1.2. - COLECTORES CATIÓNICOS Caracterizado por el único grupo de las aminas, derivadas del amonio, NH 4OH, en que los átomos de H son reemplazados por radicales hidrocarburos alquílicos y arílicos. Su fórmula estructural es:

R R–N–R

+ + OH -

R

De acuerdo al número de H reemplazados por radical hidrocarburos forman las aminas primarias, secundarias, terciarias o cuaternarias, siendo las aminas primarias las más empleadas en la flotación de colectores. Las aminas se presentan en dos formas:  

Como aminas originales y como Sales de aminas, acetatos de aminas o cloruros de aminas.

Las aminas originales no son solubles en agua, por lo que son empleadas como sales, las que son solubles. La gran aplicación de las aminas es en la flotación de minerales no-metálicos, especialmente en la flotación de sales potásicas, cuarzo, feldespatos, micas y otros silicatos. 46

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Necesarias para la selectividad son tanto los activadores como los depresores. Se emplean en cantidades de 50 – 250 g/t y normalmente se preparan en soluciones del 5 – 10%. Se adicionan en los acondicionadores o en los circuitos de flotación. Las aminas más empleadas en la flotación como colectores catiónicos son las aminas grasas primarias del siguiente tipo: R – NH2   R – NH3 + CH3 COO Se conocen:     

Acetato de aminas grasas Acetato de amina grasa de coco Acetato de amina grasa esteárica Acetato de amina grasa esteárica hidrogenada Acetato de oleiamina.

Estas derivan de los ácidos grasos que se encuentran en forma natural, formando mezclas de hidrocarburos. 4.3.1.3.- COLECTORES NO-IONICOS Pertenecen a los colectores denominados sustancias accesorias o secundarias y no se sabe exactamente hasta que punto estos pueden absorberse sobre las superficies minerales y producir el efecto de hidrofobación. Se puede considerar que las moléculas no iónicas o moléculas no disociadas activas superficialmente se pueden absorber en las superficies de mineral polares por enlaces de puentes de hidrogeno en capas fuertemente hidratadas adheridas, en el caso de que este presente en el grupo polar un elemento fuertemente electronegativo. Entre los colectores no polares son apropiados los hidrocarburos líquidos, los mismos que deben consistir sólo de carbón e hidrogeno, ya que otros átomos poseen carácter polar. Los aceites se fijan sobre superficies naturales hidrófobas, p.e. azufre, molibdenita, hulla y sobre superficies minerales ya hidrofobadas previamente con un colector primario. Además, de los aceites apolares, se dispone de sustancias no-iónicas de naturaleza polarapolar que en mezclas con colectores oxidrílicos y con aminas, resultan de interés para la flotación. Su acción consiste, por una parte, en aumentar el grado de dispersión de las partículas en la pulpa a flotar, lo cual es muy importante en pulpas lamosas, y por otra parte en servir como emulgentes para ácidos grasos insolubles en agua. Ambos efectos contribuyen a mejorar la selectividad. 47

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Tanto los alcoholes, pero más los aceites son insolubles en agua y se adicionan comúnmente en forma de emulsiones. El consumo varía desde 100 g/t hasta algunos kg/t.

4.4.- MECANISMO DE COLECCIÓN

En esta parte del texto nos referiremos al modo de fijación del colector sobre las superficies minerales. Una serie de problemas tales como: cuál es la orientación del colector en la superficie del mineral; cuál es el grosor de su capa; cuál es el mecanismo de su fijación sobre la superficie del mineral y, por fin, cuál es el tiempo necesario para que esta fijación se efectúe, han sido desde hace tiempo objeto de discusiones científicas, de las cuales han surgido distintas hipótesis, a veces confirmadas experimentalmente. 4.4.1.- ORIENTACIÓN DEL COLECTOR

El punto menos discutido y más claro es el mecanismo de fijación del colector es el problema de su orientación. En este sentido son posibles dos alternativas: que el colector este orientado con su parte hidrocarbúrica hacia la superficie del mineral y con su parte polar orientada hacia el agua, o bien, que el colector este orientado con la parte hidrofóbica hacia el agua y con su parte polar hacia el mineral. La primera alternativa es contraria a toda lógica y a nuestros conceptos sobre la flotación: las partículas cubiertas con colector, en ese caso serían hidrofílicas y no se podría explicar cuál es la manera de fijación del colector sobre el mineral. Además existe una base experimental con los colectores no iónicos, recién señalados que confirma la imposibilidad de que se fijen cadenas de hidrocarburos sobre superficies de los minerales en forma independiente. De este modo, se puede afirmar con bastante seguridad que el colector esta orientado con su grupo hidrofóbico hacia el agua. En este problema hay un detalle adicional que es el de si este grupo hidrofóbico está orientado perpendicularmente a la superficie del mineral o si más bien yace sobre la superficie protegiéndola de mejor modo que en el caso anterior. Como lo veremos más tarde, en condiciones normales de trabajo la cantidad de colector agregada para que un mineral sea flotable en forma satisfactoria, no es más que una fracción de la cantidad necesaria para cubrir la superficie del mineral con una película monomolecular. En otras palabras, en muchas oportunidades, se necesita sólo un 5, 10, 15% o algo más del colector que teóricamente recubriría la superficie de los minerales flotables con una película monomolecular, para que se efectúe una recuperación con una eficiencia de 90 a 95%.

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Se ha dado otro tipo de explicaciones a este fenómeno y una de ellas radica en la posibilidad de que el colector se afirme sobre la superficie del mineral no en forma perpendicular, sino más bien en forma inclinada cubriendo de este modo una mayor parte de la superficie. Por ejemplo, estudios hechos con un sistema de cuarzo cubierto con un colector aniónico indican que en el caso de una posición vertical del colector, la superficie cubierta por él, sería de un 5%, mientras que en forma reclinada, la superficie hidrofobizada alcanzaría a un 21%. Aumentando la cantidad de colector, será lógico suponer que la posición del mismo cambiará en el sentido de hacerse cada vez más vertical. 4.4.2. - TEORÍA QUÍMICA DE LA FIJACIÓN

Todavía no existe una opinión uniforme sobre el mecanismo de la fijación del colector sobre la superficie mineral. En este sentido, hay dos teorías, una química que atribuye la fijación del colector a un mecanismo de intercambio iónico y otra física, de adsorción, que explica la fijación de los colectores sobre las superficie minerales en base a un mecanismo molecular más bien que iónico.

Como fundadores de la primera teoría se pueden considerar a Taggart con sus colaboradores, quienes después de sus conocidos experimentos con galena y xantatos, afirmaron que los colectores que se disuelven en agua reaccionan químicamente con las superficies minerales formando compuestos insolubles que se depositan en ellas hidrofobizándolas y haciéndolas susceptibles a la flotación. Taggart y sus colaboradores afirmaron que los colectores reaccionan en la pulpa de minerales del mismo modo como reaccionaría cualquier reactivo químico disociado en el agua y puesto en contacto con otro reactivo soluble.

Las observaciones de Taggart se basaban en el hecho de que la galena pura en contacto con el agua tenía un ángulo de contacto de 0º y que por consiguiente, no era flotable. Solamente al agregar una cierta cantidad de colector que fue etil-xantato potásico y al acondicionar la mezcla durante un cierto tiempo, se aumentaba el ángulo de contacto a 60º y la galena quedaba flotable.

Al analizar el concentrado y los relaves que quedaban después de la flotación, se pudo establecer que la parte aniónica del etil xantato potásico en su mayor parte (95%) fue adsorbida por el concentrado, mientras que la mayor parte (también 95 %) del ión potasio quedó en el relave. Al tratar de ubicar nuevos productos en la pulpa, se pudo establecer que la fijación del xantato fue acompañada en forma estequiométrica por una producción de iones, sulfato, carbonato y sulfito. Esto indicaría que el mecanismo de reemplazo del anión de la red cristalina de la galena, que en este caso es azufre bivalente, por el anión del xantato, no se efectuaría a través de una acción directa del xantato sobre el sulfuro, sino que en el primer lugar la superficie de la galena tendría que ser parcialmente oxidada para transformar una parte del azufre bivalente en sulfato y sulfito y, en seguida, los últimos serian reemplazados por el anión xantato. 49

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Estas observaciones fueron confirmadas experimentalmente en el sentido de que la galena pura, inoxidada parcialmente, no flota. La explicación lógica que dio Taggart es que la galena pura no puede reaccionar con los xantatos, porque el sulfuro de plomo es muy poco soluble e inactivo en reacciones con ellos. Al oxidar la superficie de la galena se forman aniones más activos y más solubles en agua que el sulfuro bivalente y a través de estos nuevos aniones, se produce un intercambio iónico entre la galena y los xantatos con formación de la película insoluble de xantato de plomo según la reacción general: AXGalena + K+ + X  Galena + K+ + Adonde: AK+ X-

es el nuevo anión formado (sulfato o sulfito) es el catión potasio y es el anión xantato

La teoría química de Taggart explica en forma bastante lógica el comportamiento y la selectividad de los colectores. Como el fenómeno de colección está acompañado por la formación de una capa insoluble entre el anión del colector y el catión del mineral, o viceversa, es necesario que el producto de solubilidad de esta nueva sustancia sea sobrepasado para que el precipitado se pueda formar. De este modo es más probable la flotación exitosa de un mineral con un colector cuyo producto de solubilidad de iones en cuestión es bajo, o sea, cuando ellos forman un producto poco soluble. Según esta fundamentación teórica, está claro por qué los xantatos flotan los minerales de metales no ferrosos y no flotan los minerales de metales alcalinos o alcalinoterreos. En el primer caso, los xantatos forman sales poco solubles y en el último las sales son poco solubles en agua. De un modo semejante se puede explicar la poca selectividad de los ácidos grasos: con cualquier ión metálico forman sales insolubles – jabones. Es evidente que de acuerdo con la teoría de Taggart, aparte de la solubilidad del producto de reacción entre el colector y el mineral, de gran importancia es también la solubilidad del colector mismo y del mineral en cuestión, pues la solubilidad de ellos es la condición que permite poner en contacto los iones. De este modo, teniendo un colector fijo y soluble en agua, la flotabilidad de un mineral dependerá de su solubilidad. Por ejemplo, flotando dos sales tales como NaCl y KCl con cualquier ácido graso, podemos afirmar que el NaCl siempre flotará mejor que el KCl por su mayor solubilidad en el agua. Naturalmente estas flotaciones tienen que efectuarse en sus soluciones saturadas para evitar la disolución completa de las sales. Otro ejemplo sería la flotabilidad de la schelita, fluorita y calcita con el ácido oleíco. La más soluble de las tres sales es la schelita y la menos soluble es la calcita. La flotabilidad de los tres minerales en orden decreciente es luego schelita, fluorita y calcita.

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Un estudio detallado de la teoría de Taggart, sin embargo, indica que en la mayoría de los casos los colectores efectúan la flotación de los minerales cuando están presentes en concentraciones que no sobrepasan el producto de solubilidad con los iones del mineral. Esta observación dejaba en duda la formación del precipitado sólido de colector sobre la superficie del mineral. Para salir de esta dificultad, se postuló que la solubilidad de los productos de reacción que se forman en la superficie del mineral, es distinta a la solubilidad del mismo producto en el agua. O sea, es necesaria mucho menor concentración de los componentes para formar un precipitado en el agua. Este punto débil de la teoría química de la fijación del colector, fue motivo de ataque para los partidarios de la teoría física de adsorción que consideran esta fijación del colector que no se puede explicar químicamente, un manifiesto fenómeno de adsorción física. 4.4.3. - TEORÍA FÍSICA DE LA ADSORCIÓN La teoría química de la fijación del colector, involuntariamente hace ciertas suposiciones que en realidad no son ni claras ni definidas. Por ejemplo, se supone que todos los productos de la reacción provienen de las superficies de los minerales y que todas las reacciones se producen en las superficies mismas. Por consiguiente, los balances estequiométricos consideran todo el colector secuestrado como producto fijado en la superficie y no suponen la posibilidad de que parte del mineral disuelto pueda reaccionar en el agua con el colector y que el producto de la reacción posteriormente se fije sobre las superficies minerales en forma distinta al intercambio iónico, por ejemplo, por adsorción física. Este tipo de observaciones toma un mayor significado cuando se consideran cosas tales como la flotación de sulfuros de fierro con xantatos, que como es sabido, no reaccionan entre sí. En otros casos, tales como en la aplicación de colectores catiónicos, se ha establecido que las reacciones entre el mineral y el colector son reversibles, lo que indica la mayor posibilidad de una adsorción física que de una reacción química. Finalmente, en varias oportunidades se ha observado que la fijación del colector no va acompañado por una producción de otros iones en la solución. Esto hace pensar que o no hay una reacción química o que los productos de la reacción son adsorbidos. En la Fig. 14, podemos observar la interpretación que ha dado Hitosi Hogihara a la adsorción del xantato butílico por la galena.

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Fig. 14. - Adsorción del xantato butílico por la galena Según esta interpretación, el xantato es adsorbido molecularmente sobre la superficie de la galena después de la hidrólisis de su sal, o sea, en forma de ácido xántico. Cook y Nixon atribuían la reducida flotabilidad de la galena en un circuito de elevada alcalinidad, precisamente, a la posibilidad cada vez menor de hidrólisis y formación de ácido xántico en una pulpa alcalina. En general, los partidarios de la teoría física de la adsorción consideran que los minerales con cristales de estructura atómica favorecen la adsorción física y los minerales con estructura iónica favorecen la fijación por intercambio iónico. En este último caso el potencial de la superficie del mineral no influirá la reacción, pues ella se desarrollará según la afinidad de los iones para la formación del nuevo compuesto. Sin embargo, en el caso de una adsorción física, el potencial de la superficie es de gran importancia, pues como ya hemos mencionado, la adsorción será más activa cuando este potencial es igual a cero. Una contribución interesante al estudio del mecanismo de colección hicieron Hassialis y Myers, quienes trataron de determinar la movilidad del colector sobre la superficie del mineral. Prepararon con minerales briquetas y cubrieron algunas de ellas con xantatos marcados por isótopos. Al colocar una briqueta con xantato al lado de otra sin él en una solución de agua, los xantatos migraron de una briqueta hacia la otra si ellas se encontraban en contacto directo. Si estaban separadas por agua, la migración no se producía. Esto significa que 1) los compuestos adsorbidos se mueven sobre la superficie del mineral tratando de recubrirlo en forma pareja y 2) este movimiento esta limitado sólo a la superficie del mineral sin disolución en agua y posterior re-adsorción. Como hemos podido ver en los párrafos anteriores, los reactivos característicos para la flotación son los colectores, porque a éstos se atribuye el efecto hidrófobo en las superficies del mineral, lo que es necesario para la adhesión de las burbujas de gas. Los colectores son compuestos orgánicos cuyo tamaño y estructura de la molécula tiene que corresponder a ciertas exigencias para que las moléculas se adsorban orientadamente en la superficie mineral. Hay muchos compuestos que en principio cumplen con esas condiciones, en la práctica solamente se aplican algunos de ellos. Considerando los aspectos técnico y económicos se eligen los más aptos. ¿Cómo actúa el colector? Para hidrofobar la superficie del mineral la molécula o ión del colector tiene que poseer el respectivo grupo que produzca ese efecto. Para eso se toma exclusivamente el grupo de hidrocarburo, es decir grupos con un carácter no polar. La estructura de este es importante, así se prefieren grupos de hidrocarburos saturados y de cadena recta. El grupo no polar tiene propiedades agua repelentes muy marcadas. 52

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Sobre una superficie mineral polar y por consiguiente hidrófila, se adsorben solamente moléculas de un colector si éste dispone de un grupo (eventualmente también de varios) también polar(es) que pueda(n) entrar en interacción con la superficie mineral (adsorción física y/o química). Además ese grupo es responsable para la solubilidad conveniente del colector en la solución acuosa, vale decir este grupo reacciona con el agua. A causa de atracciones químicas, eléctricas o físicas entre los grupos polares y la superficie mineral, el colector se adsorbe orientadamente, dirigiéndose sus grupos no polares a la solución, consiguientemente impartiendo hidrofobicidad a los granos minerales.

Finalmente, podemos indicar que la estructura general de los colectores es la siguiente:

S CH3 – CH2 – O - C S – Na RH NP

GS

M P

Donde: P NP GS RH

parte polar parte no polar grupo solidophilico (parte del colector que sirve de enlace entre el radical hidrocarburo y la superficie del mineral. radical hidrocarburo 53

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M

metal alcalino

4.5.- MODIFICADORES Los agentes modificadores sirven para el control y la modificación del comportamiento normal de los minerales en una operación de flotación. Por conveniencia se pueden clasificar en tres tipos generales y son: a) Agentes activadores b) Agentes depresores c) Agentes reguladores del medio y dispersantes. La selección del propio agente o agentes modificadores se convierte en el primer objetivo de investigación metalúrgica. Se puede considerar que estos modificadores tienen que realizar las tres principales funciones:

1. Variación del pH 2. Cubrimiento y recubrimiento de los granos minerales 3. Precipitación de iones indeseables del agua de planta o impedimento de la formación de tales iones durante el proceso de la molienda y flotación.

Actualmente un solo reactivo efectúa estas tres funciones. La cal hace variar el pH y es generalmente agregada con este propósito. Se sabe también, que el ion de calcio añadido es de gran importancia para la depresión de la pirita. El calcio es adsorbido en la superficie de la pirita y evita la adsorción del colector. Por otra parte, la cal puede actuar como precipitante para los iones metálicos presentes en el agua de planta. En el caso de la cal, esto es probablemente de menor importancia. Sin embargo, con carbonato de sodio la precipitación es de suma importancia, ya que este hace precipitar el calcio. De las diferentes operaciones de flotación, el recubrimiento de los granos minerales para mejorar la selectividad en el proceso de flotación expone la dificultad más grande, debido a los cambios de la mineralogía durante las operaciones industriales o los problemas de desarrollo del flujograma y las combinaciones más apropiadas de reactivos que requieren nuevos minerales. La acción de recubrimiento de los minerales es acompañada por reacciones iónicas o por adsorción física de grandes moléculas, tales como de almidón, dextrina, lignina, etc. Para que sean efectivos estos agentes, deben recubrir selectivamente a un mineral o grupos de minerales y el resultado puede ser de activación o depresión en el mineral, dependiendo de la reacción del colector con el agente adsorbido. En el recubrimiento, se podrá obtener cambios en la superficie del mineral para obtener dispersión o floculación. 4.5.1.- AGENTES ACTIVADORES Los activadores generalmente son compuestos inorgánicos. Todos los iones metálicos pueden ser considerados como activadores y son empleados para efectuar la flotación de 54

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ciertos minerales que normalmente son difíciles o imposibles de flotar si sólo actúa el colector y espumante. La activación de la esfalerita con sulfato de cobre o de la antimonita con nitrato de plomo son buenos ejemplos de activación por recubrimiento, pudiéndose decir, que en este caso el sulfato de cobre o el nitrato de plomo activa la esfalerita o la antimonita respectivamente para ser flotada con un xantato u otro colector sulfhidrílico. Hay colectores que pueden ser usados para la flotación de ciertos minerales sin ser activados por iones metálicos (p. ej. esfalerita puede flotarse con ácido oléico), pero ninguno ha demostrado ser tan económico como la combinación mencionada.

Entre los principales activadores tenemos: Como ya se ha mencionado, el sulfato de cobre, que universalmente se emplea para la activación de la esfalerita, la cual no responderá a la flotación con colectores comunes en ausencia del activador. Se emplea también para la activación de la marmatita, sulfuros de hierro, antimonita, oro nativo, y en algunos casos de la arsenopirita. También es empleado para reactivar minerales, los cuales han sido previamente depresados con cianuros, p. ej. en el caso de la calcopirita, pirita, pirrotina y arsenopirita.

El sulfato de cobre puede ser alimentado en diversas formas. El método preferido es preparar una solución en una concentración conocida y alimentar directamente a los alimentadores de disco u otro tipo de alimentador de reactivos construidos de cobre, acero inoxidable o acero plastificado. También se puede alimentar a través de un rotámetro. En otros casos se puede alimentar el sulfato de cobre en estado sólido directamente a las cintas transportadoras o algún otro tipo de alimentador de tipo seco. Con frecuencia se alimenta al circuito de flotación, colocando los cristales de CuSO 4 en un cajón de madera o en un barril con una base perforada sobre la cual circulará una determinada cantidad de agua para formar así una solución saturada. Para utilizar este último método, se debe tomar en cuenta que la solubilidad del CuSO4 varía con la temperatura. La cantidad de CuSO4 usuales está en el orden de 100-2500 g/t. Las sales de plomo: el nitrato de plomo (PbNO3) y el acetato de plomo Pb(CH3COO son empleadas como activadores para la estibina. Este con frecuencia no responde a la flotación con xantatos previa activación con nitrato o acetato de plomo. Sirve para reactivar la flotación de sulfuros de cobre depresados con cianuro. Sales de plomo se utiliza también como activador de halita cuando ella se flota con ácidos grasos y en presencia de silvina. Finalmente activa la flotación de algunos silicatos y carbonatos cuando éstos se flotan con ácidos grasos como colectores. Normalmente se preparan soluciones 5-10 % para ser empleados en los circuitos de flotación. La dosificación usual fluctúa entre 50-1000 g/t. El disulfuro de sodio se utiliza para la sulfurización de minerales óxidos como ser carbonatos de Pb, Cu y Zn. Para mejor efectividad de este compuesto se debe alimentar en forma continua en la dosificación precisa (soluciones al 5 %, la dosificación varía de 250-2500 g/t). 55

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Una pequeña cantidad en exceso actúa como depresor para muchos minerales sulfurosos. Por lo tanto en la flotación de menas parcialmente oxidadas es práctica común flotar primero los sulfuros y después sulfurizar los minerales carbonatados con Na 2S y después flotarlos con los colectores convencionales, en este caso no es tan crítica la dosificación del Na 2S que si se flotan los sulfuros y carbonatos juntos. El exceso de Na 2S libre o hidrosulfuro de sodio (NaHS) puede ser rápidamente determinado filtrando una muestra de la turbia y añadiendo acetato de Pb al filtrado. Si se torna negro se constata la presencia de Na 2S. Este método de control es una manera fácil de mantener óptima la alimentación del agente sulfurizador. Esto también puede ser logrado automáticamente mediante mediciones del potencial redox de corriente. Si se trabaja en turbias alcalinas el uso del NaHS es recomendable en lugar de Na2S. Otro compuesto de este tipo pero que es un gas es el SH 2 que es un activador para carbonatos de Pb y Cu, actúa en la flotación de óxidos de cobalto y vanadio. La dosificación usual varía desde 100-1000 g/t. Entre los activadores de mica cuando se flota con colectores catiónicos o de cuarzo cuando se flota con colectores aniónicos están las sales de aluminio (sulfato de cloruro) que se preparan en soluciones al 5% y que se emplean en cantidades que fluctúan entre 50-1000 g/t. 4.5.2.- AGENTES DEPRESORES

Pueden ser indistintamente compuestos orgánicos o inorgánicos. Sirven para separar un mineral de otro cuando las propiedades flotativas son muy similares para ambos minerales y cuando se emplea un determinado colector o combinación de colectores. Entre los principales depresores inorgánicos tenemos: Los cianuros alcalinos, que son fuertemente depresores para la esfalerita, sulfuro de hierro (pirita, pirrotina, marcasita, arsenopirita) y para depresar estibina y sulfuros de Ni y Co. Actúa como depresor menos fuerte y si se usa en exceso para los sulfuros de cobre (calcopirita, enargita, tennarita, bornita). Se puede decir que los cianuros depresan la gran mayoría de los sulfuros con excepción de la galena

El tiempo de acondicionamiento de un depresor es también a menudo importante y varía en muchos casos de algunos minutos hasta unas horas, por eso en la flotación selectiva de menas de Pb-Cu, Zn y Pb-Zn es práctica común añadir el cianuro directamente en el molino de bolas ya en forma granular o en solución 10-20 %. Es muy soluble en agua. Cantidades pequeñas como 5 g/t o grandes como 250 g/t se emplean de acuerdo al caso. En muchos otros se añaden en forma conjunta con el ZnSO 4 generalmente en una proporción de dos partes de ZnSO4 por una parte de cianuro alcalino. Otras veces se añade el cianuro en las celdas de limpieza para ayudar la depresión de algún sulfuro.

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Cuando se procesan menas de Cu-Pb-Zn y Pb-Zn que contienen leyes económicas de Au, es preferible trabajar con una mezcla de cianuro y Zn o de un complejo de cianuros de amonio y Zn para evitar la disolución del oro en los circuitos de flotación.

La cal es un depresor para pirita y otros sulfuros de hierro, cobalto y níquel respectivamente, galenas y marmatita y ciertos minerales de cobre si se usa en exceso. Depresa el oro y tiene pequeño efecto sobre los sulfuros de plata. Retarda la sulfurización con Na 2S y la flotación de silicatos con colectores catiónicos respectivamente. Se puede emplear en seco o en su forma líquida como lechada de cal. Las cantidades varían desde algunos gramos hasta algunos kilogramos.

Los cianuros ferrosos y férricos son depresores selectivos para sulfuros de hierro de los sulfuros de Ni y Co. Ayuda en la separación de Cu de la esfalerita y de Cu de la molibdenita. Se utiliza como solución al 5 % en cantidades de 50-1000 g/t. Los sulfitos alcalinos sirven para depresar los sulfuros de Zn y Fe. La dosificación varía de 250-2000 g/t y más efectivos son los bisulfitos. El gas SO2 también depresa sulfuros de Zn y Fe. En conjunción con cianuros depresa los sulfuros de Cu. Es muy útil en la flotación selectiva de los sulfuros de Cu de la galena. Las dosificaciones usuales varían de 250-5000 g/t. El gas H2S y los sulfuros alcalinos sólidos depresan los sulfuros de Cu-Fe en las separaciones Cu-Mo. Depresan el Au así como los sulfuros y cloruros de Ag. Para los primeros la dosificación usual varía desde 100-1000 g/t y para los segundos que se preparan en soluciones al 5% la cantidad fluctúa entre 250-2500 g/t. Ya se ha mencionado el sulfato de zinc para la depresión de sulfuros de Zn. Generalmente se emplean soluciones al 10 % y en cantidades de 50-1500 g/t. Depresores fuertes para galena son compuestos de Cr (ácido crómico y dicromatos), que permiten la separación de los sulfuros de Cu y Zn. En exceso depresa también los sulfuros de Cu y de Fe. Otros empleos de los cromatos y dicromatos son la depresión de calcita y fluorita. Se preparan soluciones al 10 % y las cantidades usuales de empleo son de 100-2500 g/t. A este grupo de agentes depresores pertenece el ácido sulfúrico que sirve para la depresión del cuarzo. Se emplea en forma diluida en concentraciones al 10 % y en cantidades de 2502500 g/t. El ácido fluorhídrico sirve también para la depresión de cuarzo en la flotación de feldespatos con colectores catiónicos y para depresar la mica. Por ser ambos ácidos muy fuertes se los debe manejar con mucho cuidado, especialmente este último que ataca al vidrio; se lo emplea directamente sin diluir en concentraciones de 250-2000 g/t. Entre otros depresores se pueden mencionar los manganatos y permanganatos que sirven para la depresión selectiva de pirrotina y pirita cuando se flota la arsenopirita. El Na 2SiO3 es un depresor común de cuarzo y otros silicatos. 57

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Entre los depresores orgánicos más comunes tenemos: El quebracho y el ácido tánico que en cantidades grandes depresan todos los sulfuros, lo propio con el Au y sulfuros de Ag. En la flotación de fluorita y scheelita depresa los minerales carbonatados y los residuos de sulfuros cuando se usan colectores aniónicos grasos. Es un depresor excelente para calcita y dolomita. Se preparan soluciones al 5 % y se emplea cantidades de 50-250 g/t. El almidón también en exceso depresa los sulfuros, especialmente la galena y los sulfuros de Ag. Es un excelente depresor del talco y ganga mineral talcosa. Depresa el carbón. Se emplea como solución al 5 % en concentraciones que fluctúan entre 50-500 g/t. 4.5.3.- AGENTES REGULADORES DEL MEDIO Y DISPERSANTES

La función principal de éstos reactivos es controlar la alcalinidad y acidez en las turbias de flotación. En la mayoría de las operaciones de flotación circuitos alcalinos son usados para el tratamiento de menas sulfurosas como también para otras menas no sulfurosas. En la mayoría de las operaciones de flotación generalmente existe un rango de pH dado en el cual se obtienen resultados óptimos. Por esta razón el control de pH es importante. Los reactivos comúnmente empleados para regular el pH son la cal, carbonatos de sodio, y silicatos alcalinos y el hidróxido de sodio para aumentar la alcalinidad. Acido sulfúrico y algunas veces ácido fluorhídrico para disminuir el pH. Reguladores menos comunes son los agentes controladores de lamas y ganga como el Na2SiO3, NaOH y fosfatos. Todos estos reactivos ayudan a la selectividad al dispersar las lamas y coloides y por lo tanto reduciendo su tendencia a adsorber reactivos y a interferir en la formación de capas de colector sobre las partículas mineralizadas de la mena. La cal es un regulador de pH más común. La cantidad de cal requerida varía considerablemente en dependencia del valor de pH deseado y de la presencia de otros compuestos de la mena que consumen cal. La máxima solubilidad de la cal pura en agua fría es de aproximadamente 1,45 kg de CaO por tonelada de agua (corresponde a 1,4 g/l CaO). La cal comercial tiene contenidos de 50 % o menos hasta 99 %, dependiendo la pureza del origen de la caliza. El método preferido para alimentar la cal es preparando una lechada de cal que contiene cerca del 20 % de cal granulada fina y 80 % de agua en peso. La turbia con granos finos se puede preparar directamente, si los granos son gruesos, éstos deben ser molidos en un molino de bolas que trabaja en circuito cerrado con un clasificador.

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A menudo se alimenta en seco directamente a las cintas transportadoras o a los alimentadores de disco. En muchos casos se adiciona ya directamente en los molinos de bolas. La cal usualmente tiene propiedades floculantes para menas lamosas y donde el carbonato de sodio actúa como dispersante. Es generalmente más barata que éste último y por esta razón se usa para el tratamiento de menas sulfurosas y particularmente de aquellas de Cu y Zn. Como regulador de la alcalinidad, la cal actúa al mismo tiempo como depresor de los sulfuros de Fe como ser pirita, pirrotina, marcasita, así como la arsenopirita, sulfuros de Co y Ni. Generalmente se la aplica en conjunción con los cianuros. El carbonato de sodio es algunas veces usado como regulador de pH en la flotación selectiva de menas de Pb-Zn, aunque en los últimos tiempos ha sido reemplazado por la cal debido a los precios bajos de ésta. En muchos casos se prefiere el carbonato de sodio para el tratamiento de galena y metales nativos, porque la cal tiene tendencia a depresar la galena y oro metálico, y porque se necesita un control más cuidadoso de su adición que con respecto al carbonato de sodio. en algunas operaciones cuando está presente ganga lamosa existe serios problemas usando Na 2CO3 que puede afectar la ley del concentrado y la recuperación. Como es un agente dispersador dificulta el tiempo de filtración y el espesamiento tanto de los concentrados como de las colas. Esto se puede subsanar adicionando floculantes a la turbia antes del espesamiento. Se emplea en forma de soluciones al 10 % o directamente ya sea en la molienda o en el circuito de flotación. Usualmente las cantidades fluctúan entre 250-1500 g/t.

El hidróxido de sodio que es un regulador de pH empleado en la flotación de scheelita y de otros minerales no metálicos, se emplea también como regulador de ganga lamosa. Se emplea como solución al 10 % y en cantidades de 250-2000 g/t. Entre los fosfatos especialmente el pirofosfato tetrasódico se emplea como dispersor en la flotación de menas lamosas especialmente si contienen lamas de óxidos de hierro. Se preparan soluciones de 5-10 % y la dosificación está en el orden de 250-1000 g/t. El ácido sulfúrico no es de uso común en la flotación de sulfuros. Sin embargo existen todavía algunas plantas donde toda la mena o sólo las lamas se acidulan con ácido sulfúrico. En algunas operaciones se lo emplea cuando se quiere obtener concentrados de sulfuros de Fe en pH ácido. Esto es usual cuando se ha flotado primero en medio alcalino otro sulfuro, depresando los sulfuros de Fe. El ácido sulfúrico ha sido incrementado en su uso en la flotación de menas no metálicas y óxidos. Por ejemplo para la flotación de minerales de hierro con ácidos grasos, donde para la etapa de acondicionamiento generalmente se usa el H 2SO4. El H2SO4 (solución al 10 %) puede ser bombeado y alimentado a la flotación por medio de bombas y alimentadores de disco recubiertos por goma, material plástico u otro material especial anticorrosivo. Las concentraciones usuales varían de 250-2500 g/t.

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Otro regulador de pH para el ámbito ácido es el ácido fluorhídrico. El método usual de alimentación y la respectiva dosificación se ha indicado ya líneas arriba. 4.6.- ESPUMANTES Hasta el momento no se ha hecho mención de la función del espumante. Muchos investigadores han reactualizado la idea de que los espumantes actúan conjuntamente con el colector. Otros opinan que la función del espumante es producir más o menos una espuma estable que facilitará la remoción de los granos hidrofobados de la turbia. Se ha probado definitivamente que diferentes espumantes producen cambios en la turbia de flotación además de producir una espuma característica. Este hecho naturalmente ha sido reconocido por muchos operadores quienes están de acuerdo en que los espumantes difieren unos de otros no solamente por el tipo de espuma que producen, sino también por otros aspectos. Ya se ha nombrado y es posible considerar la flotación como un proceso de separación donde intervienen tres etapas principales:

a) La modificación de las superficies minerales: b) El contacto entre burbuja de gas y grano mineral hidrofobado; c) La separación de la fase burbuja de gas/mineral de la fase solución acuosa/mineral.

Los espumantes intervienen en la segunda y tercera etapa. Estos son unos compuestos cuya utilización corresponde a la formación de una espuma y por este hecho, permite la separación de las partículas hidrófobas. A partir de 1920 se descubrieron las propiedades espumantes de ciertos aceites y se asociaron estas propiedades a la presencia de ciertos radicales (-OH), (-COOH), (-CO), (-COOR). Posteriormente se sintetizaron ciertos tipos de aceites conteniendo azufre (-OSO2OH), (-SO2OH), y luego, finalmente, se encontraron las aminas aromáticas. Así, en numerosos casos, estamos en presencia de propiedades colectoras y espumantes para un mismo reactivo. Es ésta la razón por la cual se realizó un esfuerzo para desarrollar unos colectores no espumantes y espumantes desprovistos de propiedades colectoras, con el fin de poder modular mejor el fenómeno de flotación. 4.6.1. - NATURALEZA QUIMICA DE LOS ESPUMANTES La experiencia muestra que un gran número de compuestos con diferentes grupos polares presentan propiedades espumantes. Esos grupos polares extremadamente variados pueden ser los siguientes:

hidróxido

-OH O

carboxilo

-C OH 60

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carbonilo

=C=0

amina

-NH2

sulfato -OSO2OH Los principales espumantes de flotación se representan en la siguiente tabla.

Tabla 2. - Espumantes de flotación.

N O M B R E Alcoholes alifáticos monovalentes

ESTRUCTURA ROH

OBSERVACIONES R puede ser una cadena recta o ramificada.

Derivados del fenol

ROH

Alcoholes de terpeno

ROH

R es un anillo benzol con grupo alquilo como sustituyentes. R representa un anillo de terpeno.

Poliéteres hidroxiliados HO(RO)XH Alcanos sustituídos

R´O(RO)xH (R´O)xR

Glicoles propilenos con bajos pesos moleculares. Glicol metaxitripropileno. Trietoxibutano

La estructura de las moléculas del espumante tiene una gran importancia para la formación de la espuma. Para espumantes con un grupo polar vale más o menos lo que sigue: los alcoholes de cadena recta tienen un poder espumante mayor que los alcoholes ramificados. El poder espumante de un alcohol alifático es generalmente superior al de un alcohol aromático. Ya que en las espumas de flotación se desea sólo una estabilidad limitada, en las cadenas rectas o ramificadas el número de carbones no debe ser mayor que 8. Los grupos no polares ramificados o con una estructura de molécula no asimétrica son preferibles como espumantes de flotación desde el punto de vista de la estructura y estabilidad de la espuma. Entre los espumantes más usuales tenemos: El aceite de pino que es el espumante más conocido y más empleado, contiene alcoholes terpénicos que se produce de terpentina de la madera de pino por destilación o extracción de solventes. El aceite de pino está constituido por borneol, alcohol fenchilo, terpineoles ,  y  y otros. El poder espumante se debe sobre todo al terpineol. Otros compuestos no polares presentes tienen aparentemente una acción sobre la estabilidad de las espumas. La dificultad de la utilización de los aceites de pino reside en el hecho de que su composición difícilmente es constante. 61

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El aceite de pino se lo emplea en las plantas sin diluir. Este líquido se alimenta ya en el circuito de molienda, en el acondicionador o en el circuito de flotación en cantidades de 15100 g/t para cualquier tipo de menas sulfurosas, metales preciosos, minerales no metálicos, óxidos, etc. En Europa se lo conoce con el nombre comercial de Flotol que fabrica la Hoechst. El cresol o ácido crecílico CH3C6H4OH figura entre los espumantes más antiguos y todavía muy frecuentemente utilizado. Es obtenido en las fracciones ligeras procedente de la destilación de los alquitranes de hulla. El cresol técnico está constituido por tres isómeros (para-, orto- y metacresol) y contienen derivados del fenol y del xilenol, así como hidrocarburos aromáticos. El metacresol es un componente más activo que las otras formas isómeras. De la misma forma que el aceite de pino, el ácido crecílico se emplea para todos los tipos de minerales y se adiciona en los mismos puntos de adición sin diluir y en dosificaciones entre 25-100 g/t. La firma Hoechst vende este espumante con el nombre comercial de Flotigol, y se le recomienda para flotar minerales en mezclas con xantatos y tipos de ditiofosfatos. Un espumante que se emplea para las mismas operaciones de flotación como el aceite de pino y el ácido crecílico es el aceite de eucalipto que se lo utiliza sin diluir y en concentraciones de 20-100 g/t. Otro grupo importante y que actualmente se emplean más a menudo son los alcoholes alifáticos de un largo de cadena de 5 y 8, como espumantes de flotación. También se emplean ampliamente los alcoholes isoméricos. En las plantas de flotación de los Estados Unidos hay que citar en primer lugar el metilamilalcohol o también denominado metilisobutilcarbinol (MIBC), cuya estructura es:

CH3

OH

H3C-CH-CH2-CH-CH3 Y que la firma Cyanamid lo vende como el producto Aerofroth 70, es muy utilizado en la flotación de sulfuros de Pb, Zn, Cu y Mo. el dimetilcarbinol es tan empleado como el MIBC. Los consumos por tonelada son del mismo orden de magnitud que los del aceite de pino. Si se aplican alcoholes con cadenas suficientemente ramificadas, entonces se pueden utilizar también alcoholes con un largo de cadena de hasta 12. La firma Hoechst ofrece el producto Montanol 300 que es una mezcla de alcoholes ramificados desde el hexanol al decanol. El iso-octanol CH3(CH2)3 CH(CH5) CH2OH es un espumante muy bueno. La firma Cyanamid ofrece una variedad de espumantes (serie Aerofroth) que son mezclas de diversos tipos de alcoholes.

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Los sulfoésteres (ROSO2OH) y los sulfoácidos (RSO2OH) tienen propiedades espumantes en medio básico para un largo de cadena entre 8-12, mientras que para un número mayor de carbonos tienen propiedades colectoras. La industria petrolífera proporciona los alquil y arisulfonatos por sulfonatación del queroseno. Desde 1950 adquieren importancia en la industria minera la serie de espumantes Dowfroth (200, 250 y 1012) fabricados por la firma Dow Chemical Co. que son éteres de metil glicol propileno y que pueden representarse por la siguiente fórmula: OH CH3-(O-C3H6)X-OH

ó

CH3-CH-CH2-O-C3H6-O-C3H6-O-C3H6-O-CH3

Existen otros compuestos más en la serie Dowfroth con pesos moleculares entre 200-400 para muchas aplicaciones especiales. Los espumantes Dowfroth p. ej. el Dowfroth 250- tienen una espuma extremadamente selectiva de granos minerales con respecto a su repulsión por la ganga. La espuma se rompe rápidamente en las canaletas después de su descarga, siendo estable en la celda de flotación. En turbias alcalinas reguladas con cal a un valor de pH  10, el Dowfroth 250, desde el punto de vista económico, ha demostrado ser igual o superior a cualquier otro espumante. Esto se debe en parte a la cantidad reducida de Dowfroth que se requiere para mejorar los resultados metalúrgicos. Si se regula el pH con carbonato de sodio, el Dowfroth 250 produce espuma delicada y en este caso no ha podido superar el ácido cresílico. Al principio, el mayor uso de los Dowfroth fue en la flotación selectiva de menas Pb-Zn. Al presente se utiliza tanto para los minerales sulfurosos como cualquier otro tipo de mineral. El rango de pH varía desde 3,5 - 12,5, y como ya se ha mencionado es muy indicado para pH  10 regulados con cal. Con estos espumantes en pocos casos se ha comprobado que es desventajoso adicionarlos directamente al molino de bolas. Para la mayoría de las menas es suficiente adicionar en el overflow del clasificador. En algunas plantas son necesarias dos o tres adiciones en el circuito rougher, rara vez se adicionan en el circuito cleaner.

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CAPÍTULO 5.5.- EL CARGADO DE LAS BURBUJAS La adhesión de los granos minerales hidrofobados con las burbujas de gas, se pude considerar como la característica fundamental del proceso de separación por flotación. La adsorción del colector en las superficies de los minerales sirve para posibilitar este último fenómeno. Las burbujas de gas necesarias se originan sobre todo introduciendo aire y por el diseño rotor-estator se permite la dispersión de grandes cantidades del mismo en finas burbujas en la turbia de flotación. En las celdas empleadas en la flotación de materias primas minerales también juega un cierto papel el desprendimiento de burbujas de gas debido a variaciones de presión delante y detrás del rotor o en un campo de turbulencia. La adhesión se puede analizar desde el punto de vista termodinámico y del dinámico. 5.1.- TERMODINAMICA DE LA ADHESIÓN Las suposiciones para la adhesión están dadas, cuando debido a ésta disminuye la energía libre (energía de la superficie límite). De aquí en adelante se considera que el tamaño de un grano de mineral es pequeño en comparación a la burbuja. El estado (a) y después de la adhesión (b) se muestra en la siguiente figura:

Entre otras cosas y para simplificar, se puede suponer que la superficie total de la burbuja permanece constante y también se puede suponer que la superficie de adhesión es aproximadamente igual a la superficie en la cual disminuye la superficie límite líquido/gas durante la adhesión. La energía libre de la superficie límite antes de la adhesión será: F1 = lg AB + l Ap y después de la adhesión: F2 = lg (AB – AB) + sl (Ap –AH) + sg AH donde: AB superficie de la burbuja Ap superficie del grano AH superficie de adhesión La variación de la energía se puede calcular de la siguiente forma: 64

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F = F2 – F1 = lg AB - lg AH + sl Ap - sg AH + sg AH - lg AB - sl Ap = = AH (sg - lg - sl)  0 y con ayuda de la ecuación de YOUNG: lg cos  = sg - sl para la unidad de superficie de adhesión se obtiene: F / AH =  lg (cos  - 1)  0 La variación de la energía libre por unidad de superficie de adhesión depende, en primer lugar, del ángulo de contacto. Teóricamente se obtiene una ganancia de energía cuando el ángulo de contacto es un poco mayor que cero. Esto, sin embargo, se lleva a una flotación exitosa porque el tiempo necesario para la adhesión depende también del estado de la hidrofobación, y para valores pequeños es tan grande que los tiempos de contacto que prácticamente se encuentran – en el orden de algunos milisegundos- no es suficiente para ello. Además, se tienen que tomar en cuenta las tensiones estáticas y dinámicas que se presentan en la celda de flotación. Por ello es necesario la adhesión en las condiciones normales de flotación, una hidrofobación mínima. Con el aumento de esta hidrofobación se aumenta la probabilidad de adhesión. También se debe considerar que el ángulo de contacto de equilibrio no se establece de inmediato, sino después de un cierto tiempo. Por último, se tiene que mencionar que el ángulo de contacto depende del diámetro de la burbuja y de su deformación. La influencia de la tensión superficial de la solución acuosa, es de importancia secundaria frente a la del ángulo de contacto, porque ésta, bajo condiciones de flotación, en general varía muy poco en relación al agua pura. Con ayuda del análisis termodinámico se puede comprobar también que la probabilidad de la deposición de una burbuja de gas sobre una superficie mineral aumenta con la hidrofobación y que se presentan condiciones especiales favorables en ranuras y grietas de las superficies. Como adhesión de burbujas combinadas se denomina un fenómeno en el cual después de la deposición de microburbujas sobre el grano independientemente se efectúa la adhesión de una burbuja grande.

En todo caso son estables microburbujas de alrededor de 3 – 5 um de diámetro de acuerdo a la presión capilar dentro de la burbuja (p k = 2lg /rB) y la presión externa en la celda de flotación. Los cálculos termodinámicos dan como resultado que la 65

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adhesión de burbujas combinadas está unida a una disminución grande de la energía libre en comparación a la adhesión de burbuja. 5.2.- DINAMICA DE LA ADHESIÓN Y ESTABILIDAD DE LA ADHESIÓN Primeramente se tienen que considerar las fuerzas actuantes, el adelgazamiento y el rompimiento de las películas líquidas, así como la estabilización de la adhesión grano-burbuja en dependencia de los parámetros más importantes.

De la figura anterior se observa que, mientras el grano mineral y la burbuja están suficientemente alejados (Zona I), el acercamiento se realiza sin fuerzas de interacción entre las partículas, es decir solamente bajo la influencia de fuerzas mecánicas (fuerzas de corriente, de campos, y de inercia). Éstas actúan como fuerzas exteriores que producen la colisión grano-burbuja, esto quiere decir el acercamiento hasta una distancia tal, que empiezan a actuar las fuerzas de interacción entre partículas (zona II). Bajo la denominación de fuerzas de interacción entre partículas se debe entender en este caso: las fuerzas de Van der Waals entre las partículas (grano-burbuja) separadas por la película de líquido, las fuerzas electrostáticas debido a la existencia de la doble capa eléctrica, así como a las fuerzas relacionadas principalmente con el estado estructural especial del agua en la capa de hidratación. En esta zona puede suceder o el rompimiento de la película del líquido o no. Lo primero es una condición importante para la adhesión de la burbuja, y por tanto la posibilidad de flotación se logra con una estabilización del contacto grano-burbuja. En el caso de no rompimiento de la película de líquido, entonces nos encontramos con la imposibilidad de flotación. Actualmente no existe una explicación satisfactoria acerca del proceso de adhesión. Las interacciones en la zona II han sido tratadas en los fundamentos de la teoría de DERJAGIN y LANDAU, así como por VERWEY y OVERBEEK para la estabilidad de sistemas dispersos (la llamada teoría DLVO), que explican en forma excelente la floculación de granos finos en soluciones acuosas. El mecanismo de adhesión de la burbuja se modifica en forma importante cuando ya antes de la adhesión de la burbuja, propiamente en el transporte, hay una deposición de microburbujas sobre la superficie del mineral. La probabilidad para 66

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la deposición de microburbujas está dada también en las celdas de flotación, debido a las variaciones de presiones dominantes (sobre todo la diferencia de presión entre la parte anterior y posterior de los elementos del rotor, así como las variaciones de presión en el campo de turbulencia). Sin embargo, este fenómeno necesita una mayor explicación. Los granos hidrofobados y las burbujas se tienen que aproximar en una celda de flotación por fuerzas mecánicas externas (fuerzas de corriente, inercia, de campo) lo más cerca posible hasta que se rompa la película de líquido residual Espesores críticos de ésta película experimentalmente se han medido entre 150-1800 Aº, donde este valor será tanto mayor cuanto más hidrófobo se encuentre el grano mineral. El acercamiento está influenciado por muchos parámetros. En primer lugar, junto con las fuerzas actuantes se debe nombrar la geometría del movimiento relativo donde el choque central directo debe ser el más favorable. Bajo las condiciones de corrientes turbulentas dominantes en las celdas de flotación, se ha observado adhesión en la parte posterior de la burbuja, en la cual los granos alcanzan el remolino de la burbuja. Para una adhesión exitosa, además, juega un papel la velocidad relativa para la cual, sin duda, existen ámbitos óptimos. Junto al tamaño de grano ejercen influencia también el tamaño de la burbuja. Bajo condiciones análogas de flotación(corriente turbulenta de multifases) sin embargo, apenas se ha investigado sistemáticamente el acercamiento, por lo que es difícil determinar la importancia de cada uno de los parámetros. Las burbujas de gas que se mueven en un líquido poseen una forma esférica solamente debajo de un tamaño crítico. cuando se sobrepasa ese límite éstas sufren deformaciones. Las burbujas de tamaño medio tienen aproximadamente la forma de un elipsoide de rotación, siendo achatadas en dirección al movimiento. Las burbujas todavía más grandes se denominan burbujas parasol, debido a su forma. Las películas de tensidos estabilizan las burbujas debido a la elasticidad de la película, o desplazan el tamaño crítico a valores superiores. La forma de las burbujas y su deformación tienen importancia durante la adhesión. Una vez que por acercamiento se sobrepasa el límite entre las zonas I y II, empieza el tiempo de contacto y la burbuja empieza a deformarse debido a la influencia del contacto.

O sea, tiempo de contacto es el tiempo que se deforma la burbuja gracias al contacto. Al aumentar el acercamiento disminuye, por una parte, el espesor de la película, y por otra aumenta, pero con un aumento de la deformación de las burbujas, las fuerzas de retroceso, que en el caso durante el tiempo de contacto no se rompa la película, haga que el grano salga disparando. Los tiempos de contacto están en el orden de milisegundos en condiciones de flotación análogas. 67

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Contrariamente, se denomina tiempo de inducción al tiempo de contacto mínimo para una adhesión exitosa de la burbuja. El tiempo de inducción es tanto más corto cuanto mayor es la hidrofobación de la superficie del grano, cuanto más alta la temperatura de la turbia y cuanto más pequeño sea el tamaño del grano. Además, las asperezas de la superficie del mineral favorece la adhesión exitosa de la burbuja. El tiempo de inducción también está en el orden de los milisegundos. Las películas inestables se rompen en forma espontánea al alcanzar el espesor crítico, esto sucede en cuestión de microsegundos. Sin embargo, su mecanismo todavía no está aclarado. Al rompimiento se agrega la estabilización del contacto de las tres fases. También el tiempo par la difusión del contacto de las tres fases se decide con el éxito de la adhesión hacia un valor necesario para la resistencia a la adhesión. Para la velocidad de difusión se han medido valores entre 1-20 cm/s para condiciones semejantes de flotación. Debido a la heterogeneidad del recubrimiento del colector sobre la superficie mineral, no se debe esperar que la película de líquido pueda ser retirada de toda la extensión de la superficie de contacto. Mas bien en la mayor parte de los casos permanecerán islas residuales en lugares hidrófilos, lo que se ha comprobado experimentalmente. 5.3.- FORMA DE LOS AGREGADOS GRANO-BURBUJA Se conocen diversas formas de estos agregados:

Sobre una burbuja pueden adherirse muchos granos de mineral (a). Este agregado presenta esa forma, porque una burbuja en su recorrido a la superficie de la turbia sufre colisiones exitosas con muchos granos, los granos de mineral se deslizan sobre la superficie de la burbuja hacia el lado contrario al movimiento y se agrupan allí. El grado de cargado con el cual la burbuja llega a la superficie depende junto con el tamaño de la burbuja, sobre todo del número de colisiones exitosas. En la práctica se han observado valores entre 1-30 %. Muchas burbujas se adhieren sobre un grano mineral (b) sólo cuando se cumplen ciertos requisitos, p. ej. una hidrofobación intensa, porcentaje de mineral con valor alto y una turbulencia poco intensiva. Es de gran importancia para la flotación de grano grueso la segregación de las burbujas que favorecen esta forma de agregación. Los aeroflóculos (c) se forman sólo para condiciones de flotación especialmente buenas y para un porcentaje grande de mineral flotable con relación a la unidad de volumen. Estos agregados ofrecen la posibilidad máxima de utilización de las burbujas. Sin embargo, existe el peligro de presencia de impurezas adicionales en el producto flotante. 68

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5.4.- FORMACION Y PROPIEDADES DE LA ESPUMA Las burbujas de gas a las cuales están adheridos los granos minerales hidrofobados, suben a la superficie sólo en el caso de que la densidad medida de estos agregados sea menor que de la turbia. Este proceso conduce a la separación de los granos hidrófobos de los hidrófilos. En la superficie de la turbia las burbujas cargadas forman una espuma que tiene que permanecer estable hasta la descarga, y que tiene que retener los granos de mineral hidrofobados. La caída de éstos antes de la descarga de la espuma influye en la cinética del proceso y eventualmente produce pérdidas en la recuperación. Por otra parte, es conveniente la caída de los granos hidrófilos porque con esto se mejora la recuperación, en este último caso se habla de una recuperación secundaria. Después de la descarga de la espuma ésta debe romperse tan rápidamente como sea posible, porque caso contrario se originan dificultades en el transporte, bombeo, espesamiento, filtración o también en la flotación de limpieza. Para la realización exitosa de la flotación son indispensables conocimientos sobre la formación de la espuma y sus propiedades físicas y físico-químicas. Propiedades malas de espuma pueden perjudicar todo el éxito de la flotación. 5.5.- ESPUMA DE DOS FASES Las espumas que se originan en la flotación son sistemas dispersos de tres fases. Para la mejor comprensión sobre los sistemas de espumas es necesario primeramente considerar las espumas de dos fases (gas/líquido). 5.5.1.- ESTRUCTURA DE LA ESPUMA Cuando las burbujas de gas se alzan sobre el nivel del líquido de una solución acuosa formadora de espuma, éstas se rodean de una película de líquido.

En la línea de unión nivel del líquido/película, el líquido se levanta en forma de anillo sobre el nivel del líquido, a ese fenómeno se llama borde de GIBBS o borde de PLATEAU. En una burbuja de ese tipo de una radio r B que se encuentra bajo una presión exterior Pa, domina una presión interna Pi de la siguiente magnitud: 4 lg ----rB Mucha burbujas pueden unirse en un sistema de burbujas Pi = Pa +

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Si las burbujas tienen el mismo tamaño, las películas límites son planas. Si los tamaños de las burbujas son diferentes, las películas límites son convexas hacia el lado de la burbuja más grande, porque de acuerdo a la última ecuación, la presión intensa de cada una de las burbujas es diferente. Las películas entre las burbujas tienen poca curvatura que la de la superficie. Se puede representar un corte típico de una espuma de dos fases que se puede formar en una celda de flotación añadiéndole al agua un espumante.

En el líquido se obtienen burbujas relativamente pequeñas que suben a la superficie y allí forman en primer lugar una “espuma esférica” de pequeñas burbujas independientes, que no constituyen propiamente un sistema de espuma. Para la formación de este tipo de espuma no es necesaria la presencia de un reactivo formador de espuma. En la espuma propiamente, las burbujas que primero ascendieron son empujadas constantemente por las siguientes. el líquido que se encuentra entre las burbujas se escurre lentamente hacia abajo y las paredes de la burbuja se adelgazan más y más. Como resultado de tensiones algunas películas serán destruidas y con esto se pueden unir varias burbujas adyacentes. Durante este fenómeno la estructura de una espuma se transforma en forma paulatina hacia una “espuma poliédrica “ que consiste en un conjunto de burbujas de forma poliédrica las cuales han perdido su independencia. En esta conjunción de burbujas se obtiene una estructura de equilibrio como consecuencia de las fuerzas capilares actuantes. Los denominados canales de GIBBS aparecen por las junturas por las cuales se escurre el líquido interpelicular por efecto de la fuerza de gravedad. 70

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5.5.2.- FORMACION Y ESTABILIDAD DE LA ESPUMA Los líquidos puros no tienen un poder espumante, es decir no pueden formar una espuma poliédrica. Las burbujas de gas que suben a la superficie se destruyen allí inmediatamente. Para la formación de la espuma y su estabilidad, es importante la presencia de un reactivo en la superficie, el cual forme en la superficie límite una película adsorbida orientada (ver 4.1). Estas películas en las cuales los grupos polares están dirigidos hacia la solución acuosa y los grupo no polares hacia la fase gaseosa, es sin duda la causa para que no aparezca una coalecencia espontánea de las burbujas. Actualmente todavía es difícil explicar lo relativo a la estabilidad de la espuma. Durante mucho tiempo se vio como causa de la estabilidad de la espuma sobre toda la elasticidad de la película debido a la existencia de películas de adsorción, y DERJAGIN ha utilizado el concepto de presión de rotura. De acuerdo a la posibilidad de formación de espumas de dos fases, los tensidos pueden ser divididos en dos grupos: a) Tensidos de bajo peso molecular que se disuelven en forma molecular (p.ej. alcoholes solubles, homólogos del fenol, terpineol): Estos no producen espumas muy resistentes , y con ellos se obtiene el efecto espumante en los ámbitos de concentración medios, donde lg = f (c) cae violentamente. Los tensidos de este tipo se emplean como espumantes de flotación en toda la extensión de la palabra. b) Tensidos que forman micelas (p. ej. jabones, alquilsulfatos, etc.): La formación máxima de espuma se alcanza recién al sobrepasar la c M, es decir en el intervalo de tensión superficial mínimo. Estos tensidos poseen grupos de hidrocarburos grandes, así como grupos hidrófilos fuertes y se caracterizan por una alta actividad interfasial. También forman espumas relativamente estables en el ámbito de concentraciones líneas arriba mencionado. Además, depende el poder espumante de la intensidad iónica de esos tensidos, que están sometidos a la hidrólisis y por consiguiente del valor de pH. Si estos compuestos se emplean como colectores, puede perjudicar el proceso de flotación, la alta estabilidad de la espuma y se deben buscar métodos adecuados para dominar la espuma. en una serie homóloga se puede comprobar que uno de los miembros posee un poder espumante óptimo. Para esto tiene influencia la estructura de los grupos no polares, así como el número y disposición de los grupos polares. Películas mixtas pueden estabilizar la espuma, p. ej. se tiene el caso de que se adiciona a tensidos iónicos de cadena recta, otros compuestos no iónicos del mismo largo de cadena y con el grupo polar al final. Los coloides hidrófilos aumentan la estabilidad de la espuma, contrariamente coloides hidrófobos destruyen rápidamente la espuma. Los primeros probablemente evitan el adelgazamiento de las películas debido a su capa de hidratación, los segundos aceleran dicho adelgazamiento. La disminución de la 71

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estabilidad de la espuma mediante aceites no polares emulsionados, tiene el mismo efecto, pero también por otra parte por el desplazamiento de las películas de espuma en la superficie de la película. 5.6.- ESPUMAS DE FLOTACION Ya se ha considerado lo referente alas espumas de dos fases, ahora se van a mencionar algunas complementaciones para el caso de espumas de tres fases. En general, las espumas de tres fases son más estables que las de dos fases, porque los granos de mineral adheridos disminuyen el desagüe de la espuma y el acercamiento de burbujas. Con los espumantes de flotación propiamente dichos se obtiene una espuma estable sólo en presencia de los granos minerales. La estabilidad de la espuma aumenta también por una adhesión de los granos mejorada debido a una muy fuerte hidrofobación. 5.6.1.- ESTRUCTURA DE LAS ESPUMAS DE FLOTACION Si sobre una burbuja de gas que asciende se adhieren muchos granos minerales, entonces se forma en el borde interior de la capa de espuma una espuma esférica cargada. Si la burbujas van subiendo más a la capa de espuma propiamente se desaguan y por unión de las burbujas se va transformando en una espuma poliédrica. Un sistema de este tipo puede ser denominado “espuma de estructura laminar”, a) en la figura.

La reunión de burbujas es posible mientras las burbujas de la película o lámina no están completamente ocupadas con granos de mineral. Este tipo de espuma aparece sobre todo en la flotación de tamaños de granos normales. Para burbujas pequeñas que suben hacia la superficie, para condiciones de flotación buenas y para porcentajes altos de mineral a flotarse la espuma que se recoge, está al comienzo de la flotación completamente cargada y las burbujas son pequeñas. Estas espumas tienen porcentajes de líquidos relativamente altos y condiciones de flujo buenas. Cuando el cargado disminuye y el tamaño de las burbujas que ascienden aumentan las espumas que se retiran tienen poca cantidad de mineral y son voluminosas. Estas con más secas, es decir contienen poco líquido interlaminar. Sin embargo, se puede disminuir el porcentaje de líquido aumentando la hidrofobación del sólido. al final de la flotación o bajo condiciones de flotación desfavorables, se pueden originar espumas de burbujas grandes, viscosas y con poco material.

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A veces se observa en la superficie de la espuma el rompimiento de las burbujas, cuya causa a menudo es el exceso de espumante. Este tipo de espumas están poco cargadas. En las películas de la espuma pueden encontrarse también granos hidrófilos. La estabilidad de la espuma aumenta especialmente cuando la espuma contiene granos hidrófilos finos y también planos, porque sus capas de hidratación disminuyen el escurrimiento del líquido de la espuma, pero por otra parte impiden el cargado de mineral en la burbuja. Si en muchas burbujas se adhieren granos gruesos o si se forman en la turbia aeroflóculos, se originan “espumas de agregados” (b en la fig. anterior). Una condición para esto es una fuerte propiedad hidrófoba de las superficies de mineral. En las espumas de agregados se produce sólo en pequeña escala una reunión de burbujas. Las espumas de agregados contienen poca agua, son estables y se rompen muy fácilmente después de la descarga en las canaletas de recolección del producto flotante de las celdas de flotación. Para el éxito de la separación desempeña un papel importante la concentración secundaria en la cpa de espuma. Partículas hidrófilas, las cuales llegan al producto flotante en las láminas de espuma, pueden ser devueltas nuevamente a la turbia por medio del líquido interlaminar. Esto depende del tiempo de estadía de la espuma sobre la turbia, de las secciones transversales de las láminas de los canales de GIBBS y del tamaño de grano. Los granos gruesos hidrófilos es cierto que van a pasar en forma dificultosa por las láminas de la espuma, pero pueden atascarse allí durante el escurrimiento. Para una concentración secundaria buena son necesarios espesores óptimos de las capas de espuma, tiempos de estadía de la espuma suficientemente largos y un ancho suficiente de los canales. Por otra parte, este ancho de los canales puede ser aumentado haciendo chisguetear agua sobre la superficie de la espuma. Como el porcentaje de granos hidrófilos en la cpa de espuma disminuye hacia arriba se aconseja en la flotación de limpieza (flotación cleaner), es decir para obtener concentrados finales recoger sólo la capa delgada de la espuma. en la flotación de control (flotación scavenger), es decir en la última etapa antes de la expulsión de la colas se recomienda recoger una capa gruesa de espuma. Si se utilizan colectores de cadena larga (p.ej. alquilsulfatos, ácidos carbónicos, aminas) en la mayor parte de los casos no se puede evitar la formación de espumas estables cuyo manipuleo en las plantas industriales presenta dificultades. En estos casos se debe mantener La concentración del colecto lo más bajo posible. Eventualmente se deben buscar reactivos adicionales apropiados para disminuir la estabilidad de la espuma, sin que sean influenciadas las propiedades del colector. También se debe mantener constante lo más bajo posible la cantidad de aire y el número de revoluciones del rotor. Mecánicamente se pueden destruir las espumas mineralizadas con ayuda de chisguetes de agua a presión, trabajando en vacío, con ultrasonido o por centrifugación. 73

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5.6.2.- ESPUMANTES DE FLOTACION Las propiedades físicas y la naturaleza química de las mismas, se ha tratado ya en el cap. 5.9. Las exigencias más importantes que debe cumplir un espumante se pueden resumir así: a) Debe ser tensido no iónico que no forme micelas y cuya solubilidad varíe entre 0,5-10 g/L, con lo que se forma espuma ya para concentraciones bajas. b) Los espumantes de flotación no deben poseer propiedades colectoras. c) Sus propiedades espumantes deben depender, en lo posible, poco del pH y de la fuerza iónica de la solución. d) La estructura de la espuma debe permitir una buena concentración secundaria. e) Se debe alcanzar tal estabilidad de la espuma, que ésta se destruya inmediatamente después de la descarga.

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CAPÍTULO 6 6. – CUANTIFICACIÓN Y CONTROL DE PROCESOS 6.1 - INDICES TÉCNICOS - DEFINICIÓN Por la importancia que tienen en las plantas de preparación la determinación de índices que coadyuven a los técnicos de preparación en la toma de decisiones respecto a modificaciones del flujograma inicial, dosificación de reactivos y el control óptimo del funcionamiento de la planta. Los índices técnicos se pueden definir como los términos de caracterización tecnológica del éxito de un procedimiento, de etapas de éste o de un proceso con los cuales es posible describir el éxito tecnológico de la preparación de menas. 6.2. - CALCULO DE ÍNDICES TÉCNICOS Entre los índices técnicos utilizados en la preparación de minerales están el rendimiento de masa, recuperación, radio de concentración, índice de enriquecimiento. Otros índices importantes son: el consumo de bolas, consumo de energía eléctrica y el consumo de agua que en general son difíciles de deducir. Lo contrario sucede con el consumo de reactivos el cual minimizado con un control óptimo de los puntos de adición de estos y de la dosificación exacta a los procesos correspondientes. Para la operación rentable de toda planta de preparación de minerales, es necesario tener los indicativos económicos concernientes especialmente a los costos de operación, en el cual uno de los ítems de suma importancia son los salarios. Este costo, además del costo de tratamiento, puede ser expresado como un índice de costos en $US/t. Finalmente estos índices de costos con la utilidad neta en $US/t pueden dar luces sobre la utilidad de la planta. 6.2.1. – RENDIMIENTO DE MASA Es la parte de masa que llega al concentrado debido a algún proceso, es decir: Masa del concentrado M = ------------------------------------- x 100 Masa de la alimentación Si denominamos con MA a la masa de la alimentación y con MC a la masa del concentrado tenemos: MC x 100 M = ------------------MA

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(1)

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También se puede calcular en función de leyes por medio de la siguiente ecuación: CA - CB M = ------------------- x 100 CC - CB

(2)

Donde: CA CC CB

ley de alimentación en % ley del concentrado en % ley de las colas en %

6.2.2. – RECUPERACIÓN Se define como la relación que existe entre el peso de un componente cualquiera del concentrado en una operación de separación al del mismo componente que se encuentra en la alimentación de la misma operación. Cantidad de material con valor en el concentrado R = -------------------------------------------------------------------------Cantidad de material con valor en la alimentación O también: MC x CC R = ------------------ x 100 MA x CA

(3)

De la misma forma la recuperación se puede calcular en función de leyes:

CC x (CA - CB) R = ----------------------------- x 100 CA x (CC - CB)

(4)

La recuperación se emplea a menudo en la preparación de menas metalíferas, no metalíferas y del carbón. Para calcular la recuperación de cualquier producto obtenido a partir de la alimentación dada con una masa MA y una ley CA se utiliza la siguiente relación: Mn x Cn R = ---------------------MA x CA Donde: Mn Cn

es la masa del producto n es la ley del producto n 76

(5)

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6.2.3. - RADIO DE CONCENTRACIÓN Se define como el número de unidades de peso de la carga de alimentación de las que se obtiene un peso de unidad de concentrado. También podemos indicar que el radio de concentración es el más utilizado, por definición tenemos: MA CC – CB 100 K = ------- = ----------------- = -------MC CA – CB M

(6)

6.2.4. – INDICE DE ENRIQUECIMIENTO Se define como la relación de las leyes del concentrado y del material de alimentación, es decir: CC I = --------CA

(7)

Ejemplo

Una mena de plomo con una ley de alimentación de 6,5 % Pb se trata en una planta de 300 t/d, produciéndose un concentrado de 72,5% Pb y colas con 0,5% Pb. Hallar: el rendimiento de masa, la recuperación, el radio de concentración y el índice de enriquecimiento. Rendimiento de masa = 8,3 % Recuperación = 92,9% Radio de concentración = 12 Índice de enriquecimiento = 11,15 6.3. - BALANCES METALÚRGICOS – MÉTODO DE CÁLCULO POR TABLAS Sintéticamente los balances metalúrgicos consignan los balances de masas y leyes de los productos obtenidos en las plantas de preparación a partir de la alimentación dada de mena con una ley de cabeza determinada. Los métodos de cálculo generalmente utilizados son: por tablas y fórmulas referentes a la recuperación y a las ecuaciones de balance de masa. En este capítulo solamente trataremos el primer método por su gran aplicación y facilidad de cálculo. Cuando se conoce todas las masas (excepto las colas) y las leyes respectivas, una manera de calcular es en forma de tabla.

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La tabla 1 se confecciona tomando en cuenta los productos respectivos cuyas masas de conocen, y las leyes de los metales o componentes de valor en cada producto. Como la masa de las colas es una de las incógnitas, esta se calcula restando de la masa de la alimentación, la sección de los otros productos. Por ejemplo en la tabla 1 la masa de las colas es igual a: MB = MA – (MCPb + MCZn) = 2000 – (55 +695,2) = 1249,8 t La tercera columna representa el porcentaje en peso de cada producto, p.e. para el concentrado de zinc se tiene: 55 x 100 M = ------------------ = 2,75 % 2000 Las columnas 4 y 5 representan las leyes de los componentes de valor en cada producto los cuales son valores medidos previamente. Las columnas 6 y 7 representan los contenidos finos de los componentes de valor de Pb y Zn, se obtiene multiplicando las columnas (3)(4) y (3)(5) respectivamente, la suma de los contenidos de finos dividiendo entre 100, nos da como resultado la ley de alimentación de los componentes de valor, este valor es multiplicado para verificar el cálculo y la precisión de los datos iniciales Las columnas 8 y 9 representan las recuperaciones de cada componente de valor. Estos se calculan dividiendo los contenidos de finos individuales de los componentes de valor entre la sumatoria de los contenidos de finos los cuales son multiplicados individualmente por 100. Tabla 1. – Tabla de balance metalúrgico para una mena de Pb-Zn

Producto

Masa en t

Masa en %

1 Alim Conc. Pb Conc. Zn Colas TOTAL

2 2000 55 695.2 1249.8 2000

3 100.0 2.75 34.76 62.49 100.0

Leyes en % Pb 4 2.5 80 0.7 0.1 2.55

Zn 5 20.0 5.0 56.0 0.5 19.94

Contenido de finos Pb Zn 6 7 220.0 13.75 24.33 1946.56 6.25 31.24 250.58 1991.55

6.4.- DILUCIÓN Esta definida por la relación en masa del agua al sólido en la turbia: D = L/S L S

masa del líquido masa del sólido 78

Recuperación Pb 8 100 87.8 9.71 2.49 100

Zn 9 100 0.69 97.74 1.57 100

Grado de I 10 32 2.8 -

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o también: D = (1 – P)/P

(1)

donde: P

porcentaje de sólidos

Si se quiere trabajar en porcentaje: D = (100 – P)/P Ejemplo Calcular la D cuando el porcentaje de sólidos en una turbia es de P = 30,3% D = (100 – 30,3)/30,3 = 2,30 D = (1 – 0,303)/ 0,303 = 2,30

Es decir, por cada tonelada de mena seca se requieren 2,3 t de agua para tener una turbia con 30,3% de sólidos. En realidad se habla de una relación de sólidos en la turbia o sea 1:2,3. 6.5. - DENSIDAD DE TURBIA Indica el porcentaje de sólidos (o la relación líquido/sólido) de una muestra de turbia. La densidad de turbia en un proceso de flotación depende de varios factores; en primer lugar influye la distribución de tamaño de grano en el rebalse, otro factor muy importante es la disponibilidad de agua. Aquí es necesario señalar que al aumentar el porcentaje de sólidos el producto va a ser más grueso y al disminuir los sólidos, el rebalse será más fino. Así, con 35% de sólidos la granulometría baja a un 63% -200 mallas y con 25% de sólidos sube a un 70% - 200 mallas. Para contenidos de sólidos entre 20 y 30% se ha observado que el porcentaje de sólidos no influye en las recuperaciones ni en las leyes de los concentrados. La situación sin embargo empieza a cambiar cuando se llega a condiciones extremas de gran dilución o de gran densidad. El porcentaje de sólidos que se empleará en un circuito de flotación, naturalmente, dependerá también de la disponibilidad de agua. Hay que tener presente que la mayoría de las minas están ubicadas en desiertos o en zonas montañosas con serias dificultades de abastecimiento de agua. En consecuencia, se tratará de 79

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trabajar con el mínimo posible de agua aunque sacrificando con esto, dentro de límites razonables, la granulometría Los inconvenientes que ofrece una turbia demasiado densa, p.e. 40% de sólidos o más, son la reducción drástica en la velocidad de flotación y la disminución de las recuperaciones. Se podría pensar que al aumentar el porcentaje de sólidos, la misma cantidad de mineral se encontrará en un menor volumen de turbia y por consiguiente el material flotará en menor tiempo. A través de todas las pruebas sobre la mena y durante su procesamiento mediante técnicas de concentración, la densidad de turbia será un factor importante que el metalurgista de investigación y el operador tendrán que controlar El control de la densidad de turbia en la práctica se efectúa fácilmente por medio de balanzas especiales que dan lecturas directas del porcentaje de sólidos, midiendo un determinado volumen de turbia para un mineral de densidad específica. Otra manera de realizar la determinación de la densidad de turbia es empleando la siguiente ecuación: Q T = -------------- x 1000 L+O donde: T Densidad de turbia, en g/L Q L o O

Suma de las masas del líquido y sólido en la solución cuando se da la relación sólido a liquido. Masa del agua en la turbia, tal como se indica por el porcentaje de sólidos la dilución. Una constante que se determina dividiendo 1 por la densidad en g/cm 3 de sólido seco de la alimentación.

Por ejemplo, se tiene una mena de 2,6 g/cm 3 de densidad, se desea conocer la densidad de turbia en la flotación donde el porcentaje de sólidos es 25% (la relación S:L es 1:3). Reemplazando valores se tiene: 4 D = -------------------- x 1000 = 1181,8 g/L 3 + (1/2,6) 80

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Otra fórmula comúnmente utilizada es: s T = ----------------------------------------s (1 - %P/100) + (%P/100)

en (g/cm3)

donde: s %P

Densidad del sólido (mena) Porcentaje de sólidos

6.6. - CONSUMO DE REACTIVOS Las formulas para el cálculo de consumo de reactivos son: a) Para reactivos líquidos: E x L x Z R = --------------------- x 500 31,7 x T

(6)

o también: E x L x Z R = 14,3 x --------------------T

(6a)

J R = --------------------- x 500 0,317 x T

(6b)

b) Para reactivos en sólido:

o también: J R = 1,431 x -----T

donde: 81

(6c)

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R E L Z J T

consumo de reactivos en g/t caudal de alimentación del reactivo, en mL/min densidad de la solución, en g/cm3 concentración de la solución, en % cantidad de reactivo en seco, en g/min capacidad de la planta, en t/d

Ejemplo: Una planta trata 1400 t/d. el colector se prepara al 5% y se alimenta a razón de 620 mL/min. ¿A cuantos g/min equivale y cuanto es el consumo del colector?

620 x 1 x 5 R = -------------------- x 500 = 34,9 = 35 g/L 31,7 x 1400

mL J = 620 -------min

5g ------------- = 31 g/min 100 mL

Comprobando con otras fórmulas:

31 R = ---------------------- x 500 = 34,9 = 35 g/t 0,317 x 1400

620 x 1 x 5 R = 14,3 x ------------------- = 31,7 = 32 g/t 1400

31 R = 1431 ----------- = 31,7 = 32 g/t 1400 La diferencia de aplicar las formula (6) y (6a) o entre (6b) y (6c) radica en que en unas se emplea como factor 500 (factor de conversión de libras a gramos), es decir es un factor entero para facilitar los cálculos y en el otro caso se emplea el verdadero valor del factor de conversión. 6.7. - CÁLCULO DE LA CARGA RECIRCULANTE EN UN CLASIFICADOR Un clasificador mecánico a menudo es alimentado con la descarga del molino de bolas y produce dos productos, un material fino que se conoce como el rebalse que va a la siguiente operación y las arenas las cuales retornan al molino para su 82

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mayor reducción de tamaño. El término “carga recirculante” es definido como el tonelaje de arenas que retornan al molino de bolas, el porcentaje de carga recirculante es el porcentaje con relación al tonelaje de la alimentación original. Desde que la alimentación al clasificador, el rebalse del clasificador y las arenas son generalmente asociadas con diferentes proporciones de agua a sólido o dilución, el cálculo del tonelaje y el porcentaje de cada carga recirculante puede estar basado en una fórmula de densidad de turbia. 6.6.1.- MÉTODOS DE CÁLCULO Para el cálculo de la carga recirculante a través de un clasificador se tienen tres métodos:

a) Por determinación de diluciones (porcentaje de sólidos) b) Por análisis de tamiz c) Por densidades de turbia

Los que serán descritos en los siguientes acápites. a) MÉTODO POR DETERMINACIÓN DE DILUCIONES

La siguiente figura muestra un típico circuito cerrado de un molino y un clasificador. Agua

A

G X

M F

Agua

Donde: A F X M

Alimentación de la mena al molino Tonelaje de la mena en el producto fino del clasificador Tonelaje de arenas (carga recirculante) Tonelaje de la mena en la descarga del molino 83

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Lugares de muestreo Sean: DM DF DG

Dilución en la descarga del molino Dilución en el overflow del clasificador (finos) Dilución en el underflow del clasificador (gruesos)

Un balance de masas basado en la figura nos muestra que: (A + X) DM = A DF + X DG A DM + X DM = A DF + X DG X(DM + DG) = A(DF – DM) Luego la relación de carga recirculante viene dada por:

X DF - DM ------ = -----------------A DM - DG Y el tonelaje de la carga recirculante por:

DF - DM X = A -----------------DM - DG Ejemplo Un molino en circuito cerrado con un clasificador de discos recibe 300 t secas de mena/día y los porcentajes de sólidos son respectivamente 25, 50 y 84% en el overflow (F), alimentación (M) y underflow (G) del clasificador. Hallar la carga recirculante. Inicialmente se determina las diluciones a partir de los porcentajes de sólidos con D = (100 – P)/P

P = 25% P = 50% P = 84%

D=3 D=1 D = 0,19

en F en M en G

Luego: 84

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X 3-1 ------ = ---------------- = 2.47 = 247% A 1 - 0,19 X = 2,47 * 300 = 741 t

b) MÉTODO POR ANÁLISIS DE TAMIZ Este método proporciona una base más o menos exacta para el cálculo de tonelaje de carga recirculante en un circuito de molienda.

Agua

A

g X

m f

A F X M

Agua

Alimentación de la mena al molino, en t Tonelaje de la mena en el producto fino del clasificador Tonelaje de arenas (carga recirculante) Tonelaje de mena en la descarga del molino Lugares de muestreo

Una forma más segura de cálculo es mediante análisis de tamiz. En los lugares de muestreo se toman las muestras respectivas y se realiza con ellos un análisis de tamaños de grano. Los cálculos pueden efectuarse empleando los porcentajes acumulados para las distintas fracciones o simplemente son las porciones de cada fracción. /1/, /2/. Sí: m g

% o % acumulado de cualquier tamaño de grano en la descarga del molino (Alimentación al clasificador). % o % acumulado del mismo tamaño de grano del material grueso del clasificador 85

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f % o % acumulado del mismo tamaño de grano del material fino del clasificador El porcentaje a través del tamiz más fino es empleado en lugar del sobretamaño acumulado. Entonces:

(A + X)m = Af + Xg Am + Xm = Af + Xg A(m – f) = X(g – m) X m-f ------ = ----------------A g–m m-f X = A --------------g-m

Fracción en um  300 300 – 212 212 – 150 150 – 106 106 – 75  75

Alim. Al Clasif. % % Acum. 42,3 42,3 15,3 57,6 9,5 67,1 5,7 72,8 6,1 78,9 21,1 100,0

Producto fino del Clasif. % %Acum. 1,2 1,2 6,6 7,8 9,4 17,2 10,2 27,4 12,4 39,8 60,2 100,0

Fracción  300 um X 42,3 – 1,2 ------- = ---------------------- = 3,07 A 55,7 – 42,3 Fracción 300 – 212 um X 57,6 – 7,8 ------- = ---------------------- = 3,05 A 73,9 – 75,6 Fracción 212 – 150 um X 67,1 – 17,2 ------- = ---------------------- = 3,04 86

Producto Grueso del Clasif. % % Acum. 55,7 55,7 18,2 73,9 9,6 83,5 4,2 87,7 4,1 91,8 8,2 100,0

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83,5 – 67,1

A Fracción 150 – 106 um

X 72,8 – 27,4 ------- = ---------------------- = 3,05 A 87,7 – 72,8 Fracción 106 – 75 um X 78,9 – 39,8 ------- = ---------------------- = 3,07 A 55,7 – 42,3 a) MÉTODO DE CÁLCULO POR DENSIDAD DE TURBIA Otro método de cálculo del porcentaje de carga recirculante involucra el uso de densidades de turbia. Al igual que en los casos anteriores se recurre a la siguiente figura: A Agua

G

M F En la figura las densidades de turbia son:

M F G

Descarga del molino Rebalse del clasificador Arenas del clasificador

Por lo tanto el porcentaje de carga recirculante es:

G – 1 F – M PCR = -------------- * ------------------87

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F – 1 y

M – G

TCR = MA * PCR

Ejemplo Calcular el PCR para los valores del ejemplo 8.5.1. inciso a), para un material de  = 2,6 g/cm3 se tiene: Inicialmente se deben calcular las densidades de turbia para los valores de porcentaje de sólidos obtenidos en los puntos de muestreo. s 2,6 M = ----------------------------------------- = --------------------------------------- = 1.444 s (1 - %P/100) + (%P/100) 2,6(1 – 50/100) + (50/100) s 2,6 F = ----------------------------------------- = --------------------------------------- = 1,182 s (1 - %P/100) + (%P/100) 2,6(1 – 25/100) + (25/100) G

s 2,6 = ----------------------------------------- = --------------------------------------- = 2,070 s (1 - %P/100) + (%P/100) 2,6(1 – 84/100) + (84/100)

2.070 – 1 1.182 – 1.444 PCR = ----------------- x ----------------------- = 2.46 1.182 – 1 1.444 – 2.070

PCR = 246 % TCR = 300 x 2.46 = 738 t TCR = 738 t

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CAPÍTULO 7 EQUIPO Y CIRCUITOS DE PLANTAS DE FLOTACIÓN 7.1. - INTRODUCCIÓN Una planta de flotación consta normalmente de las siguientes secciones: 1) planta de trituración; 2) planta de molienda; 3) planta de flotación; 4) planta de desagüe. En este capítulo nos referiremos brevemente a todas estas secciones, poniendo mayor énfasis en los equipos, particularmente en los empleados en la flotación misma. 7.2. – PLANTA DE TRITURACIÓN Una planta típica de trituración se puede observar en la Fig. 7.1, el mineral proveniente de la mina se almacena en un buzón de mineral grueso y desde aquí, a través de una parrilla, alimenta la trituradora primaria. La parrilla sirve para eliminar los finos y aumentar la capacidad de trituración del circuito. El mineral que llega de la mina puede variar en su tamaño entre 20 y 200 cm, dependiendo del tamaño de la operación y del método de explotación minera aplicado. En las minas chicas el tamaño del mineral es más pequeño que en las grandes. Por otra parte en las operaciones a cielo abierto el material sacado es de mayor tamaño que en las subterráneas.

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Fig. 7.1. – Planta de trituración Dependiendo del tonelaje y tamaño del material inicial, de su naturaleza y de consideraciones económicas, la etapa primaria de trituración se efectúa en trituradoras de mandíbulas o en giratorias (de cono). Una trituradora de mandíbulas (Fig. 7.2) consiste esencialmente en dos caras triturantes de las cuales una es fija y la otra oscilante. Eta última se encuentra inclinada apropiadamente para permitir la alimentación de trozos gruesos y su progresivo avance hacia abajo por la fuerza de la gravedad a medida que su tamaño se reduce por el trabajo de la mandíbula móvil que aprieta el mineral contra la inmóvil. La trituradora de la Fig. 7.2, tiene el punto fijo de su mandíbula móvil en la parte superior (tipo Blake), pero también existen otras en que el punto fijo esta en la parte inferior (tipo Dodge), que son menos usadas que las anteriores.

Fig. 7.2. - Trituradora de mandíbulas El movimiento oscilatorio de la mandíbula móvil se obtiene mediante un eje excéntrico que primero transmite este movimiento a una palanca vertical y luego a dos barras o placas horizontales. Para que las placas de articulación no se salgan de sus apoyos y para que la parte inferior abra su boca hasta un máximo, la mandíbula móvil esta sujeta por un vástago horizontal sostenido con un resorte. 90

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La trituradora recibe energía de un motor eléctrico conectado con el eje central. Como el movimiento oscilatorio se aprovecha sólo cuando la mandíbula móvil se acerca a la estacionaria y como el movimiento en la dirección opuesta es estéril, la carga del motor es muy dispareja. Para emparejar este movimiento y utilizar una parte de la energía de inercia, sobre el eje se instala un volante de gran masa. Las trituradoras de mandíbula son de construcción maciza y se usan en tamaños industriales con bocas desde 10 x 6 pulgadas hasta un tamaño máximo de 84 x 66 pulgadas, teniendo un peso total entre 3 y 300 toneladas aproximadamente. Mayores detalles acerca de estas máquinas se pueden observar en la tabla 7.1. Tabla 7.1. - CARACTERÍSTICAS DE TRITURADORAS DE MANDÍBULAS Tamaño de la chancadora Denver 15” x 24” 15” x 36” 18” x 24” 18” x 36” 21” x 36” 25” x 40” 32” x 40” 36” x 48” Allis Chalmers 32” x 42” 42” x 48” 48” x 60”

Motor HP

Rev/mi n

Peso Lbs.

Capacidad toneladas por hora para productos de 2 ½”

3”

4”

5”

6”

8”

10”

50 60 50 60 75 100 125 200

275 250 275 250 225 225 200 200

15000 19000 15000 19000 23450 35000 45000 92000

52 74 52 74 80 -

68 88 68 88 92 92 -

120 120 128 128 170 300

140 140 147 147 220 375

160 160 173 173 290 475

395 650

450 750

100 150 200

200 180 170

128400 155000 266000

-

-

250 -

290 380 -

330 420 480

400 510 570

580 660

Las trituradoras de mandíbulas funcionan con eficiencia óptima cuando la razón de reducción es entre 3 y 4. Por consiguiente de un material de 100 cm, normalmente producen una descarga de 25 a 30 cm, tamaño adecuado para la trituración secundaria. Con una alimentación de menor diámetro este producto es más fino. Estas trituradoras se usan mucho por su construcción relativamente simple, bajos costos de manutención y considerable eficiencia general. Las trituradoras giratorias tienen una construcción completamente distinta las de mandíbula, pero su principio de funcionamiento es prácticamente el mismo. Una trituradora giratoria (Fig. 7.3) consiste en un cono que gira en forma excéntrica dentro de una carcasa de construcción robusta. El cono esta afirmado en la parte superior de la carcasa y el movimiento excéntrico se obtiene mediante un engranaje convenientemente conectado con el motor, por medio de un eje horizontal. La trituración se efectúa debido al movimiento oscilatorio circular del cono, causado por la excentricidad de la rotación, durante el cual se acerca y aleja de la pared de la carcasa. Igual que en la chancadora de mandíbula, la parte móvil del 91

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aparato (cono) aprieta el material contra la parte inmóvil (carcasa) y reduce su tamaño. Para evitar el desgaste de la maquinaria, el cono y la carcasa están recubiertos por planchas de acero al manganeso que son reemplazables. Las trituradoras giratorias y de mandíbula se diferencian en que las últimas tienen las piezas de trituración planas y las primeras las tienen circulares. Esto permite a las giratorias triturar el material en forma continua, sin pérdida de un paso como en el caso de las de mandíbula. Por consiguiente, se obtiene en ellas un mejor rendimiento de la energía gastada.

Fig. 7.3.- Trituradora giratoria Los detalles de construcción y funcionamiento de las trituradoras giratorias se pueden apreciar en la Tabla 7.2. Tabla 7.2. – Características de las trituradoras giratorias

(Capacidades calculadas sobre la base de que un pie cúbico de mineral pesa 100 Lbs. y a que la descarga tiene un 15% de sobrante). Tamaño de la chancadora Denver 30” x 78” 36” x 90”

Motor HP

300 300

Rev/mi n

585 585

Peso Lbs.

Capacidad toneladas por hora para productos de

142100 156000 92

4”

5”

6”

7”

8”

9”

52 74

735 515

-

-

-

-

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42” x 108” 48” x 120” 54” x 132” 60” x 145” 60” x 150”

400 500 500 600 1000

497 497 497 435 400

262000 460000 470000 869000 1227000

52 74 80 -

-

1040 -

1490 2060 1950 -

2340 2210 2540 -

2700 3500

Las trituradoras giratorias tienen mayor capacidad y rendimiento que las de mandíbula, pero son más complicadas y caras y su manutención es más costosa. Se justifican cuando se trabaja con alto tonelaje, pues su capacidad, para la misma abertura de boca, supera a la de las trituradoras de mandíbulas en 2 o 2,5 veces. Hay trituradoras giratorias con abertura de boca comprendida entre 5 y 72 pulgadas. Su tamaño (diámetro) es 2 a 3 veces superior al de la boca y su peso varía entre 50 y 500 toneladas. En general se usan cuando el tonelaje por tratar, requiere 2 o 3 trituradoras de mandíbulas. En este caso una giratoria las reemplaza. El producto sale del circuito de trituración primaria con un tamaño entre 20 y 30 cm. En este sentido no hay normas rígidas y el tamaño indicado es solamente para una orientación general. En efecto, en muchas operaciones subterráneas o de tamaño mediano el producto de la mina no sobrepasa el tamaño indicado y, entonces, la trituración empieza directamente con un circuito secundario intermedio. Para la trituración secundaria el equipo ideal es la trituradora Symons Standard (ver Fig. 7.3) que se considera hoy irreemplazable por sus ventajas de gran razón de reducción de tamaño y capacidad de tratamiento de grandes tonelajes. La chancadora Symons se distingue de la giratoria en que en la última las zonas de trabajo son dos conos con ápices opuestos, mientras que en la primera los ápices de los conos coinciden. Además la chancadora Symons tiene el apoyo del cono central en un vaso que se encuentra en el fondo del eje central, mientras que el de la giratoria está suspendido de la carcasa. Para mejorar la distribución de la alimentación la trituradora Symons tiene un plato distribuidor en el tope de su cono central y para proteger el equipo contra trozos muy duros o desechos de acero la parte superior de la carcasa está sujetada con resortes a la inferior; esto permite un levantamiento flexible de la parte superior en caso de necesidad. El tamaño de las trituradoras Symons se indica como diámetro de su cono, que puede variar entre 15 pulgadas y 7 pies. El gran tonelaje y buena razón de reducción (entre 4 y 5) se obtienen aumentando el diámetro del cono y el largo de la zona de trituración. Otra característica de estas trituradoras se puede apreciar en la Tabla 7.3. Tabla 7.3. – Características de trituradoras de cono tipo Symons.

Tamaño de

Motor

Rev/mi

Peso 93

Capacidad toneladas por hora para

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la chancadora

HP

n

Lbs.

2’ 3’ 4’ 4.5’ 5.5’ 7’

30 60 100 150 200 300

575 580 485 485 485 435

10500 22000 38000 49000 90600 202000

productos de 1/2” 25 -

1” 45 80 150 160 -

1½” 60 90 177 185 340 600

2” 95 185 190 375 800

2½” 450 900

El producto de la trituración secundaria, que generalmente varía entre 1,5 a 2,5 pulgadas, se entrega finalmente, a la trituración fina que se efectúa también con trituradoras de cono tipo Symons, pero de cabeza corta. Las Symons de cabeza corta se distinguen de la Symons Standard en que son de menor capacidad y que son adaptadas a la trituración fina al hacer el cono central más paralelo a ña carcasa exterior. En todos los otros aspectos son casi iguales. La última etapa de trituración, siempre se hace en circuito cerrado con clasificación por tamizaje. Para este fin se utilizan clasificadores vibratorios. Solamente el producto fino del tamizaje sale de la planta de trituración y todos los sobrantes circulan hasta que se reducen al tamaño granulométrico adecuado. De este modo se tiene un control granulométrico absoluto sobre el producto de la planta de trituración. El producto de las plantas de trituración tiene normalmente un tamaño entre 7 y 15 mm y después de pasar por el pesaje mediante un pesómetro automático que totaliza el tonelaje seco, se entrega a los buzones de mineral fino que alimentan la planta de molienda. 7.3. - PLANTA DE MOLIENDA La disposición general de una planta de molienda se puede apreciar en la Fig. 7.3, normalmente consta de dos o tres circuitos, mas frecuentemente de dos que de tres. Solamente cuando hay una diseminación sumamente fina y serios problemas de liberación se usan tres circuitos de molienda. El objetivo fundamental de esta planta es liberar el mineral en forma adecuada para poder proceder a su concentración y para esto es necesario reducir su tamaño desde dimensiones iniciales de 7 a 15 mm hasta un producto de 48 – 100 mallas, de acuerdo a las necesidades. Esto se hace generalmente en dos etapas: la primera desde el tamaño de descarga de la planta de trituración hasta un producto de aproximadamente 10 mallas y, la segunda, desde 10 mallas hasta el producto liberado de 48 – 100 mallas o algunas veces incluso más fino.

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Fig. 7.3. – Planta de molienda húmeda Las operaciones de reducción de tamaño son caras por el alto consumo de energía, alto costo de los medios de molienda y desgaste de los equipos. Por esta razón se trata de limitarlas a lo estrictamente necesario, por lo que no se debe moler el mineral más de lo determinado por las necesidades metalúrgicas, entre ellas también la muy importante de evitar la producción de lamas finas. Por eso, con las operaciones de molienda se intercalan operaciones de clasificación cuyo fin es eliminar del circuito de molienda las partículas minerales que ya han adquirido el tamaño adecuado. Para el circuito de molienda primaria se utilizan molinos cilíndricos que tienen la ventaja del buen rendimiento y gran capacidad. Estos molinos pueden usar barras o bolas de acero como medio de molienda. Las barras se usan cuando es de fundamental importancia producir una descarga pareja y sin lamas. Las bolas se usan cuando el mineral no produce muchas lamas. Si se usan molinos de barras no es necesario intercalar clasificadores de en el circuito porque el mineral ya sale de una granulometría pareja y no requiere separaciones adicionales. En los circuitos primarios con molinos de bolas es necesario usar clasificadores para eliminar el fino y devolver el sobrante a la molienda adicional. La carga circulante de estos molinos no es grande y alcanza aproximadamente a un 150%. Para que la molienda sea racional y económica hay que considerar tres factores fundamentales: 1) la velocidad de rotación de los molinos, que tiene que mantenerse en un límite de aproximadamente 80% de la velocidad crítica; 2) el 95

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porcentaje de sólidos en la molienda, que tiene que mantenerse cerca del 67% y 3) la carga balanceada de bolas que ofrece una máxima superficie de contacto entre ellas y el mineral. En la actualidad se puede notar que sé esta imponiendo en la industria de procesamiento de minerales la molienda autógena y la semiautógena (Fig. 7.4), que parte de la idea de que los minerales pueden reducirse de tamaño a sí mismos. En la molienda autógena actual (AG), rocas de hasta 8 pulgadas o más son alimentadas a un molino cilíndrico, cuya característica física principal es que el diámetro es 2 a 3 veces su largo.

Fig. 7.4. – Molinos autógenos y semiautógenos La palabra autógena indica que la molienda ocurre debido a la propia acción de caída de los trozos de mineral desde una altura cercana al diámetro del molino, es decir, no se emplea otro medio de molienda adicional que la roca misma. Por lo tanto, la carga de alimentación debe contener una fracción gruesa con la suficiente calidad y competencia como medio de molienda (dureza), para impactar y friccionar las fracciones de menor granulometría de la carga hasta reducir sus tamaños. La molienda semiautógena (SAG) es una variación del proceso de molienda autógena, es la más frecuente en la práctica y en ella se adicionan medios de molienda metálicos al molino. El nivel volumétrico de llenado de bolas varía normalmente de 4 a 14 % con respecto al volumen interno del molino. Para generalizar ambas alternativas, normalmente se habla de molinos de cascada. Como clasificadores del circuito primario de molienda se utilizan generalmente los de gusano tipo Akins, especialmente cuando las arenas son muy gruesas y densas. 96

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El rebalse del circuito primario de molienda generalmente va a los clasificadores del circuito secundario para evitar la sobremolienda y separar el mineral ya liberado. Los clasificadores más utilizados en la molienda secundaria son los hidrociclones (Fig. 7.5), que aparte de ser equipos muy baratos, ocupan un espacio muy pequeño, permitiendo la expansión bajo el mismo techo sin costos adicionales en los edificios, o en caso de nuevas plantas, llevando a considerables economías en las construcciones. Además los ciclones son mejores clasificadores, puesto que para la misma granulometría de clasificación necesitan menos agua que los convencionales; se pueden incluir y desconectar del circuito sin mucho trabajo y, finalmente, tienen una enorme flexibilidad de trabajo.

Fig. 7.5. – Hidrociclón 7.4. - PLANTAS DE FLOTACIÓN Una típica planta de flotación (Fig. 7.6) consta de acondicionadores en los cuales se agregan y acondicionan los reactivos de flotación, de máquinas de flotación primaria, que son bancos de celdas de distinta construcción y diferentes construcciones y de celdas de limpieza o simplemente celdas del circuito secundario que puede estar dedicado a la flotación selectiva de las especies útiles si la especie es polimetálica. Entre el circuito primario y secundario, según las necesidades, pueden existir acondicionadores, espesadores para aumentar la densidad de la pulpa, e incluso molinos, para dar el toque final a la liberación. Los productos finales de una planta de flotación se entregan a la planta de desagüe.

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Fig. 7.6. – Planta de flotación

ALIMENTADORES Y ACONDICIONADORES Antes de la flotación, en la pulpa tienen que agregarse y acondicionarse los reactivos. La alimentación se hace con alimentadores que varían de tipo, según la naturaleza del reactivo y el volumen de alimentación. Los reactivos secos se agregan con un tipo de alimentador que se puede apreciar en la Fig. 7.7, el desprendimiento suave de los sólidos esta garantizado por el fondo cónico del alimentador y un aparato vibrador a su lado. Los reactivos líquidos se alimentan o con alimentador de vaso (Fig. 7.8) o desde estanques especiales por el sistema de sifón a través de un tubo. El último sistema se usa cuando la cantidad de reactivos agregado es apreciable, como es el caso de los modificadores.

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Fig. 7.7 Alimentador de reactivos secos

Fig. 7.8.- Alimentador de reactivos líquidos

Los colectores y espumantes se agregan con alimentadores de vaso, con los cuales es fácil controlar la adición de reactivos. Estos se sacan de la parte inferior del aparato por vasos colgados en el disco que tiene movimiento circular proporcionado por un motor. Al llegar a la altura correspondiente, los vasos se vacían en el receptáculo. Este se puede acercar a alejar de ellos mediante un tornillo cortando de este modo todo el flujo o una determinada fracción de él.

Fig. 7.9. – Acondicionador Denver Para el acondicionamiento de las pulpas se usan estanques agitadores que son simplemente recipientes cilíndricos con un agitador en el centro (Fig. 7.9) Como se puede apreciar, la alimentación se introduce por un tubo lateral directamente hasta el tubo central que recubre y protege el eje del agitador y la triple mariposa que succiona la pulpa. El tubo central tiene otras aberturas que facilitan la circulación de la pulpa y su homogeneización. El rebalse sale por otro tubo situado en la parte superior del estanque. Los diámetros de los acondicionadores son aproximadamente del mismo orden que su altura y varían entre 1 y 7 metros, según las necesidades.

EQUIPO DE FLOTACIÓN El objetivo fundamental de una máquina de flotación es separar en forma satisfactoria de una cabeza, un concentrado y un producto de relave. Como para este proceso hay que poner en contacto íntimo los minerales, el agua, los reactivos y el aire y, como en las operaciones anteriores los primeros tres componentes ya están acondicionados, para la máquina de flotación misma queda, como única función fundamental, introducir aire en la pulpa.

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Según el método de introducción del aire podemos distinguir diferentes tipos de máquinas de las cuales las principales son: 1. Máquinas mecánicas, en que el aire se introduce por agitación mecánica y en cuya distribución es de fundamental importancia un agitador 2. Máquinas neumáticas, en que el aire se introduce bajo presión en la parte inferior y en que no existen partes de agitación mecánica. 3. Máquinas de vacío, en que la generación de aire se produce haciendo vacío en una pulpa saturada en aire y en que tampoco hay partes de agitación mecánica. En una máquina de flotación tiene que haber facilidades para la alimentación de la pulpa en forma continua, mantener la misma en estado de suspensión, sin sedimentaciones, la separación apropiada de la pulpa y de la espuma mineralizada, la evacuación de la última en forma ordenada y la descarga de los relaves. La eficiencia de una máquina de flotación, en consecuencia, se determina por el tonelaje que puede tratar por unidad de volumen; calidad de los productos obtenidos y recuperaciones; consumo de energía eléctrica, reactivos y otros para obtener los resultados óptimos; gastos de operación y mantenimiento necesarios por tonelada de mineral. Las celdas de flotación más conocidas son las Denver, Fagergren y Agitair, aunque en la actualidad se pueden ver máquinas de flotación en columna de diferentes firmas fabricantes. Las características de estas máquinas se pueden ver en diferentes catálogos proporcionados por las firmas.

FLOTACIÓN PRIMARIA Es importante señalar que el circuito primario de flotación es aquel en que se trata el mayor tonelaje de mineral y que, por consiguiente, este es el factor de mayor consideración para efectuar economías en esta parte del proceso. Los gastos de reducción de tamaño y particularmente de molienda, son el ítem más importante de los consumos por concepto de energía gastada, acero consumido, equipo utilizado y consumos generales de operación y mantención. Estos gastos varían normalmente entre el 30 y 50% de los gastos totales de beneficio del mineral, alcanzando en la mayoría de los casos un promedio de 40 a 45 %. Como ejemplo mencionaremos que una tonelada de mineral, para reducir su tamaño hasta el de partículas convenientes para la flotación, consume entre 10 y 20 KWH y entre 0,5 y 1,2 kg de acero. La molienda aparte del mayor consumo de energía y acero, significa también una mayor cantidad de agua necesaria para la clasificación y una mayor cantidad de reactivos de flotación, ya que aumenta la superficie de los minerales. Por estas razones, en el circuito primario de flotación no se flota el mineral completamente liberado, aunque esto signifique ciertas pérdidas metalúrgicas, sino que se opta por una molienda que proporcione buenas recuperaciones y, una 100

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vez obtenido el concentrado primario, se efectúa su molienda adicional para llegar a una liberación completa y poder obtener un concentrado de alta ley.

CIRCUITOS DE LIMPIEZA En la mayoría de los casos es necesaria después de la flotación primaria una flotación de limpieza, y en la Fig. 7.10 se muestran distintas alternativas para circuitos de limpieza.

Relave

Alimentación

Concentrado Final

Producto Medio

Relave

Alimentación

Concentrado Final

Concentrado Primario

Molienda Alimentación Relave Concentrado Primario

Concentrado Final

Producto Medio

Fig. 7.10. – Circuitos de limpieza

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La alternativa “A” se trata de un caso simple. Es una flotación primaria en la cual sólo el concentrado de las tres primeras celdas se aprovecha como producto final y en que los productos medios recuperados en las otras cinco vuelven nuevamente al circuito de flotación para su purificación. Este esquema simple se puede aplicar sólo en los casos en que el mineral molido esta bastante liberado y no contiene partículas de especies útiles mecánicamente bloqueadas por la ganga. Esto permite la obtención de concentrados de una ley razonable para la fundición; la baja ley de los productos medios se debe a las lamas finas o a los productos de ganga que se sacan mecánicamente en el concentrado, por la mayor velocidad de agitación en las últimas celdas. Estas, normalmente, funcionan con mayor velocidad y aireación que las primeras, para hacer todo lo posible por recuperar las partículas útiles antes que se vayan a los relaves. La alternativa “B” se utiliza cuando el concentrado primario recuperado en las primeras celdas, no es suficientemente puro y hay necesidad de someterlo a una nueva flotación. Se opta simplemente por una flotación doble, con la que se alcanza el producto de ley satisfactoria con recuperaciones razonables. La flotación primaria se hace generalmente con un 25 a 30% de sólidos y el concentrado recuperado representa desde un 8 hasta un 15% del peso total de la cabeza, siendo en promedio un 10%. Para la limpieza de este producto se usa una capacidad de celdas que varía entre un 25 y un 50% de la capacidad de las celdas primarias, o sea, se produce una dilución del producto a un promedio de 10 a 15% de sólidos. Esta dilución es absolutamente necesaria, pues permite una mejor separación de las partículas floculadas y la selección de las totalmente liberadas para tener una flotación selectiva. Para aumentar la selectividad de la flotación, la agitación en las celdas de limpieza es más lenta y la cantidad de aire introducida es considerablemente inferior. Si es necesario , se agregan pequeñas cantidades de reactivos adicionales, para compensar las pérdidas por dilución y renovar las películas de ciertas partículas. A veces para aumentar la selectividad no se agregan los reactivos adicionales, lo que hace mayor la ventaja de las partículas muy flotables sobre las poco flotables en cuanto a su adhesión a las burbujas de aire. El caso correspondiente a la alternativa “C” representa un paso más adelante en que además de una doble flotación, es necesario hacer una reflotación o liberación del producto medio. En realidad hay dos posibilidades: en la primera, si el bloqueo de las partículas medias no es serio, se les puede enviar directamente a una nueva flotación al circuito primario. Si el bloqueo es serio y es necesario una molienda adicional de las partículas para liberarlas, el producto medio se devuelve al circuito de molienda, generalmente al clasificador del molino secundario. PLANTA DE DESAGÜE Los productos de una planta de flotación salen en forma de pulpas de distinta densidad. a los concentrados es necesario eliminarles el agua hasta el punto que puedan ser tratados metalúrgicamente o vendidos en forma directa. En el primer caso una humedad entre un 8 y 12% se considera satisfactoria; en el segundo no deberá tener más de un 5% de humedad. Los relaves tienen que llevarse a un 102

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lugar seguro donde no causen molestias y puedan desaguarse en la forma más económica. Para la eliminación del agua de los concentrados, generalmente se emplean dos etapas: la primera de espesaje que aumenta el porcentaje de sólidos desde el valor inicial hasta un 65%; la segunda, de filtración, que reduce la humedad a un 10%. Si esto no es satisfactorio, se prosigue con un secado que puede eliminar casi totalmente la humedad. En la primera fase del desagüe se usan espesadores (Fig. 7.11); estos equipos son cilíndricos, en los cuales los sólidos se separan del agua por sedimentación. El agua limpia rebalsa a una canaleta que rodea el estanque y la arena, arrastrada hacia el centro por paletas, se descarga por el fondo de él y se bombea a donde sea necesaria. La alimentación llega por una cañería situada en el centro del estanque.

Fig. 7.11. – Espesado Las operaciones de filtración se hacen en filtros especiales de vacío que se pueden ver en la Fig. 7.12, inicialmente un filtro de tambor y luego un filtro de discos. El filtro de tambor tiene en el centro un mecanismo separado en sectores y conectado con una bomba de vacío. El tambor cubierto con una tela apropiada, gira lentamente alrededor de su eje y en la parte inferior se sumerge en un estanque de concentrado. Al sumergirse, el filtro succiona el concentrado que se adhiere a la tela mientras el agua pasa a través de ella y se elimina del tambor. Al salir de la pulpa, el tambor sigue succionando el aire, con lo que se seca el concentrado. Al llegar a una canaleta horizontal, la succión se transforma en presión y el queque seco se desliza por la canaleta. Para ayudar a este deslizamiento existe un cuchillo horizontal que raspa el tambor. 103

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El filtro de discos funciona con el mismo principio que el de tambor, con la diferencia de que en vez un tambor hay varios discos, con lo que se aumenta considerablemente la superficie de filtración.

Fig. 12. – Filtros de discos

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CAPÍTULO 8

FLOTACIÓN DE MATERIAS PRIMAS MINERALES Hoy en día muchas materias primas (metálicas, no metálicas) se pueden tratar por el proceso de flotación, a juzgar por la escala en que se utiliza, más de dos mil millones de toneladas de minerales anualmente en todo el mundo. Se puede reconocer que la flotación de menas de sulfuro es la más importante, pero otros minerales como óxidos, silicatos, sales, metales nativos y carbones también se flotan. 8.1.- FLOTACIÓN DE MINERALES SULFUROSOS Para la flotación de minerales sulfurosos se utiliza casi exclusivamente los colectores sulfhidrílicos. Otros tipos de colectores se utilizan sólo en casos especiales. Sobre la superficie de los sulfuros, los colectores sulfhidrílicos bajo condiciones apropiadas se adsorben preferentemente en forma química, mientras que sobre la superficie de los minerales de ganga no entran en interacción. Como resultado de eso se tiene una separación muy selectiva del sulfuro y sus acompañantes, lo que no se puede lograr con otro tipo de colectores. Problemas se pueden esperar si la mena contiene muchos sulfuros, entonces la separación de ellos es más difícil, ya que todos los sulfuros tienen comportamiento de adsorción parecidos. Sin embargo, en la práctica industrial es factible su separación aplicando algunos procedimientos, que se van a tratar en lo que sigue. 8.1.1.- ADSORCIÓN DE MINERALES SULFUROSOS

COLECTORES

SULFHIDRÍLICOS

SOBRE

A pesar de los muchos trabajos de investigación al respecto, hasta el momento no se tiene el problema completamente aclarado, lo cual indica que se trata de un proceso complejo en el cual transcurren diferentes tipos de reacciones al mismo tiempo o en forma escalonado. En lo que respecta al mecanismo de adsorción se tiene tres posibilidades para aclararlo: a) b) c)

Los iones de xantato son adsorbidos sobre la superficie del sulfuro en forma química (quimisorción). Su adsorción se realiza como una adsorción de intercambio cuando se pueden formar productos de oxidación en las superficies de los sulfuros. Para la formación de multicapas juegan un papel la adsorción física y la coadsorción. 105

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De los resultados experimentales en los últimos 40 años se puede sacar la conclusión de que existe una dependencia estrecha entre el oxígeno disponible en el sistema, la adsorción de xantato y la flotación. Una adsorción de intercambio supone la oxidación superficial del sulfuro, esto ya está aclarado sobre todo con el ejemplo de la galena. Esta oxidación lleva a la formación escalonada de película de tiosulfato de plomo (también tiosulfatos básicos). Esta oxidación posiblemente no concluye en una sola capa. Las condiciones dominantes durante la molienda y la flotación son suficientes para producir la transformación. Recién después de largo tiempo de exposición en el aire la galena se transforma en sulfato de plomo y carbonato básico. Una oxidación muy fuerte de los sulfuros no se desea y se debe evitar, ya que muy oxidado disminuye sus propiedades de flotación. Pero también sin la formación de productos de oxidación superficiales puede existir una adsorción química de los xantatos en presencia de oxígeno. La galena, como hace suponer su brillo metálico, es un semiconductor, por lo tanto, como además sus propiedades no son uniformes debido a la falta de estequiometría, a impurezas y a tensiones, presenta lugares con distinto potencial electroquímico. Por lo tanto, en contacto con soluciones de electrolitos tiene lugar fenómenos análogos a los de las células de corrosión localizadas de los metales, presentando áreas catódicas y anódicas. Reactivos aniónicos como los xantatos atacarían con preferencia las áreas más positivas. Entonces, la función del oxígeno en el sistema, es captar electrolitos libres de las bandas de conducción, ya que la galena en el estado natural es un semiconductor de tipo n, y elevar así el potencial de las áreas anódicas hasta el valor en que se adsorbe químicamente el xantato. Al exponer la galena al oxígeno pasa del tipo n al tipo p: ½ 0 + 2 e-  O202- + H2O  2 OHDesde el punto de vista electroquímico se puede explicar, que por efecto del oxígeno, el potencial electroquímico de los sulfuros aumenta. También se ha encontrado que la acción del oxígeno desplaza el potencial electroquímico de la galena en dirección a valores positivos hasta que se alcanza el valor para el cual los iones xantatos en la solución se oxidan a dixantatos. La galena se comporta aquí como un catalizador transportador de electrones:

2 ROC-S- + ½ O2 + H2O  RO-C-S-S-COR + 2 HO“

S

“

“

S

S

106

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Estas reacciones también se realizan para otros sulfuros y otros colectores. Respecto a la coadsorción de xantatos y dixantatos no es una condición para el efecto hidrófobo y que éste es producido ya por las películas de xantatos. 8.1.2.- DEPRESIÓN DE LOS SULFUROS Para la flotación de sulfuros juega un papel importante la depresión selectiva de los sulfuros. Los depresores más importantes y su mecanismo se va a discutir brevemente: a) Reguladores de pH Los reguladores no sólo varían la concentración de H + y OH- sino influyen también en la hidrólisis del colector y precipitación de cationes pesados disueltos que activan la flotación de un sulfuro. La presencia de reguladores de pH impiden no sólo la hidrólisis o la descomposición del colector para valores de pH bajos, sino impiden también la adsorción de concurrencia de OH- para valores de pH altos. En ambos casos se evita la adsorción del colector y con ello la flotación. Los resultados de pH más importantes para la flotación son: Ca(OH) 2, NaOH, Na2CO3 y H2SO4. El CaO es barato y se lo aplica como lechada de cal. Los iones de Ca poseen un efecto depresor específico sobre la pirita que se debe o a una adsorción relativamente estable de iones Ca 2+ sobre ella, también el Na 2CO3 debido a una influencia específica del carbonato o del ion bicarbonato depresa a la pirita mejor que el NaOH. b) Cianuros alcalinos Los cianuros depresan con éxito a aquellos sulfuros cuyos cationes de los metales pesados forman complejos estables con el CN - como Ag, Hg, Cu, Fe, Zn, Cd, Ni, incluso Au nativo. La pirita es depresada con mayor fuerza con los cianuros y un poco menos la marcasita, es depresor fuerte para algunos sulfuros de cobre (calcopirita, bornita, tetraedrita, covelina), para esfalerita activada con Cu2+ . La galena no es influenciada por cianuros y muy poco la calcosina. Los cianuros alcalinos están sujetos a la hidrólisis y el HCN a la disociación: CH + CCN k = ---------------- = 4,7 X 10-10 cCNH

(18 0c)

Para concentraciones pequeñas de CN- se forman primero cianuros de los metales pesados poco solubles que en exceso se transforman en iones complejos cuya constante de disociación es pequeña. si, por ejemplo, a una solución que contiene Cu2+ se le agrega KCN, precipita primero Cu(CN) 2, la reacción prosigue y el anión reduce al catión formándose dicianuro (CN)2 y (Cu(CN)2)-, la reacción total es: 107

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Cu2+ + 3 CN-  (Cu (CN)2)- + ½ (CN)2 El efecto está relacionado al CN- . Para concentraciones suficientemente altas, ya no se adsorbe más xantato o las películas de xantato ya formadas son desorbidas. El efecto de la esfalerita activada con Cu 2+ y de sulfuros de cobre se debe a que los iones de cobre de la superficie mineral forman complejos estables solubles de cobre. Una adsorción de CN- sobre los sulfuros no ha sido observada. A menudo se utiliza cianuros alcalinos junto con sales de Zn por ejemplo ZnSO 4. Estos aumentan el efecto depresor ya que el Zn(CN) 2 hidrófilo se deposita en la superficie del mineral. Los cianuros alcalinos se utilizan en la flotación de menas de Cu-Zn y Pb-Cu-Zn como depresor de esfalerita, pirita, y algunos sulfuros de cobre. Debido a su gran toxicidad (HCN libre). Los cianuros se utilizan en turbias alcalinas. Se trata en lo posible de reemplazarlo por otros depresores. c) Sulfuros alcalinos Estos están sujetos a la hidrólisis formándose H 2S. Para temperaturas de flotación las constantes de disociación valen: CH + CHSK1 = ------------------- = 0.9 x10-7 CH2S CH + CS2K2 = -------------------- = 0,4 x 10-12 CHS-

S2- y HS- son iones determinantes del potencial para los sulfuros y sus efecto depresor se debe al ion HS- cuya concentración en los intervalos de pH que interesa a la flotación es mucho mayor que la concentración de S 2-. d) Otros depresores No se conoce bien el efecto depresor de otras sustancias sobre los sulfuros. Conocido es el efecto depresor de K 2Cr2O sobre la galena y pirita. SO 2, sulfitos, hidrosulfitos y otros iones que contienen azufre y oxígeno son empleados como depresores de esfalerita. La adición de Na 2SiO3 puede servir para mejorar la selectividad en la flotación de sulfuros, también se ha comprobado en los últimos años el efecto depresor selectivo sobre galena y esfalerita de determinados compuestos de tanino. 8.1.3.- ACTIVACIÓN DE LOS SULFUROS El fenómeno de este tipo que ha sido más estudiado y aplicado es la activación de la esfalerita con iones Cu 2+. La esfalerita pura no flota con xantatos. Sólo por la formación de una película poco soluble de sulfuros de cobre, este mineral flota 108

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fácilmente con xantatos. Para ello el recubrimiento de la superficie no necesita ser monomolecular. Se ha comprobado que el intercambio hasta 3 veces de una monocapa transcurre rápidamente. También otros cationes que forman sulfuros poco solubles o difícilmente solubles activan la esfalerita (p.ej. Ag + y Pb2+). En la flotación práctica existen iones Cu 2+ suficientes u otros cationes activadores debido a procesos de oxidación pudiéndose activar la esfalerita con dichos iones. Entonces para la depresión de la esfalerita es necesaria una desactivación. 8.1.4.- FLOTACIÓN DE LOS MINERALES OXIDADOS DE LOS SULFUROS A este grupo pertenecen los sulfatos, fosfatos, algunos silicatos y otras sales de Cu, Pb y Zn. Posteriormente a tipos de formación secundarios y las menas tienen una composición compleja y son más finamente entrecrecidos que los correspondientes sulfuros. La flotación de estas menas se dificulta por la presencia de arcillas y lamas de hematita. Los métodos más importantes para flotar los citados minerales suponen la formación de una superficie sulfurizada con un agente sulfurizador. P.ej. Na 2S. Estas películas recubren bien la superficie de serucita, y casi nada sobre otros minerales. El consumo de Na 2S varía entre O,5-5 Kg/t y su dosificación debe ser muy exacta, un exceso de reactivo produce la depresión del mineral. Para disminuir el consumo de este reactivo, se recomienda un lavado del material para eliminar los cationes metálicos pesados disueltos. Después de la sulfurización se flota con colectores sulfhidrílicos, generalmente con xantatos de cadenas largas también puede haber una flotación sin previa sulfurización, la cual se consigue flotando también con xantogenatos de cadenas largas; sin embargo, el efecto es muy débil. Raras veces se utilizan ácidos grasos (para lo cual no es necesario sulfurizar). Esta flotación es poco selectiva. Con mayor frecuencia se utilizan sales de n-alquil amonio para la flotación de minerales oxidados de zinc, la flotación se realiza en un valor de pH de 1O,5-11,5. 8.1.5.- SEPARACIONES IMPORTANTES EN LA FLOTACIÓN DE SULFUROS A continuación se describirá brevemente las separaciones más importantes. MENAS SULFUROSAS DE COBRE El cobre ocupa el primer lugar entre los metales que se recuperan por flotación. La mayor parte proviene de los sulfuros tales como la calcopirita, calcosina, bornita, covelina, tenantita, tetraedrita, enargita y otros. Las plantas se caracterizan por su gran capacidad (hasta 90 000 t/d). En forma general, los sulfuros de cobre son minerales de flotabilidad buena y pareja. Su flotabilidad natural empieza a disminuir sólo cuando son afectados por la oxidación o por algunos fenómenos secundarios como son, p.ej. la depresión por lamas y productos de descomposición. El problema tecnológico más importante consiste en que junto a la separación de la ganga hay que depresar la pirita que es uno de los acompañantes principales 109

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de los sulfuros de cobre. La cantidad de pirita varía dentro de los límites considerables de un yacimiento a otro, y puede estar presente en cantidades de 23%. La pirita es también muy flotable, particularmente en ámbitos ácidos. Para depresar la pirita se utiliza casi solo Ca(OH)2 y también algunas veces algo de NaCN. Los sulfuros de cobre se flotan sin ningún problema con cualquier colector sulfhidrílico. Se utilizan normalmente el etil xantato. Xantatos de cadenas más largas pueden ser añadidos adicionalmente si existen granos difíciles de flotar, fuera de los xantogenatos tienen gran aceptación los dixantogenatos por una parte y los ditiofosfatos (aerofloats) y el Z-200 (isopropil tionocarbamato) por otra. Los primeros son más económicos, los segundos más eficientes. En lo que se refiere al espumante, es de mayor uso el aceite de pino, aunque también se emplea en grandes cantidades el ácido cresílico y a veces los alcoholes y espumantes sintéticos. El valor de pH debe ser 8,5-10 si está presente la calcopirita y hasta 12 si se trata de calcosina o bornita. La alcalinidad se produce normalmente con cal, por razones económicas, pero hay casos en los que se usa carbonato de sodio. Si se utilizan dialquilditiofosfatos se recomienda un pH 7-8. El consumo de reactivos es del orden: Colector Espumante Modificador Tiempo de flotación pH de flotación

25-300 g/t 25-250 “ 1-4 Kg/t 8-15 min 8,5-12,5

Los resultados metalúrgicos del proceso generalmente son: Ca Cc Cb R K

0,6-5 % Cu 20-50 % Cu entre 0,06 y 0,25% Cu entre 90 y 95 % entre 10 y 45

Menas sulfurosas de cobre-zinc. Este tipo de menas en general contiene mayoritariamente calcopirita a veces acompañada por bornita, calcosina y enargita en concentraciones minoritarias; el zinc se encuentra como esfalerita o marmatita y a menudo contiene cantidades elevadas de pirita y cuarzo. La mena puede contener algo de oro. Normalmente en la primera etapa se flotan los minerales de cobre en turbias débilmente alcalinas hasta alcalinas (Na 2CO3) con amilxantato y aceite de pino. Antes de la flotación se airea intensamente la turbia para depresar la esfalerita, pirita y pirrotina se añaden pequeñas cantidades de NaCN (10 G/T). La siguiente etapa es la flotación de esfalerita, en pH10, para lo cual se activa previamente con sulfato de cobre 400 g/t y se flota con isopropil xantato previa una intensa aireación. De las colas se flota la pirita que puede contener oro que posteriormente se recupera con cianuración. La mayor parte del oro se encuentra en el concentrado de cobre y se recupera posteriormente en la fundición. 110

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Si además hay que recuperar la bornita, entonces primero se flota la calcopirita en pH 8,5 con etil xantato y aceite de pino, algo de bornita flota en ese concentrado, la mayor parte queda depresada por las pequeñas cantidades de cianuro que se agregan al circuito. Las colas se acondicionan con cal(pH 10) y se añade 800 g/t CuSO4 como activador de esfalerita. Luego se flota con etil xantato y aceite de pino, este concentrado de esfalerita contiene algo de Cu. La bornita sé depresa en esa etapa con 140 g/t de ferrocianuro. MENAS SULFUROSAS DE COBRE – NÍQUEL Se pueden flotar colectiva o selectivamente. Las condiciones para la flotación colectiva corresponden a aquellas de la flotación de sulfuros de hierro. Para la flotación selectiva se utilizan métodos semejantes para la separación de sulfuros de cobre-pirita. En la flotación de los sulfuros de cobre generalmente se emplean los dialquilditiofosfatos, mientras que para la flotación del níquel se emplea xantatos. MENAS SULFUROSAS DE COBRE-COBALTO Los principales minerales a separarse son la calcopirita, lincita y pirita cobaltíferas en una ganga de cuarzo. Se flota el cobre con alquilditiofosfatos como colector. MIBC como espumante en pH 11. con lo cual sé depresa la pirita, para más efectividad de depresión se añade además 30 g/t de NaCN. Después de la flotación del cobre, el cobalto y la pirita se activan con un poco de H 2SO4 (pH 9) y 45 g/t de CuSO4 y se flota el cobalto con isopropil xantato y aceite de pino. MENAS SULFUROSAS DE COBRE-MOLIBDENO Para el tratamiento de estas menas existe una tecnología bastante desarrollada que consiste en una flotación colectiva de los minerales de cobre y molibdeno en pH 9-11, quedando la pirita depresada. La flotación se puede efectuar con Z-200 ó formatos o xantatos o dialquilditiofosfatos como colector, y aceite de pino, ácido cresílico, MIBC, etc. como espumantes; todos estos dan una excelente espuma y complementan hasta cierto punto al colector. También se emplean aceites no polares en el circuito de molienda lo cual favorece la flotación de la molibdenita. Es necesario un buen acondicionamiento de estos reactivos para que no se hagan frágiles las espumas. Después se hace la flotación diferencial, flotándose la molibdenita y depresando los minerales de Cu (producto no flotante). MENAS SULFUROSAS DE PLOMO-ZINC Estos minerales normalmente se encuentran juntos y en la mayoría de los casos además asociados con minerales de Fe, Cu, Au, Ag y otros metales. El plomo se encuentra generalmente en forma de galena, aunque cuando existe oxidación pueden estar presentes la cerusita y la anglesita. El zinc se encuentra en forma de esfalerita y menos frecuentemente como marmatita. En los casos de oxidación puede estar presente la smithsonita. El cobre casi siempre se encuentra como calcopirita, aunque hay casos en que aparece la tetraedrita, particularmente 111

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cuando hay plata el oro se encuentra en estado nativo y forma inclusiones en la galena y la pirita. La plata se encuentra en la tetraedrita y otras sulfosales. El hierro está en forma de pirita y pirrotina. El contenido metálico de estas menas es muy alto y la ganga no es a veces más que la mitad de la mena; la ganga puede ser silícea (cuarzo, silicatos) o carbonatada (calcita, dolomita, siderita). Pueden estar presentes además pequeñas cantidades de bismuto y sales solubles de metales alcalino-térreos y pesados. Las plantas hoy en día son para capacidades medianas de tratamiento entre 2000-4000 t/d. Muchas de ellas son tan antiguas que se instalaron durante las distintas etapas del desarrollo de flotación. De aquí una gran variedad de los métodos y alternativas de separación de estos minerales. Se pueden diferenciar los métodos de flotación selectiva y la flotación colectiva-selectiva. En la flotación selectiva se flota la galena, luego la esfalerita y finalmente la pirita. El pH de la flotación de la galena se encuentra entre 7 –10 (empleando Na2CO3). La esfalerita y la pirita son depresadas con 50-100 g/t de NaCN, también como depresor de esfalerita se mezcla cianuro con ZnSO4. Como colector se utiliza 30120 g/t de xantogenatos o cualquier otro colector sulfhidrílico. La cantidad de espumante es de 40-150 g/t. Además se puede agregar pequeñas cantidades de aceites no polares. En la segunda etapa se flota la esfalerita previa activación con 250-1000 g/t de CuSO4y se flota con cualquier tipo de colector, si se trata de xantatos p.ej. el pH de flotación es 10-12 (regulado con Ca(OH)2 o con Na2CO3); si se emplea tionocarbonatos (z-200) el pH es solamente 7. Este colector además es muy selectivo y no flota el hierro. En la última etapa se flota la pirita agregando H2SO4(pH 6,5-7,5). En la flotación colectiva-selectiva son flotados todos los sulfuros luego de una molienda relativamente gruesa. Sigue una etapa de desorción del colector, remolienda para liberar los sulfuros entre sí y se flota selectivamente. La ventaja de este proceso radica en el ahorro en los costos de molienda, la disminución de las operaciones de flotación y en las mejores condiciones de la separación. Estas ventajas solamente pueden ser efectivas cuando el porcentaje de sulfuros no es mayor de 20-25%. MENAS SULFUROSAS DE PLOMO-ZINC-COBRE-HIERRO Las dificultades en la flotación de minerales complejos de plomo-zinc se producen cuando hay cantidades económicas de cobre recuperable y se debe a la similitud en las propiedades de flotación de los minerales de Pb y Cu y a las complicaciones que ofrece su separación, particularmente cuando hay oxidación de la mena y la presencia de iones de Cu y otros metales pesados. Por esta razón se considera una solución adecuada a la flotación de Pb-Cu en la primera etapa para separar este último del Zn lo antes posible. Se puede flotar en pH 8-10 con los colectores convencionales depresando los minerales de zinc y hierro, es especialmente de los primeros con cianuros que realizan dos funciones: depresan la pirita y desactivan la esfalerita por secuestro de los iones de cobre, con los cuales forman complejos. La acción de los cianuros 112

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puede ser fortalecida por distintos sulfatos y sulfitos, particularmente con el ZnSO4. De esta manera, en la flotación rougher se obtiene un concentrado de Pb-Cu, que contiene una buena parte de Au y Ag, y casi todos los minerales de Bi. En las colas queda la esfalerita, pirita (que también puede contener Au) y la ganga. Para evitar el efecto floculante de la cal se reemplaza a menudo por Na 2CO3, que es también un dispersante de lamas, además para ayudar esa tarea se agrega Na2SiO3. El concentrado mixto Pb-Cu normalmente se trata metalúrgicamente, pero si se quiere separarlos se puede hacer una flotación selectiva que consiste en flotar el Cu y depresar el Pb de dar formas:

a) Empleando K2Cr207 (cromato y dicromato respectivamente), se necesitan cantidades de 2 Kg/t. b) Utilizando anhidrido almidón (500 g/t).

sulfuroso

y dicromato (1,5-2,5 Kg/t) o en su lugar

También se puede flotar el Pb y depresar con cianuro el Cu. Este proceso es conveniente cuando los minerales de cobre y plomo no están oxidados superficialmente y cuando la concentración de los minerales de cobre no sobrepasa al 50% de los de plomo. Se puede usar también mezclas de cianuro con sulfato u óxido de zinc. La desventaja del uso de cianuro puro se debe a que lixivian con facilidad tanto el oro como el cobre lo que produce pérdidas económicas. Para evitar esto se prefiere el uso de complejos de cianuros que tienen el mismo poder depresor, pero que no lixivian los metales nombrados. La dosis de los cianuros se basan sobre un cálculo aproximado de 250 g de NaCN por cada porcentaje de cobre. Una vez obtenido el concentrado de Pb-Cu se procede a la flotación del zinc. Para que no flote la pirita o pirrotina hay que aumentar la alcalinidad a un pH 12 (cal). Pero se puede lograr ese mismo efecto empleando por ejemplo como colector el Z-200 que no tiene afinidad para minerales de Fe o los ditiofosfatos, en ese caso el pH es más bajo. Como activador de la esfalerita se usa mundialmente CuSO4, se requiere un largo tiempo de actuación entre 10-30 min. y es conveniente acompañarla con una aireación que contribuye a una mejor depresión de la pirita. Si las condiciones lo requieren (pirita aurífera o producción de N 2SO4), la pirita se la puede recuperar acondicionando las colas de la flotación de esfalerita con Na2CO3 a un pH 9-9,5, se emplea en este caso isopropil xantato. Si todavía existe pirrotina las colas de la anterior flotación se acondicionan con H 2SO4 (pH 6,5-7,5) y se añade más isopropil xantato para la flotación de pirrotina.

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MENAS SULFUROSAS DE ANTIMONIO La estibina se flota fácilmente con xantatos de cadena larga (50-250- g/t) en pH 8 (para depresar la pirita que generalmente está presente, se emplea algo de cianuro (40 g/t) previa activación con sales de plomo (nitratos, acetatos), hasta 50-275 g/t de activador. El aceite de pino (25-75 g/t) y el Dowfroth 1012 (50 g/t) se emplean como espumantes. MENAS SULFUROSAS DE MERCURIO Un proceso típico para la flotación de menas de mercurio consiste en el acondicionamiento con 500-1000 g/t de NaOH en un pH 8 y 250-500g/t de CuSO4 como activador. Se emplean xantatos de cadena larga 100-150 g/t. También se puede flotar con ditiofosfatos. Otra alternativa es emplear mezclas de ambos. MENAS SULFUROSAS DE PLATA Cuando la mena de plata contiene pequeñas cantidades de sulfuros de los metales básicos (1-5%) lo mejor es obtener un concentrado colectivo. Se emplean ditiofosfatos y xantatos (25-50 g/t). Si hay mucha pirita el uso de mucha cal reduce la cantidad flotada. Se añade CuSO 4 para activar la blenda, arsenopirita, pirrotina que pueden contener la plata o si ésta está muy entrecrecida. Cuando la mena contiene mayores cantidades de sulfuros los metales básicos sin plata, se sugiere la flotación selectiva de los minerales de plata (argentita, polibasita, proustita, estefanita, tetraedrita, pirargirita). Se flota en turbias alcalinas, además se añade cianuro con ZnSO 4. Algunas veces los depresores se añaden al circuito de limpieza. Agentes reguladores como el Na 2S, Na2CO3, almidón, Ca(OH)2 tienden a depresar los minerales de plata y su uso debe ser cuidadoso. un tipo de colector muy específico para la plata son las tiocarbanilidas , este colector es insoluble en agua y generalmente se lo añade en seco en la molienda para su mejor dispersión. Los minerales de plata responden bien a la flotación en circuito neutro. Otros colectores para minerales de plata son los formatos (Minerac) que se añaden al circuito de molienda. Como son poco solubles en agua se emplea un disolvente o el espumante. 8.2.- FLOTACIÓN DE MINERALES ÓXIDO Como colectores junto con los carboxilatos se emplean también los alquilsulfatos, alcano sulfonatos, las sales de alquilamonio, los ácidos hidroxámicos y otros tipos de colectores cada vez en mayor cantidad.

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8.2.1. ADSORCIÓN DEL COLECTOR EN LOS ÓXIDOS Los fundamentos más importantes para la adsorción del colector en minerales óxido ya han sido tratados principalmente en los Cap. 4.3.1. y 6 . Como se sabe, para los óxidos los iones H+ y OH- son determinantes del potencial, de tal manera que para el fenómeno de adsorción son determinantes el enlace electrostático del colector y el valor del punto de carga cero. Recientemente se investigan colectores y se los ha introducido a la práctica industrial, con la intensión de mejorar la selectividad de las separaciones, los cuales se adsorben químicamente y que están sujetos al mecanismo de la formación de quelatos (ver Cap. 6.3).

8.2.2.- ACTIVACIÓN Y DEPRESIÓN DE MINERALES ÓXIDO La activación y depresión de minerales óxido puede ser realizada para la adsorción electrostática con un control de la concentración de iones determinantes del potencial en el sentido que ya se ha estudiado en el capítulo relacionado con la modificación del efecto colector. Otro papel importante juega la actuación y depresión de cationes multivalentes o sus hidroxocomplejos. En este caso no es raro impedir una activación o un efecto depresor debido a los iones para garantizar la selectividad de la separación. Dichos iones aparecen en el agua por disolución o en muchos casos ya existían en ella (aguas duras). En estos casos los iones deben ser precipitados o secuestrados como complejos con ayuda de reactivos adicionales, sobre todo con los fosfatos, fluoruros, Na 2SiF6, Na2CO3, ácido cítrico. Muchas veces es necesario el tratamiento previo del agua antes de la flotación. Los depresores macromoleculares y coloidales como ser silicatos de sodio, almidón, tanino, etc. es utilizado en la mayor parte de los casos para mejorar la selectividad de la separación. 8.2.3.- SEPARACIONES IMPORTANTES EN LA FLOTACIÓN DE ÓXIDOS En forma industrial se flotan sobre todo menas de óxido de Fe, Mn, Ti, Cr, Sn. Estas menas están fina y muy finamente entrecrecidas y no pueden ser tratadas por separación magnética en campo débil o concentración gravimétrica MENAS DE ÓXIDO DE ESTAÑO

La flotación de casiterita es utilizada cada vez más para el enriquecimiento de granos finos que no se pueden ser tratados por separación gravimétrica o sólo se alcanza un éxito muy relativo. Sin embargo, la presencia de lamas y cationes metálicos multivalentes ocasionan problemas en la turbia de flotación. Se pueden mejorar las separaciones con deslame, empleando depresores macromoleculares orgánicos, silicatos de sodio, fluoruro de silicio y sodio, sales de metales pesados, ácido cítrico y otros. La flotación con carboxilatos se ha utilizado durante la época de la II Guerra Mundial en Alemania (1938-1945) en forma industrial. al presente la flotación de casiterita con carboxilatos (generalmente ácido oleico) en pH neutro, juega un importante papel. Para menas sencillas (esto quiere decir menas que contienen 115

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preponderantemente cuarzo como ganga), como depresores se utiliza silicato de sodio, Na 2SiF6, AlSO3. Se necesitan muchas flotaciones de limpieza para lograr un concentrado más o menos aceptable. Posteriormente en la RDA se desarrollaron colectores que contienen As y P como los ácidos arsénicos, fosfónicos, alquilbenzolfosfónicos que han encontrado aplicación en turbias ácidas hasta neutras. Especialmente el ácido estirol fosfónico se emplean con éxito industrialmente, sus ventajas son: poco tóxicos, bajos costos de fabricación, es muy selectivo. Actualmente este último colector se lo está fabricando en Inglaterra y se está empleando en plantas australianas. En Bolivia se han introducido para la flotación directa el Aerosol 22 (descubierto por ARBITER como colector para SnO 2). El ámbito de flotación óptimo es 2-3. Es poco sensible contra cationes polivalentes, pero forma espuma muy consistentes que son difíciles de controlar. Como depresor se emplea ácido cítrico y en parte Na2SiF6. Un colector que en los últimos años se ha estado empleando en algunas plantas es el Procol CA 540, con el que puede flotar tanto en turbias ácidas (pH 2-2,5) que se regulan con H2SO4 o en pH 6-6,5. Previa a la flotación de casiterita se debe flotar la pirita y deslamar la mena (-6um). El consumo de colector es de 500-700 g/t para el primer caso y de 150-170 g/t para el segundo caso, la adición debe ser escalonada. También son necesarios depresores de ganga y como espumante se emplea el MIBC. Finalmente, en los últimos años se mencionan como colectores de SnO 2 los ácidos hidroxámicos, las pruebas no se han extendido a su empleo en plantas industriales. MENAS DE ÓXIDO DE HIERRO

La flotación se utiliza para menas finas y muy finísimas que contienen minerales de hierro débilmente magnéticos (hematita, goetita, etc.) y para la limpieza de los preconcentrados de la separación magnética y la concentración gravimétrica. La flotación se simplifica en la mayor parte de los casos porque las menas comúnmente contienen cuarzo como ganga principal y porque las propiedades de flotación de los diferentes óxidos de hierro son semejantes. el consumo de colector varía de acuerdo al tipo del mismo desde 150-1000 g/t. Además, la adición de colectores secundarios no polares puede ser ventajosa. Desde el punto de vista de la calidad de los concentrados, del consumo de reactivos se debe impedir porcentajes altos de granos muy finos en la alimentación de la flotación, por lo que se recomienda un deslame. Se deben diferenciar los siguientes procesos de separación: a)

Flotación directa con colectores aniónicos (carboxilatos, alquilsulfatos, alcanosulfonatos, ácidos hidroxámicos, etc.). Los hidrodroxamatos son mejores que los carboxilatos bajo ciertas condiciones. El pH en la flotación varía de acuerdo al tipo de colector, así por ejemplo, con carboxilatos debe realizarse en una turbia neutra o débilmente ácida. Con alquilsulfatos se puede flotar en un intervalo de pH 2-5, los hidroxamatos muestran su 116

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mejor efectividad en pH 9,5. A menudo se utiliza silicato de sodio para depresar la ganga silícea. b)

Flotación indirecta con carboxilatos: en este caso se flota el Si0 2 en un pH 11, se emplean cationes Ca 2+ para activar el cuarzo y almidón para depresar los minerales de hierro.

c)

Flotación indirecta con colectores catiónicos. La flotación selectiva en turbias débilmente ácidas o alcalinas es posible con sales de nalquilamonio y otros colectores catión activos.

MENAS DE ÓXIDO DE MANGANESO

Los principales óxidos de manganeso son la pirolusita y la hausmanita que están acompañadas de silicatos, se pueden flotar en agua blanda con carboxilatos (talol). Para depresar el SiO2 se usa silicato de sodio, depresores macromoleculares orgánicos y Na 2CO3. Los óxidos de manganeso tienden a la formación de lamas. Para impedir las grandes pérdidas que pueden resultar de hacer un deslame, aquí se emplea la flotación por aglomeración, empleando aceites no polares como colectores secundarios. En los últimos años se ha probado con éxito la separación de espuma. Para menas con mucha calcita, esta se flota en pH 8 con carboxilatos depresando con algún depresor macromolecular orgánico el óxido de manganeso. MENAS DE ÓXIDO DE TITANIO

El rutilo puede ser flotado con carboxilatos en turbias neutras y con alquilsulfatos en turbias ácidas. La illmenita se flota con carboxilatos en turbias neutras hasta ácidas. MENAS DE ÓXIDO DE URANIO

La flotación solamente se utiliza para el preenriquecimiento de las menas de uranio finamente entrecrecidas que como minerales de óxido de uranio principalmente contienen: uranita, tucholita y otros. Como colectores son apropiados los carboxilatos y los alquilfosfatos en pH 3-4. Algunas veces junto con los carboxilatos se emplean aceites no polares. La uranita se puede flotar con alquilditiocarbonatos y sales de alquilamonio. MENAS DE ÓXIDO DE CROMO

Los minerales de ganga que se deben separar de la cromita son principalmente la olivina, serpentina y carbonatos. Las lamas de serpentina tienen una influencian negativa en la flotación de cromita. Por esta razón éstos deben ser separados antes de la flotación o depresados con silicatos de sodio, fosfatos, fluoruros, fluosilicatos u otros reactivos apropiados. La cromita flota con carboxilatos en pH ácidos hasta débilmente alcalinos, rara vez en fuertemente alcalinos. La flotación 117

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de limpieza se lo realiza en un pH 4-5. El uso de depresores macromoleculares orgánicos puede ser muy ventajoso. Con alcanosulfonatos se flota cromita en pH 3. Las sales de n-alquilamonio flotan en turbia ácidas y alcalinas. 8.3.- FLOTACIÓN DE SILICATOS Los silicatos dominan la corteza terrestre, forman no sólo el porcentaje principal de la ganga de la mayor parte de los minerales, sino que muchos minerales silicatos constituyen por sí mismas importantes materias primas como por ejemplo; feldespatos, micas, caolín, espodumena, berilo, para cuya obtención los procesos de separación por flotación han ido aumentando en importancia. 8.3.1.- ADSORCIÓN DEL COLECTOR EN LOS SILICATOS Los colectores adsorbidos físicamente actúan como contraiones en la capa de STERN, por eso es posible la flotación con colectores aniónicos sólo debajo del punto de carga cero y con los colectores catiónicos sólo por encima de éste. Para la selectividad de la separación, es por lo tanto decisiva la diferencia entre los puntos de carga cero o sea el valor de pH y se constituye en la variable más importante. Debido a la semejanza de muchos silicatos en lo que respecta a su química de superficies y por ese motivo a la pequeña diferencia de los puntos de carga cero, las posibilidades de separación son por lo tanto limitadas con ayuda de colectores que se adsorben físicamente, siempre y cuando no se produzcan variaciones selectivas importantes con reactivos modificadores. El adelanto probablemente más importante en el campo de la flotación de silicatos, se alcanzó con el uso de reactivos que están en condiciones de formar enlaces complejos o quelatos, esto está demostrado, p.e., de los resultados de la flotación de la crisocola y de la rodonita con alcano hidroxamatos de potasio. En el caso de la crisocola cuyo punto de carga cero está en pH 2, la flotación óptima se encuentra para pH 6 y en el caso de la rodonita (PCC pH 2,8) para pH 9. El mecanismo de adsorción puede ser correlacionado bien con el estado de hidratación de los cationes de la superficie mineral, en el caso de crisocola con CuOH (ver 6,3) y MnOH en el caso de rodonita. En la flotación de silicatos con carboxilatos al mecanismo de adsorción es generalmente químico, por ejemplo para la distena, fenaquita y el zircón. 8.3.2.- ACTIVACIÓN Y DEPRESIÓN DE SILICATOS La flotación con colectores aniónicos de muchos silicatos es influida en gran forma por la presencia de cationes multivalentes en la turbia. Una activación no intencionada de los silicatos con cationes disminuye fuertemente la selectividad. Un ejemplo típico para ello es la separación del berilio y cuarzo en valores de pH ácidos con alcanosulfonatos como colectores. en presencia de un activador el berilo flota mal en un intervalo de pH relativamente estrecho, mientras que en presencia de Fe3+, Pb2+ o cualquier otro catión en intervalos de pH determinados se observa una mejora importante. en el caso de silicatos complejos puede 118

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aparecer también una autoactivación ocasionada por una disolución selectiva de partes componentes metálicos de la red, los que finalmente son readsorbidos como hidroxocomplejos. Estos complejos readsorbidos pueden ocasionar un efecto activador, como por ejemplo en el caso de la flotación de augita u olivino con colectores aniónicos. 8.3.3.- SEPARACIONES IMPORTANTES EN LA FLOTACIÓN DE SILICATOS Como colectores son apropiados principalmente los carboxilatos, alquilsulfato sales de alquilamonio. Como depresor silicato de sodio, compuestos macromoleculares orgánicos y como reguladores del medio se emplea HF, H 2SiF6, fluoruros y diferentes otras sales. Las separaciones por flotación más importantes son las siguientes: FLOTACIÓN DE ZIRCÓN

Este mineral puede ser flotado en turbias neutras con carboxilatos. Los alquilsulfatos se emplean en turbias ácidas y los colectores catiónicos en alcalinas. FLOTACIÓN DE BERILO

Los minerales de ganga importantes en las pegmatitas son las micas, feldespatos y cuarzo. Mientras que en la primera etapa se flota la mica con aminas de cadena corta en turbias débilmente ácidas, en las siguientes etapas se flota en turbias fuertemente ácidas (HCl) el berilo y feldespatos con aminas de cadena larga para formar un concentrado colectivo. Este concentrado se lo acondiciona en una turbia densa con hipoclorito de calcio; después de este tratamiento la solución es separada, el material es lavado con agua fresca. El berilo se flota finalmente con alquil sulfatos o alcano sulfonatos en una turbia con H 2SO4. FLOTACIÓN DE LA ESPODÚMENA

Para la flotación con carboxilatos se realiza generalmente un acondicionamiento en una turbia con HF y un posterior lavado en muchas aguas. Finalmente se flota en pH7. También este silicato se puede flotar con aminas, eso si en un ámbito de pH muy estrecho (5-6). FLOTACIÓN DE DISTENA

Este mineral se puede flotar en turbias ácidas con carboxilatos, alquilsulfatos y sus derivados. FLOTACIÓN DE FELDESPATO

El material feldespático contiene junto con cuarzo además micas y diferentes silicatos de hierro. En la primera etapa se flota la mica en una turbia débilmente ácida (H2SO4) y con aminas de cadena corta; en la segunda etapa los silicatos de hierro con aminas de cadena larga. Finalmente la solución que contiene H 2SO4 119

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es separada y el material es acondicionado nuevamente en una turbia con HF. Para pH  2,5 los feldespatos pueden ser separados del cuarzo con colectores catiónicos de cadenas largas. En arenas feldespáticas, los feldespatos están caolinizados superficialmente. Por lo tanto antes de la flotación se debe someter a una tratamiento de atrición intensivo. FLOTACIÓN DE MICA

Este mineral se flota preponderantemente con colectores catiónicos de cadena c 8 en turbias débilmente ácidas (H2SO4). Como depresor de otros silicatos acompañantes se utiliza Al2(SO4)3. FLOTACIÓN DE ARENAS CUARCÍFERAS

La flotación de este material ha aumentado en los últimos años en importancia. Por regla general las impurezas son llevadas en las espumas por ejemplo la mica con sales de n-alquilamonio de cadena corta en pH  3; óxidos con alquilsulfatos, alcanosulfonatos y colectores semejantes en pH  3 y feldespatos en turbias ácidas (HF) con sales de n-alquilamonio. Antes de la flotación generalmente se somete el material a una atrición en turbia densa y finalmente se deslama. 8.4.- FLOTACIÓN DE SALES MINERALES POCO SOLUBLES A este grupo pertenecen sobre todo fluoruros, carbonatos, sulfatos, fosfatos, wolframatos y boratos de cationes multivalentes. La importancia económica de algunos de estos minerales es notable. 8.4.1.- FUNDAMENTOS DE LA FLOTACIÓN DE SALES MINERALES POCO SOLUBLES Estos minerales poseen redes iónicas, por lo tanto iones determinantes del potencial son los iones que conforman la estructura de la red o los tipos de iones que se originan por hidrólisis. Pero también los iones H y OH influyen en la formación de la doble capa eléctrica (adsorción de H y Oh, dependencia del valor de pH, de la solubilidad y con ello de la concentración de las partes solubles, dependencia del pH de la composición de los iones de la solución). Las relaciones más claras entre el potencial de la doble capa eléctrica y la capacidad de adsorción, como en otros casos existen sólo en la adsorción física (adsorción electrostática) pero no para la adsorción química. Esta última juega un papel muy importante en la flotación de sales poco solubles. Sobre el mecanismo de adsorción que se origina existe una gran cantidad de trabajos, por ejemplo de colectores aniónicos en fluorita-baritina, apatito-scheelita, así como de colectores catiónicos en calcita-apatita y baritina Se ha introducido técnicamente sobre todo la flotación de las sales alcalinotérreas. Como colectores son empleados principalmente los carboxilatos (mayormente el ácido oleico, talol y otros ácidos grasos que contienen productos mezclados). Fuera de ellos tienen una cierta importancia los alquilsulfatos, 120

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alcanosulfonatos, otros reactivos sulfonados y las sales de alquilamonio. depresor más empleado e importante para la ganga es el silicato de sodio.

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La flotación se realiza normalmente en turbias neutras hasta alcalinas. Debido al comportamiento de adsorción similar al de las sales de los metales alcalinotérreos, se presentan algunas dificultades para su flotación selectiva. Por el hecho de la asociación de estas sales que no es rara por ejemplo fluorita-barita, fluorita-calcita o magnetita-dolomita, no es raro que la búsqueda de una posibilidad para la separación satisfactoria sea un problema importante. Según el estado de conocimiento actual se pueden esperar buenos resultados con el uso conjunto de colectores y depresores específicos y donde la determinación de sus concentraciones en casos concretos es especialmente importante. 8.4.2.- SEPARACIONES IMPORTANTES EN LA FLOTACIÓN DE SALES MINERALES POCO SOLUBLES FLOTACIÓN DE FLUORITA

La flotación selectiva de fluorita y cuarzo con carboxilatos no es ningún problema, si se impide la activación del cuarzo con cationes polivalentes. El depresor más importante del cuarzo es el silicato de sodio. Antes de la flotación propiamente de la fluorita es necesaria en la mayor parte de los casos la flotación de los sulfuros con colectores sulfhidrílicos. En presencia de calcita se pueden obtener solamente concentrados de fluorita de buena calidad, si el contenido de calcita en la alimentación no sobrepasa determinados límites. Como depresores se tienen: Silicato de sodio ácido, silicatos de sodio en combinación con sales de aluminio, taninos naturales y sintéticos, almidón así como polifosfatos. Buenos concentrados de fluorita inclusive de brozas con porcentajes altos de calcita pueden ser obtenidos con alquil así como dialquilfosfatos como colectores. Asimismo, puede flotarse fluorita con colectores catiónicos en presencia de calcita y cuarzo. La flotación de fluorita con carboxilatos en presencia de baritina sólo se consigue depresando esta última p.ej. con almidón, dicromato de potasio, sulfato ferroso, sulfonato de lignina, etc. en muchos casos se recomienda emplear mezclas de depresores p.ej. dextrina-sulfato ferroso, sulfonato de ligninafluoruro de sodio o dextrina-cloruro de bario. FLOTACIÓN DE BARITINA

En la flotación de baritina se utilizan junto con los alcano carboxilatos, alquilsulfatos y alcano sulfonatos. Sobre todo con los dos últimos se puede flotar baritina en turbias alcalinas (pH  9) relativa y selectivamente del cuarzo, fluorita y carbonatos. Una desventaja es la formación de espuma muy estable. Para su dominación hay que tomar medidas especiales. Uno de los depresores que más se emplea es el ácido cítrico, pero también pueden ser útiles otros compuestos orgánicos (p.ej. ácido gálico, ácido tartárico). FLOTACIÓN DE MAGNESITA 121

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Para la separación de magnesita, dolomita y calcita son usuales como colectores los alcano carboxilatos. La separación magnesita-dolomita se ha investigado mucho. Normalmente se flota la magnesita y sé depresan los minerales acompañantes. Como depresores se recomiendan los fosfatos alcalinos (polifosfatos). Como colectores de magnesita son apropiados también los alquilsulfatos y las sales alquilamonio. FLOTACIÓN DE SCHEELITA

Como colectores se pueden utilizar carboxilatos en turbias débilmente ácidas hasta alcalinas. Otros colectores que se pueden emplear son los alquilsulfatos y los colectores catión activos. La flotación con carboxilatos, especialmente con ácido oléico, no presenta dificultades especiales si es que existe ganga silicatada y carbonatos que son depresados con silicato de sodio y cuando se usa agua blanda y se deslama cuidadosamente. Adicionando sales de metales pesados la depresión de los minerales acompañantes con ayuda de silicato de sodio puede ser aumentada. La flotación de una mena de scheelita con roca acompañante silicatada (hornblenda, cuarzo, feldespato, etc.) da buenos resultados cuando la turbia de flotación es acondicionada con NaOH, luego con silicato de sodio y colector a altas temperaturas. Un método desarrollado en la URSS (Método PETROV) consiste de un tratamiento de vapor de agua del preconcentrado espesado de aprox. 80-90 oC adicionando silicato de sodio para depresar mejor la ganga. Luego sigue una serie de procesos de post-limpieza. Este proceso no da resultados satisfactorios si existe apatita y baritina. FLOTACIÓN DE APATITA Y FOSFORITA

Como colectores de apatita son utilizados los carboxilatos así como los dialquilfosfatos, ácidos alcano sulfocarbónicos como ester de poliglicerina, mientras que para la flotación de fosforita son muy apropiados los alcano aril sulfonatos. La depresión de cuarzo y silicatos se efectúa como es usual con Na2SiO3. La flotación indirecta es posible con colectores catiónicos. También es importante la flotación de grano grueso para estos dos minerales. 8.5.- FLOTACIÓN DE SALES MINERALES MUY SOLUBLES Es muy importante en la práctica industrial la separación de silvina y halita. Más de la mitad de la producción mundial de silvina son obtenidos por flotación. La flotación de sales muy solubles tiene que realizarse en soluciones saturadas o casi saturadas. Aquí se originan algunos problemas que son desconocidos en la técnica de flotación de minerales poco solubles o no solubles. Como colectores de silvina se pueden nombrar a los carboxilatos, los alquilsulfatos y las sales de alquilamonio. Mientras que como colectores de halita se utilizan también los carboxilatos, alquilsulfatos y sales de alquil morfolina. Los minerales sulfatados pueden ser flotados con colectores sulfurados. 8.5.1.- FUNDAMENTOS DE LA FLOTACIÓN DE SALES MUY SOLUBLES

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Es muy notable que la silvina y la halita, que cristalizan en el mismo tipo de red, se comporten en forma muy diferente en lo que se refiere a la adsorción frente a un determinado grupo de colector. En la flotación de sales muy solubles se puede observar los mecanismos para la adsorción del colector: a) b)

El enlace de los iones del colector con los iones contrarios rotos de la red de la sal(p.ej. cloruros de alquilamonio y n-alquil sulfatos sobre KCl). El enlace de los iones o moléculas del colector sobre una capa de hidratación mediante puentes de hidrógeno (p.ej. n-alquilmorfolinas, carboxilatos, n-alquilaminas sobre NaCl, ver cap. 6.6).

En el primer mecanismo arriba mencionado, la atracción electrostática del grupo polar del colector con la superficie del mineral, no puede ser un componente importante de la energía de adsorción, porque en la solución se encuentra una concentración alta de electrolito y con ello una concentración de los iones inorgánicos concurrentes es más grande en muchas potencias de diez que la de los iones del colector, donde sus radios iónicos se diferencian muy poco de aquellos de los grupos polares del colector. El valor de energía mas importante en este mecanismo se debe a la asociación de los grupos no polares. Como resultado de muchas investigaciones se puede suponer que la adsorción del colector puede producirse también sobre una capa de hidrato fuertemente enlazado, en el caso de que el ion o la molécula del colector esté capacitado para formar enlaces con puentes de hidrógeno, esto se cumple para la adsorción de carboxilatos, alquilsulfatos, alquilaminas (para pH 10) y para sales de nalquilmorfolina. Este último colector es muy selectivo en la flotación de halitasilvina. 8.5.2.- SEPARACIONES IMPORTANTES DE SALES MINERALES MUY SOLUBLES FLOTACIÓN DE HALITA Como colectores son apropiados carboxilatos en soluciones libres de Mg. Sin embargo, resultados óptimos se obtienen con sales de n-alquilmorfolinas en pH  4, éstos colectores son utilizados en soluciones que contienen Mg. Halita también se flota con alquilfosfatos. FLOTACIÓN DE SILVINA

Colectores principales son las sales de alquilamonio, pero también son apropiados los alquilsulfatos. Aquí juega un papel importante para las aminas el largo de la cadena c8 – C22 (pero especialmente C12 –C18). Es muy ventajoso el uso de mezclas de aminas. En lo que se refiere a la concentración de la solución se recomiendan concentraciones bajas (0,1 –1%) para que con ello se introduzcan en las soluciones salinas saturadas un porcentaje alto de amina molecular dispersa; esto, sin embargo, puede convertirse en una desventaja en presencia de compuestos finamente dispersos y de adsorción activa (p.e. arcillas), por lo que en este caso puede ser ventajoso emplear soluciones de alta concentración. 123

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La flotación con cloruros de n/alquilamonio es posible en pH  9. el tamaño de grano óptimo a flotarse (convencionalmente) está entre 0,2 –0,8 mm. en la flotación de grano grueso se puede flotar granos de hasta 3 mm.

FLOTACIÓN DE KIESERITA, LANGBEINITA, POLIHALITA

Estas sales sulfatadas se flotan con ácidos carbónicos (alta o medianamente sulfonizados), alquil benzol sulfonatos, alcano sulfonatos. De las tres sales, la polihalita es la que peor flota. El pH sólo influye si se flota con ácidos grasos sulfonizados. FLOTACIÓN DE KAINITA

Se flota con sales de n-alquilamonio (C8 – C12) como colectores y alcoholes aromáticos y alifáticos como espumantes. La separación kainita-silvina puede realizarse con alcano sulfonatos, así como con mezclas de sales de amonio primarias o secundarias ramificadas con adición de pequeñas cantidades de sales de n-alquilamonio. 8.6.- FLOTACIÓN DE MATERIAS PRIMAS MINERALES HIDROFOBADAS A este grupo pertenecen sobre todo el carbón de piedra, grafito, azufre, talco y la molibdenita. Los ángulos de contacto medidos se encuentran entre 20 – 90º . Para intensificar la hidrofobación se utiliza sobre todo aceites no polares como colectores. En la flotación del carbón de piedra tienen efecto colector también los compuestos polar no-polares no iónicos como los alcoholes y en parte también compuestos iónicos. Las menas nombradas pueden ser flotadas en granos relativamente gruesos (1 mm) debido a su baja densidad. Otra característica es que éstos junto a la ganga acompañante con frecuencia tienden a formar lamas muy finas. FLOTACIÓN DEL AZUFRE

Su flotación se complica debido a las lamas muy finas y presencia de sustancias bituminosas. Se utilizan aceites no polares y algún espumante. Como depresores de la ganga arcillosa son necesarios Na 2 CO3, Na2SiO3, Na4P2O7 u otro depresor. Son necesarias varias etapas de limpieza. FLOTACIÓN DEL TALCO

Este mineral es flotado igualmente con aceites no polares y espumantes. FLOTACIÓN DE MOLIBDENITA

Este sulfuro se flota a menudo con aceites no polares. Pero se tiene el problema de la separación de la molibdenita de concentrados colectivos sulfurosos. Este 124

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puede realizarse depresando la MoS 2 con almidón, dextrina o depresando los otros sulfuros, después de una oxidación superficial o con ayuda de sulfuro de sodio. FLOTACIÓN DE GRAFITO

Existen muchos tipos de grafitos (en escamas de algunos mm, cristalino  O,1 mm, criptocristalino  0,1 m) y la flotación disminuye en ese orden. Como colector se utiliza aceites no polares y un espumante cualquiera. Las dificultades aparecen al tratar de obtener concentrados de buena calidad, porque los granos de grafito se adhieren fácilmente a los granos de ganga. Son usuales muchas etapas de limpieza.

FLOTACIÓN DE CARBÓN DE PIEDRA

Son flotados solamente granulaciones mayores a 0,5 – 1 mm. Como colectores se tienen en primer lugar compuestos no polares (parafínicos, alcíclicos, olefínicos y aromáticos). Además se tiene los alcoholes alifáticos monovalentes (C 6-C8), compuestos héterocíclicos y aromáticos con grupos OH -, COOH- y CO-. Desde el punto de vista económico se pueden utilizar productos mezclados de fabricación barata, p.e. aceite de alquitrán, aceite de destilación, fuel oil, gas oil y semejantes. Los aceites son emulsionados (tamaño de las gotas 5 m). Los aceites producen también una aglomeración y una regulación de la espuma.

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