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Capitulo Iv Circuitos Y Maquinas De Flotacion

Descripción: Circuitos y máquinas para flotacion de minerales sulfurados

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PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALÚRGIA II ING. NATANIEL LINARES G. CAPITULO IV MÁQUINAS Y CIRCUITOS DE FLOTACIÓN 4.1. OBJETIVO. Al culminar el estudio de este capitulo, el estudiante tendrá un conocimiento razonable del tipo de máquinas de flotación, su utilización, funcionamiento y operación. Será capaz de dimensionar y seleccionar máquinas de flotación, conocerá el tipo de circuitos de flotación, asimismo quedará instruido en lo que respecta a celdas columnas, su dimensionamiento y operación. 4.2. MÁQUINAS DE FLOTACIÓN. Desde que se descubrió y desarrolló la flotación como un proceso de concentración, se han utilizado muchos diseños de máquinas de flotación. Se puede definir como el equipo utilizado para efectuar el proceso de flotación consistente de tanques de sección rectangular o cilíndrica, dispuestas en bancos de un cierto número de celdas. El objetivo es asegurar un flujo de pulpa homogéneo a través de ellas y que las partículas estén sometidas a un tiempo uniforme de tratamiento. Todas ellas pueden considerarse o clasificarse según su modo de agitar o airear la pulpa, en dos categorías:   4.2.1. Máquinas de flotación mecánica o convencional. Máquinas de flotación neumática-celda columna. MÁQUINAS DE FLOTACIÓN MECÁNICAS O CONVENCIONALES. Este tipo de celdas han sido y son en la actualidad las de mayor uso en las Plantas Concentradoras del mundo y del país. Se caracterizan por tener un agitador mecánico formado por un eje vertical unido a un impulsor de diseño especial y un difusor, que mantienen la pulpa en suspensión y dispersa el aire dentro de ella. Según el método o forma de aireación, este grupo de celdas se pueden subdividir en:   Celdas sub-aireadas o auto-aireadas. Celdas de aireación forzada En las celdas auto-aireadas, el mecanismo de agitación (dispersor-difusor) sirve también para aspirar y dispersar el aire en la pulpa, el cual es necesario para la flotación. Por lo tanto, para medir o controlar el volumen necesario de aire, estas celdas poseen una válvula reguladora de acción manual o automática. En las celdas de aireación forzada, para suministrarles el volumen de aire necesario para la flotación, necesitan de un equipo adicional denominado Soplador (Blower), el cual insufla el aire generalmente a 1 atmósfera de presión. También poseen un mecanismo de regulación del volumen de aire. En las celdas mecánicas, al entrar en operación, en su volumen interior, se encuentran tres zonas bastante bien definidas. Estas zonas son:    Zona de mezcla, localizada en el entorno del mecanismo de agitación (A), donde el aire se dispersa en pequeñas burbujas debido a la alta turbulencia que aquí se produce y toman contacto con las partículas de mineral ya hidrofobizado. Zona de separación, de movimiento hidrodinámico poco turbulento (B), en donde las burbujas se agrupan unas con otras y drenan partículas indeseables que pudieran haber sido atrapadas o arrastradas. Zona de espuma o concentración, que es bastante tranquila en relación a las dos primeras C, donde se forma un lecho o colchón de espumas de altura variable y que contienen el mineral valioso en la ley o grado requerible, según el circuito de flotación, por lo tanto, es removida o rebosa de la celda, formando el concentrado respectivo. 1 PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALÚRGIA II ING. NATANIEL LINARES G. En la figura 4.1 se muestra las zonas que se producen en una celda mecánica, durante la operación. C ZONA DE SEPARACIÓN ZONA DE ESPUMA B ZONA DE MEZCLA A Fig. 4.1. Esquema de las zonas en una celda mecánica de flotación, operación e instalación. A este tipo pertenecen las celdas:1). Agitair-Galigher. 2). Outokumpu. 3). Denver. 4). Wenco. 5). WSMorococha, que pueden operar individualmente o en bancos de flujo abierto, o divididos en varios compartimientos. Las funciones que cumplen las celdas de flotación son: 1. Mantener en suspensión al interior de la pulpa todas las partículas minerales, incluyendo las más grandes y pesadas, evitando la segregación de los sólidos por tamaños o densidad. 2. Proporcionar una buena dispersión de aire en burbujas pequeñas al interior de la pulpa. 3. Permitir que todas las partículas de mineral valioso que ingresan a la celda tengan la misma probabilidad de ser flotadas. 4. Permiten el buen control de la altura de pulpa, la altura del lecho de espumas, aireación y grado de agitación. 5. Promover las colisiones entre partículas minerales hidrofobizadas y las burbujas de aire, de modo que el conjunto mineral-burbuja tenga baja densidad y pueda elevarse desde la pulpa hasta la zona de espumas o concentración. 6. Mantener condiciones de poco movimiento en la zona inmediata debajo de la zona de espuma, para minimizar el ingreso de pulpa e las espumas, evitando que la zona de espumas se rompa por la turbulencia generada. 7. Procurar el transporte eficaz de la pulpa de alimentación a la celda y permitir una adecuada evacuación de los relaves y concentrados. 2 PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALÚRGIA II ING. NATANIEL LINARES G. Los principales factores que se consideran para la evaluación de la eficiencia de una máquina de flotación son:        3 Capacidad o alimento en m /h o t/h por unidad de volumen Consumo de energía Rendimiento metalúrgico representado por la ley o grado y/o la recuperación. Flujo específico de aire para controlar el nivel y la calidad de la espuma. Dispersión de burbujas Consumo de reactivos Mantenimiento y disponibilidad de repuestos. En la selección y diseño de las celdas de flotación influyen principalmente las siguientes variables: 1. 2. 3. 4. La molienda. Los reactivos de flotación El tiempo de flotación. El porcentaje de sólidos 1. La molienda, de acuerdo al tamaño de partícula afecta al tiempo de flotación y a la cantidad de reactivos que se requiere, debido a la superficie específica de las partículas, es decir, la interrelación que existe entre la masa y la superficie de la partícula. Del mismo modo, la recuperación generalmente aumenta a medida que el grado de liberación incrementa, pero decae cuando las partículas del mineral valioso son mas pequeñas del tamaño necesario, es decir, se pasa a una sobre-molienda. 2. La cantidad y tipo de reactivos de flotación utilizados son importantes para seleccionar el material del cual esté fabricada la celda.(ejemplo: H2SO4). 3. El tiempo de flotación, que está relacionado al comportamiento cinético del mineral valioso y de la ganga, se denomina también tiempo de residencia, a través del cual se logra la máxima recuperación del mineral valioso. Es propio de cada mineral y varía de una mina a otra. 4. El porcentaje de sólidos es el factor con el cual se determina el volumen de pulpa que debe manejarse por cada tonelada de mineral. Este valor se determina experimentalmente, debido a que unos minerales se recuperan más fácilmente a bajos porcentajes de sólidos y otros a altos porcentajes de sólidos. En el Perú las celdas mecánicas más utilizadas son: Agitair-Galigher, Denver, Morococha, Wenco y Outokumpu, hoy hay nuevas versiones, producto de la fusión de las compañías fabricantes. 1. Las celdas AGITAIR-GALIGHER trabajan con aire a presión (1-2psi) insuflado por el mecanismo del impulsor y que puede ser regulado de acuerdo a las necesidades de operación o funcionamiento de la celda. El diseño de su estabilizador evita lugares muertos en la zona de agitación previniendo la acumulación de arenas. La velocidad del impulsor puede ser regulada entre 800 y 1200 RPM. dependiendo de la etapa de operación. Son ideales en las etapas de desbaste (Rougher) y de recuperación (Scavenger). En la tabla 4.1 se puede apreciar algunas características importantes de sus modelos. 3 PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALÚRGIA II ING. NATANIEL LINARES G. Tabla 4.1. Características de las celdas Agitair-Galigher. Modelo LxV 8 x 0,3 12 x 1,0 15 x 1,6 24 x 10 36 x 22,5 48 x 32 48 x 50 60 x 60 60 x 100 78 x 150 78 x 200 96 x 200 90 A x 300 120 x 300 120 A x 400 120 x 400 120 A x 500 144 x 650 120 A x 1000 2. Tamaño de celda AxLxH 8x8x8 12 x 12 12 15 x 15 x 12 24 x 24 x 27 36 x 36 x 40 48 x 48 x 24 48 x 48 x40 60 x 60 x 30 60 x 60 x 48 78 x 78 x 48 78 x 78 x 56 96 x 96 x 40 120 x 90 x 54 120 x 120 x36 120 x 120 x 54 120 x 120 x 48 120 x 120 x 64 144 x 144 x 54 240 x 120 x 64 Volumen de celda pie3 Impulsores por celda 0,3 1,0 1,6 10,0 22,5 32 40 60 100 150 200 200 300 300 400 400 500 650 1000 1 1 1 1 1 4 1 1 1 1 1 4 1 1 1 4 1 4 2 Las máquinas de flotación DENVER pueden ser bancos de flujo abierto o dividido por celdas individuales. De estas últimas las sub A son ampliamente usadas principalmente por su versatilidad para modificar circuitos, debido a las características de su impulsor que al actuar como succionador no solo produce una auto-aireación sino que evita el uso de bombas para el manipuleo de concentrados y relaves. Es por ello que estas celdas se utilizan en las etapas de limpieza o separaciones diferenciales. Tabla 4.2 Especificaciones para máquinas de flotación DENVER D-R CELDAS DE PROFUNDIDAD ESTANDAR Volumen por celda, pie3 3 10 12 18 25 40 50 100 200 N de Máquina 8 12 15 18 18-sp 21 24 30 200 HP de motor por 2 celdas 1½ 3 3 5 7½ 10 15 25 30 CELDAS DE POCA PROFUNDIDAD 20 30 40 60 18 sp - 20 21 - 30 24 - 40 30 - 60 5 7½ 10 15 Máquina de flotación DENVER CELDA A CELDA 3 10 12 18 25 40 50 100 4 8 12 15 18 18 sp 21 24 30 1 1½ 2 3 3 5 7½ 10 - 15 PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALÚRGIA II ING. NATANIEL LINARES G. Celda DENVER Sub-A y detalle interno 3. MÁQUINAS DE FLOTACIÓN WS-MOROCOCHA (PERUANAS). Las máquinas de flotación WS-Morococha (Peruanas), son celdas tipo tanque, cuyas características son:       Gran volumen y capacidad por cada unidad Operación independiente en cada maquina Mínima superficie de construcción y no necesitan cimentación especial. Esencialmente se trata de maquinas de flotación cilíndricas con una relación altura-diámetro mayor a la unidad (H/D > 1). La pulpa es alimentada sobre un disco, el cuál dispersa tanto la pulpa como las burbujas de aire succionadas por acción del impulsor, originando la mineralización de estas burbujas. 0 El relave es descargado por un tubo que forma un codo de 90 . Estas máquinas tienen buen rendimiento metalúrgico, pero alto consumo energético y la regulación del nivel de espuma es dificultoso. En la tabla 4.3 se indican las características importantes de este tipo de máquinas. Tabla 4.3. Características de las celdas WS(Morococha) Tamaño Diámetro x Altura 60 x 90 90 x 120 120 x 150 150 x 180 180 x 210 210 x 240 240 x 270 270 x 300 4. Volumen Pies Cúbicos 5 24 54 99 166 259 378 556 Potencia HP 0,75 2,00 4,00 7,50 10,0 13,0 15,0 20,0 Las MÁQUINAS DE FLOTACIÓN OUTOKUMPU, cuentan con un novedoso diseño del impulsor, basado en principios hidrodinámicos. El aire es insuflado a la celda a través del eje hueco del impulsor a relativa profundidad; las placas como hojas en el tope ocultan al impulsor tipo turbina. El conductor externo y las hojas verticales en el perfil del impulsor, están diseñadas para balancear el incremento de la presión hidrostática en las fuerzas dinámicas que desarrolla el impulsor al dispersar el aire. Cada hoja dispersora del impulsor es un efecto vaciado en perfiles en "U" invertidas. Esto sirve para atraer la pulpa desde el fondo de la celda y bombearlo fuera, para mezclarlo íntimamente con el flujo de aire disperso. Las hojas angostas del estator que rodean al impulsor convierten la verticidad tangencial arremolinan la pulpa a un flujo radial, de ahí que las celdas OK tienen una excelente característica de mezclado y puede mantener aún 5 PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALÚRGIA II ING. NATANIEL LINARES G. partículas sólidas de gran tamaño en suspensión a través del tanque. Las ventajas de utilización de las celdas de flotación OK son:           Bajo consumo de energía. Mejor dispersión del aire. Suspensión completa. Arranque con carga. Bajos costos de desgaste y mantenimiento. Bajo consumo de reactivos. Control. Bajos costos de instalación. Reduce los cortocircuitos. Buen rendimiento metalúrgico. En el cuadro 4.4 se muestran las características técnicas de las celdas de flotación OK. Cuadro 4.4. Características técnicas de las celdas OK Tipo de Celda OK-38 OK-16 OK-8 OK-3 OK-1,5 OK-0,5 5. Volumen Aproximado Tanque m3 Efectivo m3 39,1 38,1 16,6 16,0 8,4 8,0 3,2 3,0 1,6 1,5 0,6 0,5 RPM Impulsor 150 160 180 200 220 240 Potencia Consumida Kw Instalado Consumido 55 30 - 40 30 15 - 22 15 8 - 13 7,5 3-5 5,5 1,5 - 4 2,75 0,5 - 1 Aire requerido del Blower Presión (bar) m3/min 0,33 (4.8) 10…..20 0,23 (3,33) 6….15 0,17 (2,5) 4….10 0,14 (2,0) 2…4 0,11(1,6) 1….2 0,07(1,0) 1 Máquinas de flotación WEMCO. Estas máquinas con aireación propia fueron originalmente conocidas (1930) como celdas y comercializadas por la Cyanamid. La combinación rotor-estator consistía de piezas múltiples "un rotor enjaulado" rodeado por "un estator enjaulado". Estas máquinas fueron eficientes en cuanto a su propia aireación pero carecía de las características de desplazamiento, proporcionadas por el impulsor y que son necesarias para mantener a los sólidos gruesos en suspensión completa, particularmente en las celdas de gran volumen. En 1967/68 Wenco desarrolló un nuevo modelo con dos piezas "1-1 estator-rotor-dispersor" profundamente combinados, para conseguir una mayor circulación interna de la pulpa y para simplificar el mantenimiento. El rotor dispersor, está sumergido a relativa profundidad para 3 proporcionar una aireación propia eficiente, aun en máquinas de gran tamaño (1000 pies ).En las máquinas Wenco más grandes, el estator-rotor se prolonga hasta más abajo del dispersor oculto por un tubo de corriente de aire que sirve para bombear la pulpa desde más abajo que viene a ser el falso fondo de cada celda. Este último arreglo provee circulación interna de la pulpa desde el fondo en cada celda y está diseñado para promover una suspensión uniforme de los sólidos, particularmente de los sólidos gruesos. En la tabla 4.5 se muestran las características técnicas de las celdas WEMCO. 6 PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALÚRGIA II ING. NATANIEL LINARES G. Cuadro 4.5. Características técnicas de las celdas WEMCO. Modelo 66D 84 120 144 164 190 Volumen de Celda en Dimensiones en pulg. Diámetro del rotor pies3 WxLxD altura en pulgadas 100 66x60x47 16x16 150 84x63x53 16x16 300 120x90x53 22x23 500 144x108x63 26x26 1000 164x119x93 30x30 1500 190x140x105 35x38 y Potencia Instalada HP/Celda 15 15 25 -30 30 - 40 60 - 75 100 -125 en Celdas de Flotación BQR DELKOR La Celda de Flotación BQR se ha fusionado con los productos tradicionales de Delkor y ha sido renombrada como la Celda Flotación BQR Delkor. Este tipo de estanques circulares de celdas de flotación, logra una operación óptima a través de un diseño orientado hacia la suspensión adecuada de los sólidos, ajuste de flujo de aire, fácil instalación del forth-cone, y un interfaz estable de la pulpaespuma. Las celdas son utilizadas en unidades Rougher, Scavenger, Cleaning y Re-cleaning y plantas piloto de celdas pueden ser utilizadas en los proceso de cobre, zinc, metales del grupo platino, fosfatos, escorias y efluentes. El número de celdas necesarias dependerá de la aplicación en particular. Las celdas cuentan con un estator colgante, fácil acceso al rotor, tasas de flujo de aire ajustables y ajustes del froth cone además de una canaleta de recuperación externa a la zona de pulpa para producir una excelente combinación entre aspectos de proceso y bajos costos de operación. Ventajas del proceso • Altas fuerzas de corte para un mejor contacto con burbujas de partículas • Buen equilibrio entre Ley y Recuperación alcanzados a través de una adecuada selección del rotor y el estator • El área superficial de la burbuja es optimizada fácilmente gracias a la selección de la combinación de ventilador- rotor-estator. • Fácil optimización de procesos gracias a ajustes del suministro de aire y forth cone • Distribución de aire eficiente Ventajas operativas • Inicio fácil bajo carga • Las condiciones ideales de espuma son mantenidos • Instrumentación apropiada consigue un funcionamiento estable • Interfaz espuma - pulpa quieta • Alta disponibilidad y mantención fácil • Repuestos disponibles • El mecanismo completo es removible para mantenimiento Beneficios económicos • • • El diseño simple, reduce los costos de repuestos Eficiencia energética mejorada Bajo costo de mantención En resumen, podemos concluir que una celda flotación diseñada para obtener una buena recuperación metalúrgica debe reunir las siguientes condiciones: 1. Suministrar suficiente cantidad de burbujas pequeñas finamente dispersas en un medio, 7 PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALÚRGIA II ING. NATANIEL LINARES G. para poder flotar por contacto las partículas deseadas. 2. Proporcionar suficiente circulación de pulpa para mantener los sólidos en suspensión dentro del volumen disponible. 3. Proporcionar suficiente contacto físico entre las partículas flotables y las burbujas de aire, resultante en una eficiente mezcla. 4. Proporcionar suficiente tiempo en el área de mezclado para que se establezca una matriz estable de partículas adheridas a las burbujas para la flotación. 5. Mantener una zona suficientemente tranquila para permitir la separación de la especie flotable del resto de la pulpa y evitar el atrapamiento mecánico del material inerte una vez que se forma la cama de espuma. 6. Mantener un colchón de espuma estable, relativamente sin turbulencia con un flujo uniformemente dirigido hacia el derrame o rebose. 4.2.2. CELDAS DE GRAN VOLUMEN Los altos costos de operación, la no existencia de minas de alta ley, la viabilidad de tratamiento de menas de baja ley y altas capacidades de tratamiento de las Plantas Concentradoras (5 000 a 240 000 t/d) hace que los fabricantes diseñen celdas de gran volumen para minimizar el tamaño acorde a esta necesidad y concordantes con estos tres factores. 1. Emplear un reducido número de celdas con mayor ventaja en la operación, control y mantenimiento de las mismas. 2. Menor área requerida para la instalación. 3. Menor demanda de fuerza requerida. En consecuencia, hay criterios técnicos de diseño de estas celdas de gran volumen, que comprenden fundamentalmente los siguientes:              El tonelaje de alimentación al circuito. Variaciones de tonelaje a alimentarse a la sección de flotación. Balance de sólidos finos por cada etapa de flotación. Concentración de sólidos en peso (Cw) en el alimento a las diferentes etapas de flotación. Gravedad específica de los sólidos. Variaciones de la ley de cabeza. Concentración de sólidos en peso (Cw) en el concentrado de las diferentes etapas de flotación. Tiempo de flotación mínimo. Volumen útil de la celda. Número de celdas por banco. Variación máxima del caudal de pulpa para efectos del número del cálculo de celdas. Tiempo de acondicionamiento. Dilución de la pulpa. Entre las Celdas de Gran Volumen, las más utilizadas son:      Celdas Door-Oliver. Celdas WEMCO. Máquina de flotación SmartCell WEMCO Celdas OUTOKUMPU. Celdas de Flotación Svedala RCS (REACTOR CELL SYSTEMS) A. MÁQUINAS DE FLOTACIÓN DOOR-OLIVER. El diseño de las celdas desarrolladas por la DOOR-OLIVER, está basado en el comportamiento hidrodinámico de celdas prototipo probadas experimentalmente con pulpas industriales de diferentes tipos de minerales. Estas características de comportamiento incluyen una zona turbulenta de mezcla en la parte inferior de la celda, ausencia de embanques de arena, una zona tranquila, una zona de enriquecimiento y una zona estable de espuma. El mecanismo en sí de estas celdas, consiste de dos partes, El Rotor y el Estator. Los propósitos del ROTOR son:  8 Debe realizar el trabajo de una bomba, manteniendo en suspensión las partículas de mineral, PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALÚRGIA II  ING. NATANIEL LINARES G. sobre todo en las partes inferiores de la celda. Debe dispersar eficientemente el aire en toda la pulpa. Este mecanismo que en sí es una bomba de alta eficiencia, permite manejar grandes caudales con consumos energéticos relativamente bajos. La alta eficiencia del rotor permite una buena suspensión de las partículas finas y gruesas. Por tener el rotor la zona de succión en la parte inferior de la celda, permite coger y dispersar aquellas partículas que se hayan asentado. El flujo positivo de la pulpa y la profundidad del rotor, dispersa las partículas finas de aire a través de toda la celda y en las zonas más bajas, aumentando el contacto con las partículas de mineral y mejorando las posibilidades de flotación. El propósito del ESTATOR, es desviar el flujo de pulpa descargada tangencialmente por la rotación del rotor en corrientes de pulpa dirigidas radialmente, lo que mejora la recirculación de la pulpa y ayuda a evitar los remolinos al interior de la celda. Estos remolinos, inhiben la formación de una capa estable de espuma en la superficie de la pulpa. El flujo de pulpa es dirigido por el estator hacia los lados y restringe la turbulencia en la celda de las regiones bajas, donde la suspensión es importante y deja la parte superior de la celda sin perturbaciones, mantiene las partículas en suspensión y favorece la dispersión del aire. El Diseño del tanque de la Celda ayuda a que las partículas de sólido más gruesas fluyan hacia el mecanismo para favorecer su suspensión. La pulpa se conduce por el fondo del tanque hacia el rotor, desde donde se expele en forma radial por su parte superior. Esto se ve favorecido por la forma redondeada del fondo de la celda, que tiene un perfil tipo U. Zona de espuma Zona de enriquecimiento Fig. 4.2. Esquema del mecanismo de flotación Door-Oliver Fig. 4.3. Conjunto Rotor/Estator de Door-Oliver Fig. 4.4. Circuito de flotación y detalle interno de la celda Dorr-Oliver. 9 PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALÚRGIA II ING. NATANIEL LINARES G. El tiempo de residencia es crítico para mejorar los rendimientos metalúrgicos y este diseño ha reducido el fenómeno de cargas cortocircuitadas, permitiendo de este modo, que los tiempos de residencia en la Planta, sean muy cercanos a los tiempos de diseño. En las figuras 4.2, 4.3 y 4.4 se muestran algunas características de estas celdas. B. MÁQUINAS DE FLOTACIÓN WEMCO. Las Celdas de flotación WEMCO de gran volumen que se muestra en la figura 4.5 consiste de un rotor estrella (1) suspendido en la pulpa dentro de un tubo de recirculación (3) al fondo de la celda y un tubo cilíndrico (2) en la parte superior de la celda. Alrededor del rotor está instalado el dispersor (4) como un cuello con orificios a través de los cuales pueden pasar las tres fases de material. En operación, al girar el impulsor genera un vórtice en la pulpa que se extiende desde la parte interior media del tubo cilíndrico, a través del rotor, hacia abajo hasta la parte superior del tubo de recirculación. Esto en el centro del vórtice genera un vacío, lo cual succiona aire por el orificio superior de entrada (6) hacia el interior del rotor. Este aire al circular entre las hojas del rotor, se mezcla con la pulpa la cual es simultáneamente circulada por el rotor desde el fondo de la celda a través del tubo de recirculación hacia el rotor. Una vez que esta mezcla pasa por el dispersor, no existe más acción mecánica de mezclado y el conjunto de partículas flotables y burbujas de aire se separa del resto de la pulpa flotando hacia la parte superior de la celda. El faldón (5) modifica el flujo originando una zona tranquila favorable a la formación de un colchón de espuma estable. Mientras que todos los mecanismos indicados anteriormente son interdependientes e influencian mutuamente los patrones hidrodinámicos de flotación de la celda, el rotor y el difusor son los dos elementos más importantes. El diámetro del rotor es la clave para extrapolar la máquina de flotación, siendo el parámetro dominante en la determinación de: Transferencia de aire, y Capacidad de circulación del mecanismo,(ver fig.4.5). La capacidad para autoinducir el aire y la recirculación de líquido del rotor, se determina también por la velocidad de operación y su submergencia en la pulpa. Esta submergencia se define como la distancia vertical entre la parte superior del rotor y la superficie de la pulpa cuando el rotor no está en operación. El funcionamiento hidrodinámico de un mecanismo de flotación puede ser representado por un número de intensidad de fuerza, por un número que indique el flujo de aire, por la velocidad del rotor y por la submergencia del mismo. En la figura 4.6 se muestra que: 1. 2. Cuando la submergencia del rotor se mantiene constante un aumento en la velocidad del rotor produce un aumento en la capacidad de transferencia de aire y fuerza. También aumenta la velocidad del líquido. Manteniendo constante la velocidad del rotor, un aumento en la submergencia del rotor, provoca un aumento en la fuerza requerida por el rotor y una disminución en la capacidad de transferencia de aire. El aumento de fuerza del rotor es proporcional al aumento de la capacidad de recirculación del líquido debido a la mayor submergencia del rotor manteniendo la velocidad constante. Fig. 4.5. Características hidrodinámicas de una celda de flotación WEMCO. 10 PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALÚRGIA II ING. NATANIEL LINARES G. Fig. 4.6. Con Auto-aireación. Fig. 4.7. Con inducción de aire. C. MÁQUINA DE FLOTACIÓN SmartCell WEMCO. Esta máquina de flotación optimiza simultáneamente la recuperación del metal, la ley del concentrado y costos de operación, el sistema de flotación ha integrado lo mejor de dos tecnologías muy 11 PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALÚRGIA II ING. NATANIEL LINARES G. diferentes. No sólo deba los objetivos mecánicos de los sólidos en suspensión, la distribución de aire y colección de espuma se logre con un grado alto de fiabilidad y eficacia, el sistema también debe responder dinámicamente a la velocidad del alimento cambiante y características. Las nuevas máquinas de flotación SmartCell logran ambos objetivos combinando el mecanismo probado WEMCO 1+1, reconfigurado para mejorar la eficacia de energía, con un sistema experto de control incluido. El rendimiento confiable se construye sobre un mecanismo probado. La serie de SmartCell retiene el mecanismo robusto de WEMCO 1+1 de aeración que ha sido probado en miles de instalaciones en todo el mundo. Su cojinete de hierro colado macizo mantiene la alineación del árbol exacta bajo toda la carga y momentos, asegurando una vida de servicio larga. El flujo de aire inducido proporciona aireación eficiente, simplicidad mecánica y economía. Como la WEMCO 1+1, la SmartCell puede repararse en línea y puede reiniciarse fácilmente bajo carga llena. La nueva configuración de la celda se aprovecha eficiencia mecánica. Toda máquina SmartCell caracteriza el diseño de una nueva configuración de la celda para perfeccionar la eficiencia de energía, de aireación y mezclando. Las características claves incluyen un tanque cilíndrico, un tubo de calado cónico y un arremolinador de espuma. El tanque cilíndrico mejora la eficiencia de mezclado y la distribución de aire porque todos los puntos en la periferia del tanque son equidistantes de la descarga del rotor. El mezclamiento uniforme se refleja en la superficie mediante un nivel de espuma estable que hace la máquina SmartCell una opción obvia para la etapa de limpieza (cleaner) tanto como la aplicación a la etapa de desbaste (Rougher). El tubo de calado cónico mejora el bombeo, la circulación y la suspensión de los sólidos. Se reduce el cortocircuito aumentando las oportunidades de contacto burbuja-partícula con un impacto positivo en el rendimiento metalúrgico. El arremolinador de espuma acelera el transporte de los sólidos por la superficie de la celda, reduciendo el tiempo de residencia en la fase espuma y el ingreso de aire requerido para mantener la espuma. Acortando los intervalos de recuperación traducido directamente en la economía de energía de aireación. Los parámetros de operación sujeto a control incluyen: o La proporción de aireación. o La velocidad del Mecanismo. o El nivel de la pulpa. o La profundidad de espuma. o La dosificación del reactivo. o Cantidad de agua de lavado del alimento. El fondo plano: Más aprovecha el proceso. Basado solamente en los cambios de diseño mecánico la Máquina de flotación WEMCO el SmartCell ofrece reducciones en cambio consumo de energía de 30 – 40 % comparado con máquinas de flotación WEMCO 1+1 convencional. La incorporación de sistemas de control expertos promete ganancias aun mayores en eficiencia de operación y rendimiento metalúrgico. Volumen de Máquinas de flotación SmartCell Aplicación Escala piloto Fabricación de máquinas de flotación SmartCell 12 m 0,05 0,15 5 10 20 30 40 60 70 100 130 160 200 250 3 3 ft 1,8 5,3 180 350 710 1060 1410 2120 2470 3530 4590 5650 7060 8830 PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALÚRGIA II ING. NATANIEL LINARES G. Fig. 4.9. Características de la SmartCell Fig. 4.10. Instalación de la celda SmartCell y su espuma característica. D. MÁQUINAS DE FLOTACIÓN OUTOKUMPU. El diseño de la celda de Flotación mecánica de OUTOKUMPU, hoy OUTOTEC denominada OK Tank 3 Cell, de 100 m , permite el uso de más variables en la solución del problema de flotación existente. Esta celda ha sido diseñada de manera que las variables que pueden usarse para optimizar y controlar el proceso de flotación son: Mecánicas:  Diámetro y diseño del rotor. 13 PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALÚRGIA II    Operativas:     ING. NATANIEL LINARES G. Diseño del estator. Espacios libres inferiores y radiales. Distancia de transporte de la espuma. Cantidad o tasa de adición de aire. Espesor del colchón de espuma. Velocidad del impulsor. Superficie de espuma Bajo estas consideraciones diseñó el mecanismo llamado “Free Flow” cuya principal característica es el dimensionamiento de los componentes del flujo. Para que se suspenda las partículas gruesas, el volumen de flujo de mezcla principal denominado F2 deberá ser grande (ver figura 4.11). El concepto de TankCell reúne un rango de conocimiento de flotación diferente a algo desarrollado antes. Los elementos mayores de importancia incluyen:      Excelente capacidad de mezclando y dispersión del aire. La selección del mecanismo se basa en el tamaño de partícula. El patente arremolinamiento de la espuma y control del área superficial. El acercamiento del reactor unitario a la curva cinética. El control inteligente integrado. Fig. 4.11. Flujos principales en el impulsor de la Celda TC-300-. 300 m3. 14 PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALÚRGIA II ING. NATANIEL LINARES G. Configuración de instalación celda a celda Outokumpu y operación Tabla.4.6. Datos para selección de celdas Outokumpu. MÁQUINA DE FLTACIÓN FLASH SKIM-AIR. Outokumpu describe la flotación en el circuito de molienda como “Flotación Flash” y ha desarrollado la máquina de flotación especialmente para esta aplicación. Diseñada para procesar las arenas del hidrociclón o del rebose del molino. La recuperación de la celda Skim-Air frecuentemente representa entre el 30% al 60% de la recuperación total y los mejores resultados se han obtenido empleando solamente un espumante, para el caso del oro. Los relaves de la celda Skim-Air fluyen por gravedad hacia el molino de bolas para continuar moliéndose. El método FLASH FLOTATION, con su máquina SKIM-AIR, se ha demostrado que existe todavía campo para la investigación de nuevas formas o tecnologías que nos conlleven a mejorar y optimizar los resultados metalúrgicos y la recuperación económica en la mayoría de los procesos flotación de minerales y metales preciosos. 15 PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALÚRGIA II ING. NATANIEL LINARES G. Rebose del hidrocilón a flotación convencional Alimento a hidrociclón Hidrociclón Skim-Air Concentrado final Molino de bolas Alimento fresco Sumidero Bomba Fig. 4.12. Muestra la posición de una celda Skim-Air en un circuito de molienda. Tabla. 4.7. Dimensiones de celdas Skim-Air Fig. 4.13. Circuito de flotación con celdas OK-16 y OK-3. 16 PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALÚRGIA II ING. NATANIEL LINARES G. E. CELDAS DE FLOTACIÓN SVEDALA RCS (REACTOR CELL SYSTEMS) Denver Equipment Company fue fundada en 1927 y comienza la fabricación industrial de las Celdas de Flotación Denver Sub A (Submerged-Aereation), máquinas de flotación celda a celda, basado en el diseño conceptual Fahrenwald. Este mismo concepto se usó por muchos años y aun se sigue usando con éxito en aplicaciones particulares, especialmente en instalaciones pequeñas o remotas. Durante los años 30 y 40 el avance tecnológico de estas máquinas consistió en la aplicación de nuevos materiales y métodos de construcción, especialmente en el uso de revestimiento de jebe en la construcción de los impulsores y difusores, Denver fue el líder en el uso de jebe como material de desgaste. En los años 1950 Denver, comienza a liderar la tecnología de máquinas de flotación, con la 3 introducción de la primera celda de flotación de 100 pies Sub A y Free Flow, es también en esta década que se desarrollan los nuevos y específicos espumantes solubles en agua, contribuyendo en mejorar los resultados metalúrgicos de flotación, como ya hemos visto en 2. En los años 1960 con el desarrollo de equipos de trituración y molienda más grandes y con productos para flotación más gruesos, obligó a diseñar celdas de flotación grandes y que puedan manejar partículas relativamente gruesas y mantenerlas en suspensión y permitir su flotación al mismo tiempo. En este momento DENVER desarrollo las maquinas de flotación DR capaces de mantener un positivo flujo vertical circulante en los circuitos de flotación, usando aire proveniente de sopladores manteniendo una buena y eficiente dispersión mecánica del aire de flotación, es en esta década que 3 DENVER desarrolla máquinas de flotación DR de 200 y 300 pies . En los años 1970 la presión de operaciones mineras grandes, con leyes de mineral cada ves mas bajas, exigen a los fabricantes de máquinas de flotación desarrollar equipos de gran tamaño también, en estos años es que DENVER 3 introduce en el mercado celdas de flotación tan grandes como 1250 y 1500 pies . El desarrollo de SALA, también hace importante contribución en el desarrollo de máquinas de flotación en Europa, especialmente en Escandinava, En 1940 el profesor Kihlstedt desarrolló una celda de flotación BFP (Boliden Flotación Propeler), esta máquina fue circular en el fondo y de sección rectangular en la parte superior, eficiente en flotación de finos y medios, tubo un éxito comercial y su aplicación se extendió en varios países, asta la fusión que hubo con Denver Equipment. El más importante cambio desde 1970 debido a expansión de operaciones mineras de gran tamaño y de bajas leyes, fue el desarrollo de máquinas de flotación de gran tamaño que aseguraban operaciones mineras realmente rentables, estas operaciones hicieron presión en el mercado por equipos en general, realmente gigantes. Fue en estas circunstancias que se desarrollan las Celdas de Flotación Svedala RCS (Reactor Cell Systems), con la experiencia de muchos años de Denver y Sala, se empieza la introducción de esta nueva tecnología en celdas circulares de flotación, con el sistema mecánico de agitación DV, que permitió disponer de equipos de flotación en el rango de tamaños siguiente: Un mecanismo de flotación es casi imposible de diseñar sobre la base de principios teóricos, por las diferentes funciones y factores que intervienen y que deben ser tomados en cuenta, por lo tanto el nuevo diseño debe ser probado en forma exhaustiva, y durante el desarrollo del nuevo concepto Svedala DV (Deep Vane) los criterios tomados en cuenta fueron los siguientes:       Creación de patrones de flujo en la celda para permitir una buena suspensión de sólidos en todo su volumen. Un eficiente contacto de partículas de mineral con las burbujas de aire. Eficiente dispersión y distribución de aire en todo el volumen de la celda. Minimizar la alta velocidad en la zona de dispersión para evitar desgastes excesivos. Minimizar el consumo de energía. Excelente bombeo radial con un fuerte retorno en el impulsor, generando un doble patrón de flujo, como se muestra en la figura siguiente. MÁQUINA DE FLOTACIÓN RCS Para el desarrollo del impulsor y difusor adecuado fue necesario probar diferentes modelos y diseños exhaustivamente antes del diseño del mecanismo DV, en estas pruebas se consiguió que el mecanismo DV pudiera proporcionar en forma eficiente los aspectos técnicos mencionados. 17 PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALÚRGIA II ING. NATANIEL LINARES G. DISEÑO. Luego de las investigaciones y pruebas realizadas es que nace este nuevo producto como un nuevo concepto de flotación RCS DV, que desde el año 1966 está disponible en el mercado como “WORLD CLAS PRODUCT”. Este nuevo mecanismo con el diseño especial de difusor proporciona patrones de flujo como se indica en la figura adjunta. DISEÑO DEL MECANISMO En la figura anterior, se aprecia claramente los flujos generados en el interior, un radial muy fuerte (1) que se dirige a la pared del tanque, luego un flujo primario de retorno (2) en el fondo del tanque con dirección al centro del impulsor este flujo evita cualquier arenamiento en el fondo del tanque, además minimiza las posibilidades de un corto circuito, al dirigir el flujo siempre al centro de la celda, finalmente se genera un flujo secundario (3) en la parte superior del impulsor que permite incrementar la dispersión y adicionar una oportunidad mas de contacto entre las burbujas de aire y las partículas de mineral 18 PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALÚRGIA II ING. NATANIEL LINARES G. APLICACIONES La importancia de las celdas de flotación en la concentración de minerales es muy conocida, además es muy difundido su uso industrial en actividades como, recuperación de aceites en la industria de petróleo, así como en la recuperación de residuos de pescado y aceites en la industria de la harina de pescado, en la que no solamente tienen ventajas económicas, si no además previenen la contaminación ambiental, en la industria de eliminación de tintas en la recuperación de pulpas de papel etc. DIMENSIONES Debido a los requerimientos cada día más exigentes de operaciones mineras que manejan grandes tonelajes, las nuevas celdas RCS DV fueron diseñadas para satisfacer estas exigencias, las dimensiones y características de estas grandes máquinas de flotación se muestran en el siguiente cuadro: Todas las dimensiones en mm. Especificaciones técnicas 19 PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALÚRGIA II ING. NATANIEL LINARES G. SISTEMA DE EXTRACION DE ESPUMAS. El sistema usado en la remoción de espumas esta conformado por canaletas transversales que permite ejercer un control variable en la longitud de labio de espuma, desde casi 4 diámetros a casi 8 veces el diámetro de la celda, esto es posible por la incorporación de canaletas transversales a las ya existentes, permitiendo que la espuma producto de la flotación sea removida sin pérdida de tiempo aumentado considerablemente la eficiencia del conjunto OTRAS CONSIDERACIONES, Todos estos equipos de flotación son suministrados con modernos sistemas automáticos de control de nivel, por su diseño circular las líneas de flotación pueden ser diseñadas en forma modular que su arreglo se pueda acomodar a las disposiciones y arreglos de plantas existentes en forma muy sencilla, plataformas de supervisión estándar, control opcional del flujo de aire, así como variadores de velocidad si la aplicación lo requiere, en otras palabras este nuevo concepto de flotación se ha especificado de tal modo que su aplicación sea siempre una ventaja operativa en la industria de concentración de minerales. CELDA DE FLOTACIÓN SUPERCELL. Las celdas de flotación SuperCell han demostrado reducir los costos de operación y la instalación como consecuencia de las economías de escala y una reducción de los pies se imprime con menos puntos de control. Escala se completó con modelos validados CFD con las pruebas metalúrgicas global a escala completa. No hay degradación de rendimiento metalúrgico con la superCell. La celda de flotación SuperCell incluye los siguientes beneficios: • Reducción de puntos de control. • Reducción del costo la instalación. • Fácil aplicación de control de procesos sofisticados. • Igual o mejor metalurgia. • Rendimiento probado en hidrodinámica, la metalurgia, y fiabilidad mecánica. 20 PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALÚRGIA II ING. NATANIEL LINARES G. ♦ CONSUMO DE ENERGIA. El consumo de energía es también un parámetro crítico que se considera para la selección de una máquina de flotación. Los principios de diseño de una celda están en función de la hidrodinámica que ésta desarrolla mediante su dispositivo de agitación. Este hecho ha sido ampliamente estudiado y descrito por Harris y otros investigadores. De ahí que los aumentos progresivos que le introdujeron a las grandes celdas de flotación en años recientes, se han basado en dos números adimensionales y son:   El número de potencia , P0 El número de flujo de aire, Flg El número de potencia esta dado por: P N 3 Da5 Po  (4.1) Donde : P = Potencia en Kw N = Velocidad del agitador en revoluciones por unidad de tiempo  = Densidad del fluido Da = Diámetro del agitador. El número de flujo de aire Flg esta dado por: Fl g  I v, g (4.2) NDa3 donde: Iv,g = Gasto o caudal volumétrico a través del impulsor El número de flujo de aire, cuando se aplica a celdas de flotación se presenta a menudo en forma modificada para tomar una consideración el área de superficie de la celda a través de la cuál puede 2 pasar el aire, Af . En este caso, la ecuación 4.2 se multiplica por Da /Af para dar. Fl g  I v, g (4.3) A f NDa 4.3. CIRCUITOS CONVENCIONALES DE FLOTACION. La flotación industrial es un proceso continuo, en el que las celdas están arregladas en serie formando un banco que por la calidad de sus concentrados, van a tomar el nombre de circuitos. Estos circuitos de flotación generalmente están constituidos de varias etapas, puesto que no es posible recuperar el mineral valioso y eliminar el mineral de ganga en forma simultánea en un solo paso, solo de la manera en que se presenta en el siguiente diagrama. FLOTACIÓN DE RECUPERACIÓN RECUPERADORES Circuito Rougher (primario) Circuito scavenger (barrido) CIRCUITO DE FLOTACIÓN Cleaner (Limpieza) FLOTACIÓN DE CONCENTRACIÓN LIMPIADOR Recleaner (Relimpieza) 21 PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALÚRGIA II ING. NATANIEL LINARES G. Las etapas que se puede encontrar en algún circuito de flotación son: 1. 2. 3. 4. Etapa de flotación de desbaste (Rougher) Etapa de flotación recuperadora (Scanvenger) Etapa de flotación limpieza (Cleaner) Etapa de flotación Re-limpieza (Re-cleaner) La etapa de desbaste es aquella que recupera una alta proporción de las partículas valiosas aún a costa de la selectividad, utilizando las mayores concentraciones de reactivos colectores y/o depresores, velocidades altas de agitación (1200 a 1400 RPM) y baja altura de la zona de espumas (2 a 3 pulgadas). Esta etapa produce dos productos; un "concentrado" que aún no es producto final, el cuál pasa a la etapa de limpieza y un "relave" que aún tiene mineral valioso pasa a la etapa de "apure" o recuperación. Las etapas de limpieza que pueden ser por lo general 2 o más tienen por finalidad de obtener concentrados de alta ley aún a costa de una baja en la recuperación. En esta etapa para mejorar la selectividad, se utilizan bajos porcentajes de sólidos en las pulpas de flotación así como menores velocidades de agitación (800 a 900 RPM), mayor altura de la zona de espumas (5 a 6 pulgadas). En esta etapa generalmente no se adicionan reactivos colectores y espumantes, solo ocasionalmente se agrega el depresor con el fin de incrementar la selectividad de la flotación. Los relaves de estas etapas no se descartan, son reciclados a la etapa anterior. El concentrado de la última etapa de limpieza, constituye el concentrado final. La etapa depuradora (Scavenger) es aquella en que se recupera la mayor cantidad del mineral valioso. El concentrado de ésta etapa generalmente retorna a la etapa de desbaste y el relave constituye el relave final del circuito. Como regla general, las cargas circulantes deben tener leyes similares a los flujos a los cuales se unen. Así mismo se pueden incluir una o varias etapas de remolienda, generalmente a los siguientes productos:     Concentrados de desbaste. Relave de desbaste. Concentrado de depuración (Scavenger). Relave de la primera limpieza. Esto se puede ver en los diagramas de flujo que se muestran en las figuras 4.14. 15 y 16. FEED ROUGHER FLOTATION SCAVENGER FLOTATION CLEANER F RE-CLEANER F CONCENTRATE Fig.4.14. Circuito básico de un solo concentrado o un solo elemento valioso. 22 TAILING PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALÚRGIA II ING. NATANIEL LINARES G. En resumen, la disposición de las etapas de flotación en un circuito determinado, es uno de los aspectos más importantes en el estudio del diseño de una Planta Concentradora. Para este fin es muy común realizar un gran número de pruebas de laboratorio y planta piloto, estudiando las etapas de desbaste, recuperación, limpieza y las remoliendas intermedias necesarias para obtener recuperaciones y leyes de concentrado adecuados para su tratamiento en fundición. Además estas pruebas permiten determinar datos tales como el tipo, fórmula y consumo de reactivos, su punto de adición, grado de molienda (grado de liberación) etc. Alimento Flotación desbaste Relave Flotación recuperadora Flotación limpieza Concentrado Fig. 4.15. Circuito con remolienda de concentrado y relave de desbaste. Flotación desbaste Relave Flotación recuperadora Flotación Limpieza I F Limpieza II Concentrado Fig. 4.16. Circuito con remolienda del concentrado scavenger y del relave de limpieza 23 PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALÚRGIA II ING. NATANIEL LINARES G. SELECCIÓN DE TAMAÑO MÁQUINAS DE FLOTACIÓN CONVENCIONAL A. SELECCIÓN Cuando ya se ha establecido las etapas de flotación y su disposición dentro del circuito, el siguiente paso es seleccionar las máquinas de flotación adecuadas para posteriormente dimensionarlas, es decir, especificar sus características técnicas, principalmente de tamaño y potencia. Para poder seleccionar una máquina de flotación se debe considerar los siguientes aspectos básicos:  El rendimiento metalúrgico de las celdas.  El consumo de energía.  Facilidad de su mantenimiento.  Requerimiento de equipo auxiliar (soplador, bombas, etc).  Costo de capital. Así mismo, como guía general se debe tener en cuenta dos aspectos: 1. Deberá preferirse celdas mecánicas si las partículas a flotar son gruesas y/o pesadas 2. La geometría de la celda deberá ser adecuada para la operación. Del mismo modo, existe cierto criterio para utilizar celdas de determinado volumen que depende de la capacidad total de la planta. Entre otros, estos criterios pueden ser:  Debe basarse en la combinación de dos tipos de factores: Específicos, que corresponden a los datos proporcionados por el operador y de los cálculos resultantes para determinar el volumen total de las celdas de flotación. b) Racional, es decir, en base a la experiencia del Ingeniero Metalurgista, decidir la mejor distribución de los equipos dentro de la Planta, al más bajo costo posible y que garantice una alta eficiencia de procesamiento. a)  Volumen total de las celdas, basada en la información de datos tales como: Tonelaje a tratar, gravedad específica del mineral, porcentaje de sólidos en la pulpa alimentada al circuito y el tiempo de flotación.  La celda correcta deberá ser del tamaño más grande disponible en el mercado, la cual produzca una eficiente operación de flotación y al menor costo posible, pero siempre en concordancia con el tamaño de la Planta Concentradora. El número de celdas a utilizarse en un determinado banco o etapa del circuito de flotación se determina observando los siguientes valores:  a. Características propias de flotación de los minerales. b. Experiencias en la industria y sus resultados obtenidos. c. Ubicación y función de las celdas en cada etapa del circuito de flotación en la Planta Concentradora. Así: B.  Celdas de 300 m o más para circuitos de desbaste de Plantas de 50 000 tpd o más.  Celdas de 150 m para Plantas Concentradoras de 20 000 a 50 000 tpd.  Celdas de 20 a 50 m para Plantas Concentradoras de menos de 10 000 tpd. 3 3 3 DIMENSIONAMIENTO El paso final es el dimensionar las máquinas de flotación seleccionadas, lo cuál implica tener un conocimiento del tiempo de flotación para recuperar un determinado porcentaje de mineral valioso en un producto de una ley determinada y para ello es impredecible conocer la cinética de flotación de la especie que se quiere recuperar. Tradicionalmente el dimensionamiento de celdas de flotación se ha 24 PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALÚRGIA II ING. NATANIEL LINARES G. realizado calculando el volumen necesario de celdas para tener la pulpa alimentada durante un tiempo t, esto es: 1. Cálculo del caudal de pulpa Q que se alimentará al banco de celdas considerando recirculaciones de productos intermedios. 2. Cálculo del volumen neto necesario multiplicando Q x t donde el valor t será igual al tiempo de retención en el pilotaje o en el laboratorio, multiplicando por un factor f de escalamiento. 3. Cálculo del número de celdas, utilizando la siguiente relación: N Q *t Vo * h (4.4) donde: N = Es el número de celdas necesarias. Vo = Volumen total de una celda h = Factor que varia de 0,5 a 0,75 (0,7 generalmente) Q = Caudal de pulpa alimentado a la celda, m /min t = Tiempo de flotación para una etapa dada, min 3 Algunos fabricantes dan como dato el volumen útil de la celda, es decir directamente Vc = Vo*h, entonces la fórmula anterior se convierte en: N F * t * Vs Vc *1440 (4.5) donde: F = Toneladas secas de mineral por 24 horas t = Tiempo de residencia o de flotación, min. Vc = Volumen de cada celda, m 3 Vs = Volumen de la pulpa por tonelada seca de mineral, m 3 = 1/(P x S), en la que P es la fracción decimal en peso de los sólidos y S es la gravedad específica de la pulpa. PROBLEMA: Si a una etapa de desbaste se alimenta 45 000 toneladas de mineral pero con una gravedad específica de 2,8 y la pulpa con 35% de sólidos por peso. Calcular el número de celdas que se 3 requieren si el tiempo de residencia es 12 minutos y volumen de cada celda es de 1000 pies . Solución Datos: F = 45 000 t/día S = 2,8 Cw = 35%  D = 0,35 t = 12 min Para utilizar la fórmula (4.5) debemos calcular Vs y S. 1) Cálculo de la gravedad específica de la pulpa(s). Por definición de densidad de pulpa tenemos que: 25 PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALÚRGIA II Dp  Con K  ING. NATANIEL LINARES G. 100000 100000   1290 g / l 100  CwK 100  35 x(2,8  1) / 2,8 S 1 S 3 Luego S = 1,29 t/m . 2) Cálculo del volumen de pulpa por tonelada seca de mineral Vs. Vs  1 1   2,215m3 PxS 0,35x1,29 3) Cálculo de N. Tenemos que: N  45000 x12 x 2,215 830,625m3  1440 xVc Vc Como Vc = Vo x h = 1000 pies En m 3 3 Vc  1000 pies 3 x 0,02832 m3  28,32m3 pie 3 Entonces N  830,625  29,33  29celdas 28,32 El número total de celdas de una etapa es: Ntotal= N + 1 ó N + 2 = 29 + 1 = 30 celdas El número de celdas por banco es de 8 a 14 celdas. Por lo tanto podemos instalar 3 bancos de 10 celdas cada uno 4.4. FLOTACIÓN COLUMNAR INTRODUCCION La celda columna es un tipo de máquina que pertenece a las celdas neumáticas, la cuál en la actualidad tiene un gran potencial de aplicación en el procesamiento de minerales, cuyo diagrama se presenta en la figura 4.17 HISTORIA DE LAS CELDAS COLUMNA El desarrollo de las celdas columna empezó en 1910 y fue por primera vez probada comercialmente en 1915 en Inspiration Copper Company. Sin embargo, este temprano diseño no tuvo éxito comercial por haberse plagado por la sedimentación de sólidos en el distribuidor de aire. En un intento de superar el problema de sedimentación de sólidos Sinkovich en 1952, usó una celda columna con un agitador de baja velocidad instalada cerca a la base de la unidad. En los años de 1960 Bostin y Wheeler (Anon, 1965) desarrollaron y patentaron el diseño corriente de incorporación de agua de lavado a la celda columna para suprimir la recuperación de ganga. En la actualidad las celdas columna son diseñadas e instaladas por la Diester Concentrator Company, Cominco Engeneering Services, MinProc Engineers y Pyramid Resources y sus 26 PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALÚRGIA II ING. NATANIEL LINARES G. subsidiarias. Ellas son empleadas en varias aplicaciones en la industria del procesamiento de minerales, tal como lo sostienen Dobby y Fynch, 1986; Clingan y Mcgregor, 1987, Ounpun y Tremblay, 1991, etc. y en la limpieza de carbón fino según Bensley, 1985, Luttrell, 1988, Perckh, 1990, etc. Fig. 4.17. Esquema de una Celda columna TERMINOLOGÍA. Para poder alcanzar una mejor familiarización con la operación de una celda columna, es necesario definir los siguientes términos:      Air Hold up o Hold up. Bias. Coalescencia. Impeding Hol up. Spargers o difusores de aire.  Hold up, se define como el volumen de aire en el interior de la celda columna a cualquier tiempo, se expresa como porcentaje del volumen total de la pulpa. El Hold up es directamente proporcional al flujo volumétrico de aire que atraviesa el difusor e inversamente proporcional al diámetro de las burbujas. A medida que aumenta el Hold up se incrementa la recuperación hasta un punto donde se inicia la coalescencia.  Bias, es la relación que hay entre el flujo de relave y el flujo de alimentación. En una celda convencional esta relación es menor que la unidad (Bias negativo) y en la celda columna es igual o mayor a la unidad (Bias positivo) y esto se debe a la adición de agua en lugar sobre o debajo del rebose de la celda.  Coalescencia, es el instante en el cual no puede extenderse mas el Hold up en la celda. El aire puede incrementarse hasta el punto donde el hold up empieza a decrecer, puesto que, en este punto las burbujas colapsan y se crea una caída en la recuperación. Inpeding Hold up, es la deficiencia de sobrefuerza requerida para transportar el concentrado al labio del rebose debido a un acumulamiento excesivo del contenido en el colchón de espuma. Spargers o Difusores de aire, son generadores de burbujas útiles para la flotación que pueden   27 PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALÚRGIA II ING. NATANIEL LINARES G. estar hechos de diversos materiales y formas, pero generalmente tienen forma tubular con pequeños agujeros a través de los cuales se inyecta aire a la celda. El diámetro de los agujeros, la separación entre ellos y el tipo de forro de los difusores deben ser capaces de generar burbujas del menor tamaño posible y crear un hold up adecuado dentro de la columna. PRINCIPIO DE FUNCIONAMIENTO Y OPERACIÓN. Los canadienses: Pierre Boutin, Remy Tremblay y Don Wheeler, introdujeron la celda columna, por la década del 60 con el objeto de procesar minerales finos y aplicarlos en las etapas de limpieza de los circuitos de flotación, varias Compañías Mineras productoras de cobre y molibdeno lo adoptaron para la etapa de separación y limpieza con resultados muy alentadores, probándose posteriormente en las etapas de relimpieza y rougher, en algunos casos con éxito: Plomo, Zinc, Oro y Carbón. Una celda columna, tal como se muestra en la figura. 4.17 es de sección circular, cuadrada o rectangular, en la que la pulpa acondicionada se alimenta un tercio o un cuarto de distancia desde el rebose de la celda, el aire es introducido o inyectado a través de los difusores que se encuentran cerca a la base y el agua de lavado ingresa a través de una especie de ducha de 3 a 6 pulgadas sobre o debajo del rebose de la celda. Las partículas de mineral contenidas en la pulpa tropiezan con una nube ascendente de burbujas de aire y son llevadas hasta el rebose, pero estas al pasar por encima del punto de alimentación, se encuentran con un flujo suave descendente de agua fresca que lava las partículas de mineral no valioso (ganga) adheridas a ellas. El concentrado de este modo, emerge por el rebose de la celda y los relaves se descargan por la parte inferior de la celda. El proceso de colección en una celda columna se sustenta en el hecho de que las partículas minerales de la especie valiosa y ganga están moviéndose en sentido contrario a la nube de burbujas, lo cual puede explicarse en dos patrones de flujo en contracorriente: 1. Un flujo descendente de partículas de mineral y burbujas ascendentes en la zona de colección, y 2. Burbujas ascendentes y un flujo descendente de agua de lavado en la zona de limpieza. Se dice que una celda opera con bias negativo y bias positivo, veamos entonces en que consiste cada situación: 28 PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALÚRGIA II ING. NATANIEL LINARES G. Operación con bias negativo, en este régimen, el flujo de alimentación es siempre mayor que el flujo de relaves, causando exceso de volumen para su rebosada como concentrado. Ello indica que, alguna cantidad de agua del alimento va al concentrado, lo cual da un producto de baja ley. Esto es: QT  BIAS  1 QF Operación con bias positivo, en este caso el flujo de relave es mayor al flujo de alimentación. Esto es: BIAS  QT 1 QF dando como resultado un producto de mayor calidad, es decir, de más alta ley debido a la menor cantidad de ganga.  Función del agua de lavado. El agua de lavado agregada en el rebose de la celda columna tiene las siguientes funciones, para:   Formar el bias Mantener el nivel de pulpa, lo cual satisface mediante la siguiente ecuación: QF + QW = QT + QC   (4.7) Limpiador del concentrado Lubricante del concentrado  Función del aire. En función de como se inyecta el aire a la columna sus funciones son:    Producción de burbujas muy finas, consiguiendo la máxima retención del aire o hold-up. Promover la mayor probabilidad de encuentro partícula-burbuja, de modo de alcanzar una mayor recuperación de la especie de tamaño fino. Permite establecer una relación de flujo de aire-velocidad de extracción del concentradoRecuperación-Ley.  Cálculo del Hold-up. El hold-up se determina instalando en la celda columna dos visores, tal como se muestra en la figura 4.18. Uno en la parte superior y otro en la parte inferior de la columna. Aceptando que la diferencia de niveles a través de dichos visores debe ser proporcional al aire contenido dentro de la celda y asumiendo una densidad de pulpa homogénea en toda la zona de colección, se puede determinar una fórmula matemática que permite calcular con relativa facilidad, la retención de aire o Hold-up, expresado como porcentaje:  1 ( H2  H1 )   x  1  1 x100 L    T % Hold up   (4.8) Aproximadamente está entre 20 y 25%. 29 PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALÚRGIA II ING. NATANIEL LINARES G. ♦ AUTOMATIZACIÓN DE UNA CELDA COLUMNA. Es reconocido en general que las celdas columna de flotación se prestan por sí mismas bien a la automatización, al menos en parte, porque ellas están controladas por flujos de entrada y salida de la celda (McKay, Foot y Huiatt, 1985). Este concepto ha sido utilizado para instrumentar y controlar columnas en diversas operaciones comerciales (Amelunxen, Wheeler, 1985). Típicamente se ha empleado el establecimiento de tres lazos de control, a saber:    El lazo de control del nivel de pulpa El lazo de control del BIAS, y El lazo de control del Hold-up Tal como se muestra en la figura 4.20. Estos lazos de control mantienen a las variables del proceso en set points específicos constantes, para estabilizar el rendimiento de una celda de flotación Columna.  El lazo de control del BIAS, busca mantener un BIAS fijo de flujo entre el relave y la alimentación de modo que: Q T > QF es decir, para un BIAS positivo. Generalmente el lazo de control del BIAS consiste de:     30 Flujómetro de alimentación Flujómetro de relaves Válvula de control en la línea de relaves Controlador del Set point del BIAS PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALÚRGIA II ING. NATANIEL LINARES G. Figura 4.18. Diagrama de una celda Columna con visores Figura 4.19. Diagrama de una celda Columna mostrando los flujos 31 PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALÚRGIA II ING. NATANIEL LINARES G. Fig. 4.20. Establecimiento de los lazos de control en una celda de flotación Columnar.  El lazo de control del nivel de pulpa.- El control de nivel de pulpa es imprescindible durante la flotación en columna. Una ventaja que ofrecen las celdas columna, es la habilidad para variar la profundidad de la espuma desde pocas pulgadas a varios pies (Ynchausti, 1987). El aumento en la profundidad de espuma permite alta ley del concentrado del mineral a recuperarse en la celda columna. El lazo de control del nivel de pulpa mantiene el nivel de pulpa constante mediante la variación de la velocidad de adición de agua de lavado a la columna. Si el nivel de pulpa está demasiado bajo, se aumenta el agua de lavado y viceversa. En este caso la ecuación que sigue es: QWW = Qc + BIAS (4.9) Este lazo de control puede consistir de:      Un sensor de nivel de pulpa. Válvula de control de agua de lavado. Controlador-indicador. Flujómetro de agua de lavado. Lazo de control del Hold-up.- El Hold-up ha recibido también mucha atención en relación a los efectos con el tamaño de burbuja, velocidad o cantidad de adición de aire y tamaño de partícula (Dobby and Finch, 1985). El Hold-up en una columna debe permanecer en un valor crítico mínimo para garantizar una alta recuperación de mineral valioso. El lazo de control del Hold-up utiliza una combinación de la cantidad de adición de aire, cantidad de adición de agua de lavado y la cantidad de adición de espumante para alcanzar un hold-up constante: La instrumentación básica necesaria para este lazo es:     32 Flujómetro de agua de lavado. Flujómetro de aire. Sensores de nivel superior e inferior de pulpa. Válvula de control de agua de lavado. PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALÚRGIA II   ING. NATANIEL LINARES G. Válvula de control de aire. Controlador programable. El sistema de control no solamente estabiliza el rendimiento de la columna sino armoniza óptimamente cada lazo de control para asegurar el rendimiento y productividad de la columna promoviéndolos a sus límites. Sin duda en este impresionante camino de control automático de procesos hay problemas asociados con la automatización de la celda columna. Luego como en el caso anterior de celdas columna, la etapa inicial en el análisis de algún problema de control de flotación es la identificación de las variables importantes las cuales describen al sistema y la separación respectiva. La serie de variables que afectan a la flotación columnar se pueden catalogar en cuatro tipos a saber: 1. VARIABLES DE PERTURBACION           Composición mineralógica. Grado de oxidación del mineral. Fluctuación de la distribución del tamaño del alimento. Fluctuación de las leyes del alimento. Viscosidad y densidad de la pulpa. Caudal de la pulpa. Características del agua (pH, dureza). pH natural del mineral de cabeza. Hold-up. Cristalización del mineral. 2. VARIABLES CONTROLADAS         Ley o grado Recuperación Porcentaje de sólidos del alimento. Tonelaje tratado. Nivel de pulpa. Razón del BIAS. Tamaño de burbuja. Longitud de la zona de colección. 3. VARIABLES MEDIBLES            Ensaye químico (Concentrado, relaves, etc.) Velocidad de flujo volumétrico (Alimento, relave, agua de Densidad de pulpa Nivel de pulpa Eh pH Distribución de tamaño Adiciones de reactivo Adición de surfactante Razón del BIAS Hold-up lavado) 4. VARIABLES MANIPULABLES    Caudal volumétrico (Alimento, relave, agua de lavado). Densidades de pulpa. Nivel de pulpa. 33 PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALÚRGIA II      ING. NATANIEL LINARES G. Razón del BIAS. Adición de reactivos y surfactante. pH. Eh. Cantidad de aireación. Después de definir las variables y asignarlas a cada familia, el siguiente paso o siguiente etapa es determinar las relaciones en estado estable entrada/salida del circuito columnar (Herbst et al., 1986) la matriz del proceso (Shinkey, 1979) desarrollada para una serie de variables controladas y manipuladas en la columna pertinente se ilustran en la tabla siguiente: Tabla 4.4. Matriz Proceso de la Respuesta de variables controladas a cambios en variables manipuladas Variables Manipulables Caudal de pulpa Cantidad adicionada de agua de lavado Nivel de pulpa Razón del Bias Hold up Adición de espumante Densidad de pulpa Tamaño de burbuja Variables Controladas Ley FF+ FS+ SSSo S- Recuperación FSS+ SF+ F+ So F- Aquí, la letra F(rápido) o S(lenta) relaciona la velocidad de respuesta de la variable controlada tan pronto la variable manipulada es aumentada. El signo de entrada indica la dirección de cambio de la variable controlada (+, aumenta, -, disminuye, o, no cambia) tan pronto la variable manipulada es aumentada. Esto es, la matriz proceso muestra que una sola variable manipulada no afecta solamente una variable controlada relacionada, sino que las variables de la columna son interdependientes. Un ejemplo de la automatización de una celda columna es las columnas de flotación de la Planta Concentradora de Cuajone de SPCC (R. L. Amelunxen, R. Llerena, P. Dunstan y B. Huls) - Moquegua - Perú, donde la instrumentación para esta estrategia de control se muestra en la figura 4.21. Fig. 4.21. Diagrama de instrumentación de celda columna. 34 PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALÚRGIA II ING. NATANIEL LINARES G. Muestra el lazo de control del BIAS de Whueler, también contiene el lazo de control de agua de lavado-nivel de pulpa, donde el nivel de pulpa se mantiene con adiciones de agua de lavado. El tercer lazo es el lazo interactivo de nivel. En este lazo la información en cuanto a las características del concentrado es imprescindible, como lo es para el lazo interactivo aire. Si se conoce la relación entre la gravedad específica de la pulpa del concentrado y la ley del concentrado, es posible calcular el contenido de agua del concentrado rebosante por el labio de la celda en la ley deseada. Las condiciones principales que se requieren para la flotación columnar son que el caudal de relave debe ser más grande que el caudal del alimento; es decir: Q T > QF y Qww = Qc + BIAS donde Qww y Qc son los caudales para el agua de lavado y concentrado respectivamente, y BIAS = QT - QF (4.10) En el lazo interactivo-nivel, el aire es todavía la fuerza motriz de la flotación pero, como en el caso de Cuajone, se mantiene en una cantidad máxima justo bajo la coalescencia. El sistema de control distribuido digital inicialmente calcula el requerimiento de agua de lavado, Qww. El BIAS y Qc son ingresados por el operador y son calculados de varias medidas e ingresados:    Del operador o del analizador de Rayos X, la ley de cobre en el alimento. La recuperación y la ley deseada. Eso conforme a los establecido por la curva LeyRecuperación por aquel sistema y son pre-fijados (pre-set) en el computador. De datos de campo, % de sólidos en el alimento. El Qww calculado se convierte en el set point del volumen de agua de lavado a la columna que se requiere mantener. Este lo hace comparando el flujo de agua de lavado actual a el set point. Si este flujo es más bajo que el set point, automáticamente eleva el set point del nivel. Puesto que la recuperación aumenta al incrementar el nivel de la pulpa, este se traduce en un consumo más alto de agua Qww. Este nivel es aumentado hasta la conveniente demanda de agua de lavado pre-fijada. DIMENSIONAMIENTO DE CELDAS COLUMNA. El tamaño de una celda de flotación columnar está en función de la altura de la zona de colección o recuperación. Por esto es que se considera la dependencia de tres factores geométricos:    El grado de mezclamiento, Np Velocidad volumétrica del BIAS, B, L/min Velocidad volumétrica del aire (gas), G, L/min SELECCIÓN DE LA ALTURA DE LA ZONA DE RECUPERACIÓN. En el presente la mayoría de las instalaciones de celdas columna son diseñadas y escaladas por analogía con la cinética química (Dobby and Finch, 1986, Luttrell et al, 1993, O'Connor et al, 1994, etc.). En este método, la velocidad de recuperación de las partículas hidrofóbicas en la zona de colección puede ser representada como un proceso de velocidad de primer orden. En la cinética de primer orden, el rendimiento puede ser predicho a partir del conocimiento de los datos cinéticos y los parámetros del modelo de flujo. El comportamiento de las partículas sólidas en la columna de flotación está descrita por el modelo de sedimentación dispersa. Así, solamente la constante de velocidad K y los parámetros de mezclamiento del recipiente de proceso o la distribución de las partículas, se requieren para la predicción de la conversión, o recuperación en nuestro caso. Así pues, la recuperación fraccional está dada por:  Np  4a exp   2   R  1 1  a 2 exp  a   1  a 2 exp   a   2 Np   2 Np  (4.11) 35 PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALÚRGIA II ING. NATANIEL LINARES G. donde a está definida como: 1  4 pK  2 a  1  Np   (4.12) Por definición, el número de dispersión en el tanque está dado por: Np  Ep (U I  Up) H (4.13) donde Ep está relacionado al diámetro de la celda según Dobby y Finch (1985) Ep = 0,063 D (4.14) Up se determina a partir de la ley de Stokes y UI está dado por UI  Q pulpa A(1  Eg ) o UI  FH Vc (1  Eg ) (4.15) p puede ser estimado a partir de (Dobby and Finch, 1985; Yianatos et al, 1986). p UI   I U I  Up (4.16) Nomenclatura utilizada B = D = Ep = F = G = H = Jb = Jg = K = L = Np = R = Ul = Up = Vc = Eg = l = p = Velocidad del flujo volumétrico, L/min Diámetro de la columna, m 2 Coeficiente de dispersión axial de los sólidos, m /s velocidad del flujo volumétrico de alimento, L/min Velocidad volumétrica de aire (L/min), (en el medio de la zona de colección) Altura de la zona de colección, m Velocidad superficial del BIAS, cm/s Velocidad superficial del aire, cm/s -1 Constante de velocidad, min Altura total de la columna, L = H + 2, m Número de dispersión en el recipiente para los sólidos Recuperación en fracción Velocidad intersticial del líquido, cm/s Velocidad terminal de sedimentación de las partículas, cm/s 3 Volumen de la zona de colección, m Hold up promedio en fracción Tiempo de residencia en el medio del líquido, min Tiempo de residencia en el medio de las partículas, min JgVc H JbVc B H Donde: G  De aquí podemos deducir que en la práctica se cumple la siguiente relación H/D = 10/1 a H/D = 5/1 4.5. CELDA DE FLOTACIÓN JAMESON. En estos últimos años el considerable aumento en el uso y aplicación de las celdas columna para mediante la flotación lograr la concentración y recuperación de minerales, acelerado por el interés en métodos alternativos más económicos y eficaces, sin duda ha sido el creciente número de 36 PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALÚRGIA II ING. NATANIEL LINARES G. unidades instaladas en todo el orbe minero-metalúrgico. Esta tecnología con un éxito ya bien logrado, aparecido a principios de los años sesenta, le han salido al encuentro otras tecnologías como las celdas flash, la flotación centrífuga y más recientemente la celda Jameson, desarrollada en la Universidad de New Castle, Queensland, Australia (1988, Jameson). Las características más importantes de esta celda son:  La capacidad de generar altas fracciones de gas en el tubo de descenso manteniendo un régimen estable de flujo.  La ausencia de un sistema generador de burbujas.  El uso de agua de lavado para la espuma.  Ausencia de un compresor para inyectar el aire.  Es de operación simple.  Una altura tal que permita su instalación sin mayores cambios estructurales en plantas ya existentes. El esquema de esta celda se muestra en la figura 4.22: Fig.4.22 Esquema de una celda Jameson y sus varias zonas activas. MECANISMO DE LA FLOTACIÓN EN UNA CELDA JAMESON En una celda Jameson, el aire y la pulpa son mezclados en el tope de un tubo vertical, denominado sección de contacto o tubo de descenso. La mezcla desciende verticalmente en co-corriente, descargando en una celda abierta, donde las burbujas mineralizadas ascienden formando la espuma. El nivel de espuma. El nivel de pulpa dentro de la celda se controla para dar la altura adecuada de espuma y mantener la descarga del tubo de descenso bajo el nivel de interfase, asegurando no sólo la selectividad del proceso sino también la estabilidad del mismo. Al igual que en las columnas de flotación, el agua de lavado es adicionada a la espuma para mejorar la selectividad del proceso. Una ventaja práctica de este arreglo reside en que la presión hidrostática generada en el tope de la zona de contacto es menor que la presión atmosférica, por lo cual el aire necesario para la flotación puede ser aspirado normalmente, eliminándose el compresor de aire, que normalmente representa una fracción importante de la inversión inicial en cualquier equipo de flotación. Algunas de características 37 PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALÚRGIA II ING. NATANIEL LINARES G. de operación de la Celda Jameson se dan a continuación: 1. Profundidad de la fase espuma que varía de 200 mm a 1000 mm a fin de lograr la mejor recuperación y flotar tamaños de partícula tan pequeñas como de 10 m. 2. La velocidad del aire superficial Jg (cm/s) del hacia arriba en la celda de flotación. En la celda 3 Jameson se determina dividiendo la velocidad del aire en el tubo de descenso (cm /s) por 2 área transversal (cm ) de la parte de ascenso de la celda. 3. El tamaño de burbuja, que varía entre 300 a 600 m. 4. La relación aire/alimento, con la que opera una celda Jameson es de 0,3 a 0,9. El mantenimiento del rendimiento metalúrgico a bajas relaciones aire/alimento pueden ser explicados considerando el flujo de área interfacial S b (área interfacial/s) por unidad de área -1 transversal de la columna (s ) como lo han definido Finch y Dobby. Dado por: Sb  6 Jg d (4.17) donde d es el diámetro de la burbuja. 5. La cantidad de agua de lavado, está definida como la razón de la adición de la cantidad de agua de lavado a la cantidad de flujo de agua en el concentrado. Esto es: W QWW QWC (4.18) donde QWW es la cantidad de flujo de agua de lavado y QWC es la cantidad de flujo de agua en el concentrado. Otro método de describir la adición de agua de lavado es en términos del bias, que es, el exceso absoluto del agua de lavado aplicado sobre la cantidad de agua recuperada en el concentrado, expresado como la velocidad superficial J b (cm/s): Jb  QWW  QWC AC (4,19) donde AC es el área transversal de la columna. Si no se utiliza agua de lavado, la tasa de agua de lavado es cero y el bias es negativo. Cuando Jb = 0, W = 1; entonces un bias positivo corresponderá a tasas de agua de lavado mayores a la unidad. En consecuencia, la celda Jameson se puede dividir en tres zonas principales: el Downcomer, la zona de pulpa, y la zona de la espuma. 1. El Downcomer es el corazón de la celda Jameson y es donde al entrar la pulpa ocurre el contacto primario entre las burbujas de aire y de las partículas de mineral. La pulpa de la alimentación se bombea en el Downcomer a través de una lente, creando un chorro de alta presión. El chorro de pulpa arrastra el aire, que es aspirado en forma natural. Debido a la alta velocidad de se mezcla y a la gran área interfacial grande hay contacto rápido y colección de burbujas de aire/ partículas. El tiempo de residencia del dawncomer varía entre diez y treinta segundos. 2. La zona de pulpa es donde ocurre el contacto secundario entre las burbujas de aire y las partículas de mineral y es donde las burbujas de aire se retiran de la zona de la pulpa. La mezcla de pulpa aireada de la mezcla sale del dawncomer y entra en la zona de flotación. La velocidad de la mezcla y la gran diferencia de densidad entre ella y el resto de la pulpa en el tanque dan lugar a un recirculamiento de líneas de fluido. Esto mantiene a las partículas en suspensión sin necesidad de agitación mecánica. El tiempo de residencia en la zona de pulpa del tanque varía a entre dos a cinco minutos. 3. La zona de espuma es donde los materiales transportados por las burbujas (colchón de espuma) son removidos de la espuma por drenaje de la espuma y/o lavado de la espuma. La celda se diseña para asegurar una eficiente zona quieta de espuma que permite un flexible manejo de la espuma. El tiempo de residencia de la zona de la espuma varía de cuatro segundos a un minuto. Estas zonas se denotan claramente en la figura 23. 38 PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALÚRGIA II ING. NATANIEL LINARES G. Figura 23. Esquema de una celda Jameson con más de un dawcomer 4.6. CELDA DE FLOTACIÓN EKOFLOT. Es otro tipo de máquina de flotación neumática, que fue diseñada por el Dr. Rainer Imhof en Alemania. Esta celda se viene aplicando industrialmente desde 1987 en la flotación de carbón, magnesita, calcita (CaCO3) y otros como remediación de terrenos. Por primera vez se utilizó en flotación de sulfuros metálicos de cobre en la Cía Minera Michilla S.A de Chile. Estas celdas Ekoflot trabajan con un aireador auto-succionante, lo que garantiza una aireación limpia y sin costo. Genera una alta interacción partícula-burbuja y adherencia, lo cual se traduce en una flotación exitosa pese al breve tiempo de mezclado. Un esquema de esta celda se muestra en la Figura 4.24 Figura 4.24 Esquema de la celda Ekoflot. La Celda Ekoflot cuenta con un cono que se desplaza hidráulicamente que permite aumentar o disminuir el volumen de espuma, para rebosar en forma lenta o rápida el concentrado. También esta forma de operar permite incrementar o disminuir la recuperación y/o la ley del concentrado, de acuerdo a las variaciones de la ley de cabeza. En este sistema de flotación, la agitación se realiza por 39 PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALÚRGIA II ING. NATANIEL LINARES G. la acción del aire a presión que ingresa juntamente con la pulpa formando burbujas a las cuales se adhieren las partículas de mineral hidrofobizado por algún colector y fortalecida por un espumante, favoreciendo de esta manera una alta recuperación, aún cuando las partículas sean gruesas. Figura 4.25. Esquema de la celda Ekoflot modificada La Humboldt Wedag GmbH ha optimizado esta celda neumática de flotación denominada ahora Pneuflot®, instalando los dispositivos específicos en la celda para realizar ciertas tareas y para asegurarlo siguiente:    La pulpa sigue siendo estable La velocidad del proceso de la flotación se maximiza; Se reduce al mínimo el desgaste. El diseño de la celda Pneuflot® incluye lo siguiente: 1. Un tanque de condicionamiento externo para asegurar el tiempo de residencia adecuado para mezclamiento de los reactivos de la flotación. 2. Un reactor externo para airear la pulpa. El aireador puede ser aspirado por él mismo (basado en el principio del Venturi) o proveído de un compresor de aire. Se reduce al mínimo el tiempo de flotación porque la fijación de las partículas aerofílicas a las burbujas de aire puesto que la pulpa pasa a través del aireador. Las partículas que no se adhieren a las burbujas de aire tienen una segunda oportunidad mientras que descienden a la parte más profunda de la celda 3. Tanque cónico que evita el enarenamiento. 4. El distribuidor circular asegura la descarga de la pulpa aireada dentro de la celda. 5. Un crowder ajustable de la espuma asegura de que el diseño estándar del recipiente se pueda utilizar para diversos usos tales como desbaste, barrido o limpieza. 6. La unidad de flotación neumática ofrece alta capacidad con pequeño consumo de energía. 7. La celda es más barata que las convencionales. 8. Pocas piezas desgastables y bajo requerimiento de energía. Figura 4.26. La celda Pneuflot® La celda Pneuflot® puede por lo tanto proporcionar ahorros substanciales en costos de operación con respecto a las celdas convencionales de agitación, a través de producciones más altas de producto. 40 PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALÚRGIA II ING. NATANIEL LINARES G. Además, el espacio y los ahorros de la energía alcanzados están arriba del 40%. Las instalaciones se extienden de la concentración del carbón y del lignito hasta la producción de la magnetita y a la concentración del mineral de cobre. Una unidad experimental es decir, una Pneuflot® está disponible para demostrar eficiencia. 4.7. CELDA DE TRES PRODUCTOS La columna de tres productos (C3P), y también los resultados de la flotación de minerales y relaves a escala de laboratorio y piloto. La columna C3P permite la extracción selectiva del producto drenado de la espuma (tercer producto) y posee una segunda agua de lavado en la zona intermedia entre la alimentación y la zona de espuma. Esta celda ha sido probada en la flotación de limpieza, “scavenger” y de relaves de minerales de oro, sulfuros de cobre, plomo y zinc. Los resultados demuestran que las recuperaciones metalúrgicas son prácticamente similares en las columnas convencionales (rectas), pero las leyes de la C3P son siempre superiores. La separación del material drenado de la espuma (mixto y fino de ganga) y el agua de “BIAS” adicionada en la zona intermedia, permiten la obtención de concentrados “limpios”. El comportamiento particular de la columna C3P se debe a la eliminación del material de recirculación (mixtos y ganga fina) de la interfase espuma-pulpa, normalmente encontrado en las columnas convencionales y por la disminución del arrastre hidrodinámico de ultrafinos de ganga de la zona intermedia. El tercer producto, dependiendo de la ley, puede ser clasificado, molido y recirculado o simplemente descartado. Cuando se utiliza como columna de flotación “rougher-flash”, se obtienen concentrados con leyes de cobre de 40 % (2 % insoluble) y recuperaciones de 33,5 %. En relaves de flotación de minerales de oro se alcanzaron recuperaciones de 15 % con leyes de 160 g/t. En la flotación de limpieza de un mineral sulfurado de plomo y zinc, las recuperaciones fueron del orden de 92-94 % en las columnas recta y en la C3P, más las leyes de la modificada fueron mayores, 80-82 % de sulfuro (70% en la columna recta). Los parámetros operacionales y de diseño de la columna y los resultados se discuten en términos de las variaciones en los fenómenos de transporte en las diversas zonas de la columna C3P y en las características físicas de la pulpa en ambas columnas. Es comparable también el potencial técnico y el económico de esta nueva celda de flotación columnar, su desarrollo y las aplicaciones en el tratamiento de minerales. En la columna C3P se distinguen cuatro zonas de longitud variable, figura 4.27:     Zona de recolección, ubicada entre el burbujeador y el punto de alimentación, de tamaño variable. Zona de lavado secundario o intermedio, entre un punto de alimentación y el punto desde donde se adiciona el agua de lavado II, de tamaño variable. Zona de partículas drenadas (drop-back), ubicada en la parte inferior de la interfase pulpaespuma; Zona de limpieza o fase espuma, localizada en la parte superior de la columna, es decir, el rebose. MECANISMOS INVOLUCRADOS Y PRINCIPALES VENTAJAS DE LA C3P EN RELACIÓN A LA CELDA COLUMNA Los diversos resultados obtenidos y las principales ventajas de la C3P en relación a la CC son debidos fundamentalmente a los siguientes factores: 41 PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALÚRGIA II ING. NATANIEL LINARES G. Fig. 4.27. Esquema de la celda de tres productos C3P 1. La C3P se comporta como una columna de clasificación de partículas en base a la hidrofobicidad y al tamaño. Así las partículas hidrofóbicas y de tamaño medio que tienen una alta velocidad de flotación son transferidas rápidamente al concentrado resistiendo al drenado. Los “middlings”, partículas mixtas, o partículas menos hidrofóbicas, dependiendo de las fuerzas de adhesión y tamaño, son drenadas por el agua de lavado y colectadas junto con la ganga fina arrastrada, en el tercer producto. En las columnas convencionales, parte del material drenado permanece en la interfase pulpa-espuma (recirculando), otra fracción retorna a la espuma y sale como concentrado contaminando, otra es transferida al relave; y una parte de la fracción es drenada nuevamente de la espuma. Por lo tanto, en esta CC, las recuperaciones son mayores y las razones de enriquecimiento están limitadas por la recirculación del material drenado (ver figura abajo 4.28). 2. En la C3P, la parte superior de la zona de recolección es libre de productos de la espuma y recirculaciones. Esta zona permanece constante en términos de contenido de sólidos, leyes, viscosidad, presión y "hold-up" de aire. El agua de lavado secundaria reduce el grado de arrastre y atrapamiento (“entrainment” y “entrapment”) de ganga fina y es responsable del “BIAS” en la columna. Como consecuencia, la pulpa en la zona de colección en la columna modificada queda “constante”, manteniéndose sin alteraciones significativas la densidad, la viscosidad, el “HOLDUP” de gas, el diámetro medio y el número de burbujas (ver figura abajo). El efecto de enriquecimiento de la C3P hace que, independientemente de la ley del mineral de valor en la alimentación, los concentrados obtenidos son siempre de una ley mayor a los obtenidos en la Celda Columna. 3. El material drenado, por otro lado, dependiendo de la calidad (ley, liberación, etc.) del sistema mineral, puede ser: 1) clasificado en el caso de la presencia de mixtos e ultrafinos de ganga; 2) descartado cuando la proporción de finos de ganga arrastrados es grande o 3) mezclado al concentrado cuando los mixtos drenados contengan leyes intermedias. Esto último fue observado en la flotación de limpieza de concentrados primarios de cobre con granulometría gruesa. 42 PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALÚRGIA II ING. NATANIEL LINARES G. Fig. 4.28. Comparación de flujos entre la CC y la C3P BENEFICIOS METALÚRGICOS, ECONOMICOS Y AMBIENTALES La incorporación de la C3P en plantas de tratamiento de minerales puede generar los siguientes beneficios metalúrgicos, económicos y ambientales: 1. Obtención de concentrados de mayor ley y con menor contenido de impurezas, independiente de la ley del mineral que se alimente a la C3P. Ejemplos: C3P como unidad de separación primaria rápida y como equipamiento para el tratamiento de relave. Los estudios con alimentación primaria de sulfuros de cobre permiten producir concentrados muy limpios, con leyes de cobre superiores a 40%, bajo contenido de material insoluble (2%) y recuperaciones de cobre sobre 32%. Estos resultados permiten sugerir el empleo de la columna modificada como unidad de flotación rápida (“rougher-flash flotation”. 2. Reducción de etapas de remolienda y obtención de concentrados finales. 3. • La mezcla del concentrado y del tercer producto, en los estudios de flotación de minerales de cobre en concentrados primarios sin remolienda, presenta leyes de cobre e insoluble del mismo orden del concentrado final de la planta industrial. Estos resultados demuestran que con la C3P, aún operando de forma “abierta” (concentrado + tercer producto), es posible la obtención de concentrados enriquecidos. La acción de limpieza de la zona intermedia garantiza esta alternativa, lo que no es posible en la CC por las razones antes expuestas. Los principales beneficios son la reducción en el consumo energético y de los cuerpos moledores en función de la eliminación de la etapa de remolienda del diagrama de flujo de la planta. 4. La incorporación de la C3P como unidad de flotación rápida presenta beneficios tales como reducción del número de celdas convencionales, y costos de molienda. En un circuito convencional de minerales sulfurados de cobre u oro, normalmente 100% de la masa del concentrado de la primera etapa de flotación (rougher) debe ser sometida a remolienda. El producto drenado, con leyes de cobre e insoluble del orden de los concentrados primarios, puede ser remolido y flotado en columna convencional para producir concentrados con leyes equivalentes al concentrado final. El relave de la columna modificada puede ser beneficiado para producir un relave final y los concentrados obtenidos pueden ser remolidos y, posteriormente, recirculados, dependiendo de su ley, a la etapa de flotación primaria o de limpieza. 3. Uso de la C3P como unidad de tratamiento de relaves. En este tipo de uso la C3P presenta las mayores razones de enriquecimiento (ley concentrado/ley alimentación) alcanzando valores próximos de 70 en el caso de relave de oro y 26, en relave de minerales de cobre. La C3P en el tratamiento de relaves, además de los beneficios económicos resultantes de la reducción del número de etapas de flotación para producir un concentrado final de alta ley, contribuye a disminuir el impacto ambiental, reduciendo la concentración de elementos y reactivos poluentes en las aguas de descarte y la masa de sólidos contaminados con esos reactivos. 43 PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALÚRGIA II ING. NATANIEL LINARES G. 4.8. CELDA DE CONTACTO AMINPRO Es una celda de flotación que mezcla y presuriza pulpas de minerales en agua y aire y suelta la emulsión en una columna de separación. Se usa en:           Flotación Flash Flotación de gruesos (Ej. Industria de fosfatos) Separación de aceite (alquitrán) y arenas (Industria de alquitrán) Separación de aceite y agua (Industria pesquera, medio ambiente) Recuperación de Molibdenita Para lograr altas recuperación y altas leyes de concentrado en una sola etapa. Otros beneficios en comparación a flotación convencional: Reducción en costos de capital Reducción en área de la flotación Reducción en costos operativos (Energía primordialmente) La Celda Contacto Aminpro En el año 2004, la Celda de Contacto Aminpro recibió mejoras en su diseño. El nuevo diseño esta siendo probado en la concentradora de Phelps Dodge Bagdad en Arizona, USA. Lo nuevo incorpora: Un rediseño del contactador asegurando que la cavitación hidráulica produzca mejoras en el contacto de partícula-burbuja. Introducción de un sistema de anti-corto circuito de la alimentación. Agua de lavado Concentrado Spargers Aire Alimento Válvula pinch Relave Figura 4.29. Esquema de la Celda de Contacto AMINPRO. 44 PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALÚRGIA II ING. NATANIEL LINARES G. Figura 4.30. Sistema de Control automático de la Celda de Contacto AMINPRO 45 PROCESAMIENTO DE MINERALES – MINERALÚRGIA II ING. NATANIEL LINARES G. PROBLEMAS PROPUESTOS 1. En una Planta Concentradora, se desea dimensionar un circuito de flotación de limpieza de mineral de Cu se cuenta con los siguientes datos:  El mineral fresco que entra al circuito rougher es de 2400 tcs/día con una gravedad específica de 3,8 y un 38% de sólidos.  El relave de la limpieza constituirá una carga circulante del 20%.  Se estima que el compósito (Mezcla) del mineral fresco y carga circulante ensaya el 2% de Cu y un tiempo de flotación de 10 minutos.  Durante la flotación rougher se obtiene un concentrado de 10% de Cu con un 90% de recuperación.  La limpieza se debe hacer a 20% de sólidos y con un tiempo de flotación de 5 minutos. Se pide: 1. 2. 3. 4. 5. 2. 46 3 Determinar el volumen total neto necesario para el circuito rougher en m . Determinar el número de celdas que deberá utilizarse. 3 Determinar el volumen total neto necesario para el circuito de flotación de limpieza en m . Determinar el número de celdas que deberá utilizarse. Use las tablas que se da a continuación.