4. CIRCUITOS CIRCUITOS DE FLOT FLOTACIÓN. ACIÓN.
Dr.m.Sc. Ing. Julio Tremolada
4.1. Introducción Los circuitos de flotación constan de varias etapas, en general, en la flotación de minerales de cobre se utilizan las etapas rougher, cleaner, cleaner-scavenger y recleaner. Sin embargo, en la flotación de otros minerales podrían encontrarse etapas rougher, scavenger, cleaner y recleaner. La etapa primaria de flotación (etapa rougher) se alimenta con el rebalse de los hidrociclones de un circuito cerrado molienda/clasificación. Por otra parte, es común que el concentrado de la etapa rougher se someta a una remolienda antes de ingresar in gresar a la etapa cleaner.
4.1. Introducción Los circuitos de flotación constan de varias etapas, en general, en la flotación de minerales de cobre se utilizan las etapas rougher, cleaner, cleaner-scavenger y recleaner. Sin embargo, en la flotación de otros minerales podrían encontrarse etapas rougher, scavenger, cleaner y recleaner. La etapa primaria de flotación (etapa rougher) se alimenta con el rebalse de los hidrociclones de un circuito cerrado molienda/clasificación. Por otra parte, es común que el concentrado de la etapa rougher se someta a una remolienda antes de ingresar in gresar a la etapa cleaner.
En relación a las celdas de flotación utilizadas en los circuitos, las celdas mecánicas son utilizadas en las etapas rougher, scavenger y cleanerscavenger, mientras que, columnas de flotación se aplican a las etapas cleaner y recleaner. Sin embargo, existen algunas concentradoras que usan celdas mecánicas en la etapa cleaner y celdas columnares en la etapa recleaner. En la actualidad, la tendencia es aumentar el tamaño de los equipos hacia celdas mecánicas de volumen superior a los 4000 , originada por la disminución de los costos de operación (energía, mantención, etc.) de estas celdas de d e gran volumen.
4.2. Etapas de flotación La flotación de minerales se realiza en etapas (también llamados circuitos), cuyos objetivos involucran una alta recuperación de las especies útiles con la mayor selectividad posible. Para cumplir con estos objetivos los circuitos estar divididos en etapas destinadas a que se consigan esos propósitos, y en estas etapas las celdas de flotación están ordenadas en bancos de celdas y en columnas de flotación. Así, en las plantas concentradoras existe el banco de celdas rougher, las celdas columnares de la etapa cleaner, el banco de celdas cleaner-scavenger, etc. La etapa rougher es la etapa primaria, en ella se logran altas recuperaciones y se elimina gran parte de la ganga.
. Debido a que esta etapa se opera con la mayor granulometría posible, el concentrado rougher está constituido por materiales medios o middlings, por lo cual las leyes de este concentrado son de bajas y requieren una etapa de limpieza que selective el concentrado. Al circuito rougher llega la alimentación del proceso de flotación, y en algunas oportunidades, concentrados de la etapa scavenger o colas de la etapa cleaner. Las colas de la etapa rougher pueden ser colas finales del proceso, o bien, almentación a un circuito scavenger.
La etapa scavenger o de barrido tiene como objetivo aumentar la recuperación de las especies útiles desde las colas de la etapa rougher. Producen colas finales del proceso y un concentrado de baja ley que puede juntarse a la alimentación del proceso de flotación, o a una etapa de remolienda y su posterior tratamiento. Los circuitos cleaner o de limpieza, junto a los circuitos recleaner, tienen como objetivo aumentar la ley de los concentrados rougher, a fín de alcanzar un producto que cumpla con las exigencias del mercado, o bien, de la etapa del proceso siguiente a que será sometido el concentrado. Dado que la etapa cleaner es selectiva, normalmente el concentrado rougher es sometido a una etapa de remolienda previa, para alcanzar la mayor liberación posible de las especies útiles. antes de alimentarse al circuito cleaner
En las plantas concentradoras de cobre se utilizan circuitos cleanerscavenger, los cuales se alimentan con las colas de la etapa cleaner. En general, el concentrado de la etapa cleaner- scavenger se junta a los concentrados rougher y alimentan la etapa cleaner. Las colas de los circuitos cleaner-scavenger, dependiendo de la ley que posea se juntan a las colas finales. Diferentes tipos de circuitos de flotación son presentados en las figuras 7.1, mientras que, en las figuras 7.2 y 7.3 se presenta el circuito de flotación de Compañía Minera Candelaria y el diagrama de flujo del proceso de Minera Los Pelambres.
4.3. Celdas de flotación 4.3.1. Celdas mecánicas La celda mecánica está constituida por un depósito en forma de paralelepípedo o forma cúbica, de distintas capacidades, con un mecanismo rotor-estator para la dispersión del sólido y el aire. Las celdas se juntan en serie y forman un banco de flotación agrupándose de diferentes formas. Por ejemplo, un banco de 12 celdas mecánicas podría tener las siguientes configuraciones, de acuerdo a como se agrupen las celdas : 3-3-3-3; 2-2-2-3-3, etc. En la figura 7.4 se muestra una celda de flotación Wemco.
En las celdas de flotación, se pueden distinguir tres zonas típicas (figura 7.5) :
•
•
•
Una zona de alta turbulencia, a nivel del mecanismo de agitación. Una zona intermedia. Una zona superior.
En la zona de alta turbulencia o zona de agitación se producen los choques para la adhesión partícula burbuja. En esta zona deben existir las condiciones hidrodinámicas y fisicoquímicas que favorezcan este contacto. La zona intermedia se caracteriza por ser una zona de relativa calma, lo que favorece la migración de las burbujas hacia la parte superior de la celda.
La zona superior corresponde a la fase espuma, esta formada por burbujas separadas por finos canales de pulpa. La pulpa descarga por rebalse natural, o con la ayuda de paletas mecánicas. Cuando la turbulencia en la interfase pulpa/espuma es alta, se produce una contaminación debido al arrastre significativo de pulpa hacia la espuma. En su desplazamiento vertical, la burbuja va siendo menos estable, adelgazando sus paredes, con lo que se crea un flujo de agua que retorna a la pulpa y arrastra consigo parte de las partículas que se encuentran en los canales no adheridas a las burbujas. Esta acción limpiadora depende de la altura de la zona de espuma y de sus propiedades.
En general, la espuma de flotación debe ser lo suficientemente estable como para retener la masa de mineral, y lo suficientemente frágil como para romperse al caer a la canaleta de concentrados, y no producir transtornos en su transporte. Estos mecanismos sugieren las siguientes variables que controlan la espuma :
•
Tipo y dosificación del espumante.
•
Flujo o densidad de flujo de aire.
•
•
Altura de rebose o altura de espuma. Altura de remoción de la espuma.
Figura 7.1. Diferentes circuitos de flotación.
Figura 7.2. Circuito de flotación de Compañía Minera Candelaria
Figura 7.3. Diagrama de flujo del proceso de Minera Los Pelambres.
Figura 7.4. Celda de flotación Wemco.
Figura 7.5. Zonas típicas de una celda de flotación
Las funciones más importantes de las celdas de flotación son : •
Mantener todas las partículas, aún las más gruesas o las más densas, en
suspensión dentro de la pulpa. Para conseguir lo anterior, la pulpa debe ser mezclada o sometida a circulación dentro de la celda a altas velocidades, de modo de superar las velocidades de sedimentación de las partículas más gruesas. •
La aireación, que involucra la diseminación de finas burbujas de aire
dentro de toda la celda. •
Promover la colisión entre las partículas de mineral y las burbujas de aire,
con la finalidad de permitir la adhesión selectiva y el transporte de las partículas de mineral deseado en la columna de espuma. •
Mantener la pulpa en condiciones de quietud, inmediatamente debajo de la
columna de espuma. Las celdas se diseñan de modo de prevenir la turbulencia en las cercanías de la espuma, puesto que produce una pérdida de estabilidad de la espuma y baja la recuperación.
•
Proveer un eficiente transporte de la pulpa alimentada a la celda y de la
salida del concentrado y del relave desde el circuito. •
Proveer un mecanismo de control de : la profundidad de la pulpa y la
profundidad de la columna de la espuma; la aireación de la celda e idealmente del grado de agitación de la pulpa.
En relación al tamaño de las celdas mecánicas de flotación, éstas han ido aumentando notoriamente en su tamaño a lo largo de los años. Actualmente, las celdas más grandes en operación tienen un tamaño de 5000 pies3
4.3.2. Columnas de flotación En años recientes un considerable aumento en el uso y aplicación de las columnas de flotación en la recuperación y concentración de minerales, acelerado en el interés en métodos alternativos más económicos y eficaces, ha sido la razón del creciente número de unidades en operación, no sólo en Chile, sino en el mundo entero. La columna de flotación (figura 7.6) se ha constituido en uno de los desarrollos más destacados de los últimos tiempos en el campo de la concentración de minerales. Las celdas columnares resultan especialmente atractivas en circuitos de limpieza, ya que es posible efectuar en una sola etapa, varias de estas etapas que anteriormente se realizaban en celdas mecánicas convencionales. Esto hace posible el uso de circuitos más simples y fáciles de controlar (figuras 7.7 y 7.8).
En
las
columnas
de
flotación
la
alimentación
es
inyectada
a
aproximadamente 2/3 de altura de la columna, el concentrado sale por la parte superior de la celda, mientras que, la cola o relave se recoge por la parte inferior de la columna Básicamente, la columna de flotación consiste de dos zonas : a) la zona de colección también conocida como zona de recuperación), y la zona de limpieza sobre la interfase (también conocida como zona de espuma). En la zona de colección, las partículas de la suspensión de alimentación son conectadas en contracorriente con las burbujas producidas por un distribuidor de burbujas que se encuentra en el fondo de la columna. Las partículas hidrofóbicas colisionan con las burbujas, se unen a ellas y son transportadas a la zona de limpieza. Las partículas hidrofílicas y menos hidrofóbicas son removidas por el fondo de la
Figura 7.6. La columna de flotación.
Figura 7.7. Circuito de flotación sin columna de flotación.
Figura 7.8. Circuito de flotación con columna de flotación en la etapa cleaner.
columna. En la zona de limpieza se agrega agua cerca del tope de la espuma, lo que provee un flujo neto de líquido descendente llamado bias positivo. La existencia de un bias positivo previene el arrastre hidráulico de partículas finas al concentrado. La columna ha probado ser particularmente atractiva en aplicaciones de limpieza y puede alcanzar en una sola etapa aumentos de ley
del concentrado comparables al de varias etapas
ejecutadas en celdas mecánicas, a menudo con mejoras en la recuperación. Hay tres aspectos en el diseño que distinguen las columnas de flotación de las celdas mecánicas : •
•
•
El agua de lavado (adicionada al tope de la columna). La ausencia de agitación mecánica. El sistema de generación de burbujas de aire
Las variables operacionales más importantes de una columna de flotación son las siguientes :
•
•
•
•
•
•
Flujo de aire. Agua de lavado. Altura de la espuma. Tiempo de residencia de la pulpa. Bias y control. Porcentaje de sólidos en la alimentación
4.3.3. Otras celdas de flotación 4.4. Introducción.
Junto con el exitoso resurgimiento de las columnas de flotación, una tecnología que data de principios de los años sesenta, otras tecnologías han sido desarrolladas más recientemente, entre ellas : celdas neumáticas, flotación flash, flotación centrífuga, y más recientemente la celda Jameson
4.5. Celdas de flotación Jameson. La tecnología Jameson tiene sus comienzos cercanos a 1985, encabezados por el Prof. Graeme Jameson, y comercializada por MIM Process Technologies, con sede en Brisbane, Australia.
La celda Jameson fue
desarrollada en la Universidad de New Castle, Queesland, Australia. En la celda Jameson, aire y pulpa son mezclados en el tope de un tubo vertical, denominado secciñón 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 pulpa dentro de la celdas se controla para dar la adecuada altura de espuma y mantener la descarga del tubo de descenso bajo el nivel de la interfase, asegurando no sólo la selectividad del proceso, sino también la estabilidad del mismo. Al igual que en las columnas de flotación, agua de lavado es adicionada a la espuma para mejorar la selectividad del proceso.
En la figura 7.9 se muestra un dibujo esquematico de la celda Jameson, mientras que, una comparación de los tamaños de la celda Jameson y la columna de flotación se presenta en la figura 7.10. Algunas ventajas de la celda Jameson, indicadas por los fabricantes, son las siguientes : •
Posee un área comprendida entre un 40% a un 60% del área de las celdas
convencionales y una altura un 30% menor que la de las celdas columnares. No necesita compresores ni inyectores. •
No tiene partes móviles.
•
No tiene problemas de tiempo de residencia. El tamaño del equipo
depende del caudal que se desee tratar. •
Produce burbujas de tamaño pequeño.
•
Los resultados de las plantas piloto se pueden llevar a escala comercial
con un alto porcentaje de precisión.
4.6. Celdas Neumáticas. La tecnología de flotación neumática ha tenido un gran desarrollo desde los años 20 hasta los nuevos diseños propuestos por el Dr. Rainer Imhof, en Alemania. Básicamente, introduce la desagregación operacional de la flotación, es decir, un control sobre las condiciones de alimentación, interacción partícula/burbuja, y la separación del concentrado y el ralave. Los últimos aportes a la flotación neumática, han sido realizados por el Dr. Imhof, quien a través de sus diseños comerciales Ekoflot y Ekoflot V, ha generado un avance importante en el mercado productivo, en aplicaciones industriales no metálicas y en la minería metálica, a nivel de flotación rougher, scavenger y cleaner.
El principio básico de diseño de las celdas neumáticas, consiste en asignar las diferentes tareas del proceso a dispositivos específicos : Unidades de aireación introducen aire finamente distribuido en el seno de la pulpa, mezclada previamente con reactivos de flotación en el exterior de la celda. Casi todas las partículas hidrofóbicas, se adhieren ya en el interior de estos dispositivos de aireación, y en su camino hacia el recipiente de flotación, a las burbujas de aire densamente dispersadas. La energía cinética requerida para la fijación de las partículas, proviene de la corriente turbulenta de la pulpa en el reactor. Esta corriente turbulenta es generada por la bomba de pulpa, instalada por delante de la unidad de aireación. La tarea del recipiente de flotación propiamente tal, al que se alimenta la pulpa aireada, es la de recoger las burbujas de aire con las partículas sólidas adheridas y extraerlas con producto de espuma. En la figura 7.11 se muestra una celda neumática.
Figura 7.9. Dibujo esquemático de la celda Jameson
Figura 7.10. Comparación de tamaños entre la columna de flotación y la celda Jameson
Figura 7.11. Celda neumática.
4.7. Tipos de circuitos
Circuito R o u g h e r ( primário)
Recuperadores Circuito S c a v e n g e r (barrido) anterior al rougher
Circuitos
alimentación por cola o relave anterior Cleaner ( limpieza)
Limpiadores Recleaner ( limpieza)
Operaciones complementarias: - Molienda - Clasificación - Espesamiento - Filtración
F
C
Scavenger Cleaner
Scavenger
Rougher
Cleaner
Recleaner
C
final
T (cola)
Balance: - fino (contenido metálico) = masa × ley / 100 = F - masa - agua F, f
T, t
C, c Ejemplo: 100 toneladas de mineral de cobre de ley 1.5%: F= 100 × 1.5/100 = 1.5 ton (independiente de la composición mineralógica)
4.8 Índice metalúrgicos. - Recuperación - Ley, razón de enriquecimiento - Recuperación en peso ( % Rpeso) (es un índice de selectividad)
Balance de masa. F = C +T Balance de finos. Ff = Cc + Tt
Balance de agua. Wf = Wc + WT
4.9 Operación batch de celda unitaria.
%R
=
fino concentrado Fino Alimentación
x 100 =
Cc
x 100
Ff
Se tiene que saber el peso de C y F, lo cual no es usual en un circuito continuo, donde se hace el balance en base a leyes: Ff = Cc + Tt = Cc + (F - C)t = Cc + Ft - Ct F(f -t) = C(c -t)
Sabiendo que
Por lo tanto,
%R C F
Cc
=
× 100
Ff
f -t c -t
=
%R peso
=
Razón de enriquecimiento
R
=
( f - t)c
× 100
(c - t)f
C
× 100
F
=
C F
Ejemplo: F = 1 kg, C = 100 kg. Luego % Rp = 10 % (recuperación en peso), en este 10 % debe estar el 90% del metal.
En el caso de minerales de cobre para un concentrado rougher, %Rp = 8 - 20%, siendo un valor referencial para diseño, el 10%. En un circuito cleaner: %Rp = 30 - 5%.
Para minerales blandos que dan muchas lamas, se tiene altas recuperaciones en peso (20%), pero baja ley.
4.10. Operaciones unitarias. Las operaciones unitarias como las remoliendas se aplican al concentrado rougher.
Molienda
Rebalse hidrociclones a flot. rougher
Hidrociclones Descarga al molino
Flotación rougher Espesador Remolienda concentrado
Hidrociclones
rebalse limpieza
Limpiezas Remolienda Operación Unitaria
Conc. rougher
Espesadores (desaguada para remolienda o filtración)
Ejemplo: Molienda con molinos de bolas más un molino de barra. El rebalse de los hidrociclones va a circuito de flotación.
Molino Barras
Mineral
C
C
C
1 Mol. Bolas
2 Mol. Bolas
C
3 Mol. Bolas
Flotación
Circuito de molienda (directo e indirecto). En remolienda intermedia de flotación se usa circuito indirecto. En remolienda de rougher o de concentrados intermedios: de 3ª limpieza, de 4ª limpieza en Mo, etc.
Un mayor porcentaje de sólidos da una mayor recuperación en flotación. Esta es función del tiempo de residencia. 20 - 45% sólidos es normal mejor aún 30 - 45%.
Lo anterior es función de:
• máquina de flotación. - Gruesa: se embanca (bajar el % sólidos) • granulometría. - Fina: se ensucia.
4.11 Ejemplos de circuitos de flotación. 2 bancos en paralelo.
Circuito de molienda - clasificación directo. C. Rougher - Scavenger
H2O
H2O Remolienda
t
Limpieza
Concentrado final
Etapas de limpieza: pueden tener distintas configuraciones. Recirculación en contracorriente Concentrado rougher
Remolienda
Circuito cleaner conc Circuito recleaner
Concentrado final
Otra representación. Con minerales de grandes exigencias en ley. Ejemplo Mo.
Alimentación
Cola
1
2
3
4
Concentrado
El Mo tiene 0.2 - 0.4 % en el mineral y se debe llegar el 52 % Mo (Razón de enriquecimiento muy alta). En cambio el Cu se concentra desde el 1 % al 28 - 40 % en el concentrado.
Conc. rougher Remolienda
recleaner
cleaner
Rougher
Recleaner
Cleaner
Rougher
- Scavenger
Relave
Concentrado final
En el mapa de circuitos industriales, es necesario cuidar la estrategia de generación de colas, y considerar que sólo el scavenger produce relave.
(*) Si se aumenta la ley de la cola cleaner o recleaner por encima de la scavenger, baja la recuperación. Si se opera con muchos circuitos scavenger da malos resultados, es mejor un solo circuito cleaner scavenger, por ejemplo con minerales arcillosos
4.12. Otras alternativas a) 4 molinos en molienda. b) 3 molinos a molienda y 4º molino a remolienda del concentrado rougher. c) De la misma manera que b, pero remolienda de la cola rougher. Es interesante que con los mismos equipos, se utilice uno de los 4 molinos en remolienda del concentrado rougher y los otros tres en una molienda más gruesa, pero más económica.
Otra alternativa es remoler la cola rougher (según ley de éstas), primero se debe llevar a ciclón para la separación de lamas de arenas (con middlings); éstas van a remolienda (+ 65#). En razón de los mayores flujos, tanto másicos como volumétricos de la cola rougher respecto al concentrado rougher, ésta alternativa no es usada. Ejemplo: Disputada de Las Condes, tiene una mineralogía calcopirítica similar a la de mina Andina. Se entró a zona alterada y bajó la recuperación. Debido al transporte de pulpa (56 km) de mineral blando con mineral duro, se produce una reducción de tamaño de arcillas que ocasiona, problema en remolienda por lamas, -10 μm, y en filtrado, y la planta se colmata por atrapamiento de las lamas. Hay tendencia a flotar lo más grueso posible al salir del ciclón a la celda de flotación y no al molino. Esto tiene que ver con el hidrociclón que trabaja por densidad más que por tamaño.
C
C
*
Alimentación mayor
Ley alta (*) Se juntan concentrado con distinta ley (tratar de que no sea muy grande). Con clasificación intermedia.
C
C
C
C
En este ejemplo, se usan cuatro etapas de limpieza con celdas pequeñas. Conviene seleccionar circuitos cortos, para el caso de necesitar un concentrado de alta ley. Por ejemplo de dos celdas, ya que si es más largo baja la ley. Si se tiene un circuito c orto, se obtiene baja recuperación, pero
En algunos casos, interesa obtener concentrados gruesos lo más rápidamente posible, y para subir la ley se puede intercalar remolienda intermedia.
Así Outokumpu desarrolló la celda “Skim - Air” Air”,, para gruesos, cuyo circuito se indica a continuación:
Se puede flotar f lotar partículas de hasta 300 μm, obteniendo alta ley y buena flotabilidad. f lotabilidad. Otra alternativa, es la utilización de columnas de flotación que se usan en etapas de limpieza.
Las columnas tienen aproximadamente 13 metros de altura, dando espesores de 1 m espuma contra 10 cm de espuma de una celda convencional. Se pueden aplicar a minerales calcopiríticos, y son ejemplos las columnas instaladas en Proyecto Escondida (Norte de Chile), Andina, M. Blancos, Disputada, etc.
La recuperación rougher tiene que ser alta (ejemplo 85%). La recuperación limpieza es también alta (96%). Luego la recuperación global es 80 % aproximadamente. El Rougher es circuito recuperador y no de ley. Antes se exigía recuperación y ley, y frente a pérdidas en ley se usaba menos aire, pero esto daba menor recuperación. No importaría la ley, siempre que se tenga una razón de enriquecimiento de cuatro y no de diez, como antes se pretendía. Sólo para minerales diseminados y que tengan granulometría fina, se puede flotar en circuitos rougher usando columnas.
4.13 Operación de circuito de flotación. 4.13.1 . Introducción.
En principio, si la molienda es más fina, se obtiene mayor recuperación. Por ejemplo, es usual moler a -65 +100 Tyler, ó 18 % +65 # que equivale a 50% 200 # sobre toda la distribución. Ante un aumento de dureza del mineral se puede pasar de 20% + 65 # a 22% + 65 # y eso podría bajar la recuperación en 2 ó 3 puntos. Si en la mina El Teniente, la recuperación bajase un punto se perderían 5 millones dólares por año, que equivale a 15.000 dólares por día. En cada uno de los bancos de flotación, el nivel de pulpa se puede manejar independientemente, a través de los cajones.
El espesor de la capa de espuma se regula y cuando es menor, da una mayor la velocidad de flotación aunque la ley puede bajar. En cambio si el espesor es mayor, la ley aumentaría. El circuito scavenger trabaja con los más pequeños espesores de espuma, que concuerda con los mayores flujos de aire de estos circuitos. Son flujos de pulpa impulsados y todo el material se transfiere por el fondo, y el flujo de líquido alimenta por la parte superior a la otra celda. Actualmente, las configuraciones de celdas y flujos ha cambiado, debido al mayor volumen de las celdas utilizadas. Un banco es a veces una sola máquina.
4.13.2 Máquinas de flotación
Un buen diseño de una celda de flotación, tanto de estabilizador como rotor, garantiza el mejor rompimiento de las burbujas de aire. En el caso de la celda Wenco, se usa una especie de jaula de ardilla de 1" a 1", para mejorar la distribución de espuma. La agitación no debe ser extremadamente violenta, ya que una turbulencia muy grande, puede producir escape de ganga.
4.13.3 Circuitos
Para aprovechar lo mejor del circuito rougher se flota hasta obtener una ley en la última celda igual a la ley de alimentación. Hay que extraer el grueso lo más rápido posible del circuito, sin que pase a remolienda, adonde se envía el 10% del flujo total, aproximadamente. Hay que considerar que el hidrociclón distingue entre gravedad y tamaño, pero no distingue liberación. Por ello se puede utilizar una celda SKIM - AIR, que se alimenta con la descarga del hidrociclón y su salida va al molino. Otra opción es colocar la celda a la salida del molino, evitando sobremolienda. En ese caso, se necesita una celda scavenger para procesar las colas de limpieza.
4.14. Diagnóstico de plantas de flotación Para diagnosticar el funcionamiento de un circuito de flotación, es necesario:
Cuantificar tendencias estadísticas en un periodo de tiempo significativo. • Muestrear relaves y caracterizar alguna de sus fracciones de tamaño, por análisis químico y determinación del grado de liberación. • Evaluar circuito específico (por ejemplo rougher), calculando recuperación por mallas y pérdidas por mallas. • Siempre hay que recordar que los turnos de la noche son peores que los de la mañana, en lo referente a control operativo de la planta. • No usar muestras de compósitos muy grandes, pues los efectos se van amortiguando o comprimiendo; así es mejor la muestra por turno que la muestra mensual. El relave es útil para diagnosticar, separando a + 65 mallas, para analizar su ley de Cu. Se muestrea a -200 # +325 # cada 15 minutos durante 156 dias, y se forma un compósito por turno. •
Se grafica ley de Cu en función del día de la muestra.
El Rougher es el circuito más importante de la planta, ya que produce la mayor recuperación, por ejemplo si Recrougher es del 80%, la de planta puede ser del 78%.
Si se hace un análisis granulométrico y se grafica el porcentaje - 200·# y se coloca la ley del relave, se obtiene la siguiente curva:
En la medida que la granulometría es más gruesa, se obtiene un relave con ley mas alta. Si el relave se fracciona, se tiene:
Para un compósito de nueve turnos (fluctuaciones tomadas), las fracciones más gruesas tienen la ley más alta.
A partir de las 35000 ton/día, se observa la tendencia de que cuando el tonelaje
tratado es mayor, se incrementa la probabilidad de encontrar granulometrías más gruesas en el relave. En una planta usualmente, se pierden 15 a 20 puntos de recuperación un parámetro importante es el tonelaje por falta de liberación (granulometría gruesas), presencia de óxidos (malaquita, cuprita, tenorita en el caso del cobre), presencia de lamas (arcillas), posibilidad de sobremolienda de partículas de la especie útil, mineral muy blando o la falta de tiempo de flotación (circuito muy corto).
Éstas son las causas más frecuentes, aunque a veces puede ser por el uso de reactivos inadecuados. Para determinar la ocurrencia de pérdida de especies valiosas que van al relave, es útil investigar a estos últimos en granulometría, presencia de óxidos, lamas, etc.
4.14.1 Revisión de un caso.
El objetivo es mejorar la recuperación, para lo cual se realiza un muestreo del relave y se caracterizan algunas fracciones de tamaño por análisis químico, mineralógico y un análisis de un circuito especifico. Se observa que:
• La recuperación de la fracción fina es mayor que en las gruesas. • Se deben mejorar los controles y funcionamiento de los ciclones. • El tonelaje alto implica granulometría más gruesa que da pérdida de
recuperación.
El relave se muestrea cada 15 minutos y se obtiene un compósito de 8 horas. Se observa que se puede pasar más tonelaje para tener mayor recuperación (roca más dura) o que un mineral más diseminado, puede requerir menor tonelaje de trabajo. Distribución en peso del relave con 51 días de muestreo: Compósitos de 9 turnos.
Las lamas se pueden tratar en un circuito separado de las arenas (+65#). Las leyes son de 0.1- 0.15 en la fraccióm 3 y de 1.5 en las fracciones 1 y 2. En cobre fino, la distribución es.
Este mineral no es mineral lamoso. Se puede determinar el índice de lamas, en base al ciclón 5 del ciclozizer, que es de 10 μm de tamaño, en lamas perjudiciales que son preferidas a la ganga. Al hacer el estudio del grado de liberación, se tiene la siguiente respuesta:
Tamaño liberado 150 - 175 μm.
Observando otros datos liberación, como el grado de liberación por fracción de tamaño, se tiene:
El total de cobre fino liberado en el relave es 18.45 %. Se pierden 18 puntos y podría recuperarse 10, aumentando la recuperación en un 2%, aún habiendo middlings, que pueden f lotar lotar..
Promedio de cobre fino liberado: valores ponderados.
4.14.2 efecto del tonelaje sobre la recuperación del circuito rougher.
Efecto de la granulometría para distintos tipos de f lotación.
Una variación de 10 μm en el P80 es muy importante. Es mejor moler más fino que dar más tiempo de flotación. La granulometría tiene impacto más fuerte que el tiempo, que la ley, que el tipo de máquina, etc.
Mina El Soldado. Concentradora de cobre. Flowsheet. Alimentación
Prerougher
Rougher
Limpieza Prerougher
Molienda
Molienda
Molienda
Molienda
Molienda
El concentrado rougher de más alta ley, se envía a un circuito molienda inverso para evitar sobremolienda. Si se baja el tonelaje de los molinos, disminuyen las colas de los circuitos que van al circuito de remolienda. Una parte del concentrado rougher (celdas de prerougher), se manda directo a limpieza evitando sobremolienda, al no pasar por el circuito de remolienda. En la primera limpieza no importa la recuperación, pues se completa con el scavenger. En cambio, en la segunda limpieza se requiere ley y recuperación. La tercera limpieza tiene que dar la ley del concentrado final, con la recuperación que se obtenga. Esta estrategia mejora la remolienda sobre todo cuando hay mucha circulación de flujos. Para mejorar la recuperación, la cola de primera limpieza no va a remolienda, pero si la segunda y tercera.
4.14.3 Cinética de flotación en planta.
En las figuras adjuntas se observa la variación de la ley instantánea y de la recuperación, para los distintos circuitos de planta y que se sigue flotando más allá del valor óptimo.
Es normal, flotar hasta que el concentrado tiene una ley igual a la alimentación, pero puede resultar que la recuperación no llegue a estabilizarse. Cabe preguntar si conviene alargar o no el circuito rougher. Si se acorta el circuito de limpieza en volumen, se puede perder recuperación, pero aumenta la ley.
El scavenger retrata las colas de las flotaciones de limpieza para aumentar la recuperación. Debe haber un concentrado con una ley superior a la alimentación. El relave no se debe tirar, sino pasar al scavenger final.
4.14.4 Otra planta (circuito rougher).
Se pierde 17%, pues la recuperación global es 87%. Los tamaños entren C5 y 270 dan recuperaciones muy altas; más de +150 # da recuperación menor al 60%. Hay una pérdida de 10% de cobre entre C5 y + 150. Se debe controlar que no aumente la sobre molienda.
Distribución de Cu no f lotado en colas por banco.
La figura anterior muestra por cada banco del circuito rougher. Las pérdidas en relave son producidas principalmente por el circuito rougher; aproximadamente un 15% y 2% de pérdidas en el circuito cleaner. Por eso es importante analizar la performance del circuito rougher. Las fracciones del ciclosizer son 6 fracciones de tamaño: -400# c1, c2, c3, c4, c5, 10 μm - 10 μm .
No es evidente que se piense en una molienda de la fracciones gruesas donde es mayor la pérdida (ver penúltima figura). Son generalmente fracciones muy duras. Si hace una fracción del +65# y se alimenta al molino, esto requiere casi el mismo tiempo que moler al tamaño de alimentación. En general, se prefiere mejorar la molienda para la misma etapa. La disminución de las pérdidas por sobremolienda de fracciones finas, se puede lograr revisando los circuitos de limpieza, algún circuito scavenger que pueda estar corto o las condiciones de aireación o agitación, para que generen burbujas de tamaño más adecuado a estas partículas finas. También se puede controlar por dosificación de reactivos, como mercaptano.
En el circuito de limpieza la recuperación correspondiente al 83.4% del circuito rougher puede ascender al de 97 - 98%. En relación a las estrategias exitosas por diagnostico de circuitos, es muy importante mejorar la molienda y la remolienda, haciendo hincapié en la recuperación. El cambio en los sistemas de molienda y la colocación de analizadores de tamaño de partículas en línea, contribuyen a mejorar la eficiencia. También se debe revisar la eficiencia de los reactivos de flotación. En general, se debe dar más tiempo de residencia al circuito rougher lo que puede dar más recuperación y por lo tanto se debe alargar el circuito.
En el sector clasificación se debe controlar la separación de lamas y de arenas, estableciendo dos circuitos bien diferenciados. Esto se puede hacer con las colas del circuito rougher o también desde la alimentación. No conviene remoler los gruesos, en relación a los tranques de relaves, pues los mismos dan resistencia al muro de contención del tranque. Por ello se ciclonea, mandando los gruesos al muro y los finos a la laguna del tranque.
Generalmente, no es técnicamente viable remoler las fracciones gruesas de +65 #. Se pueden lograr condiciones óptimas en una planta, por mejoras en el número de etapas de limpieza, recirculación de flujos, ubicación de los scavenger, etc. Es decir, hay que aplicar una estrategia de selección de diagramas flujos. No obstante, como ya se dijo, la eficiencia del circuito constituye el mejor impacto sobre todo el proceso. Es importante considerar la velocidad de flotación, que puede marcar significativamente la eficiencia de un circuito rougher, lo que está rápidamente dado por los colectores y espumantes usados.
Si la velocidad es mayor se puede alcanzar una mayor recuperación en menor tiempo, ya que el circuito tiene un volumen definido. Las condiciones de acción de los reactivos, están influenciados por el grado de la liberación alcanzado. Así, hay reactivos más fuertes que se usan para recuperar partículas mixtas.
En los circuitos scavenger, incluido el scavenger del rougher, se pueden usar colectores más fuertes, aunque se pierda selectividad. Puede estudiarse la alternativa de agregar colectores fuertes en etapas de alimentación al circuito. En el caso de óxidos se puede agregar un activador. Actualmente se está tratando de aplicar ultrasonido para aumentar colisiones de partículas - burbujas y provocar el arrastre de lamas.
4.14.5 Mejoramiento de circuitos de flotación.
El tiempo de flotación óptimo, que está relacionado al número de máquinas ainstalar, se debe determinar en base a circuitos metalúrgicos. Un criterio de optimización que se aplica, considera que se debe flotar todo el tiempo que requiere el sistema para operar como un efectivo concentrador. Esto se mide por el hecho de que cada vez que se saca concentrado de las máquinas, su ley debe ser mayor que la ley de la alimentación. Si en cambio, resulta igual o menor, no se debe flotar, pues se sacarían concentrados con ley inferior a la alimentación. Este es el criterio de Agar, que es ampliamente conocido y aplicado en planta, quien hizo un desarrollo para estudiar sistemáticamente circuitos de flotación.
Se usa para dimensionamiento, junto a pruebas de laboratorio que deben escalarse al tamaño equivalente industrial, scaling up. En el se escala tiempo y no leyes ni recuperaciones, que deben ser las mismas que se obtienen en una prueba de laboratorio. El tiempo de laboratorio se debe multiplicar por un factor (1.6 - 1.8 ó 2) para obtener el tiempo de residencia a escala industrial. Si un circuito rougher, tiene en el laboratorio un tiempo de 2 minutos, el tiempo de residencia en planta debe ser de 4 minutos ( 2 x 2' ).
A continuación se revisan tres procedimientos de cálculo del volumen de circuitos, número de celdas, factor de espumación, etc.
1. Método completo (paso a paso).
2. Método de las fórmulas simplificadas.
3. Uso de tablas Denver.
4.15. Cálculo de un circuito de flotación Caso: Planta de 50.000 ton cortas/día (similar a El Teniente).
4.15.1 Circuito Rougher.
Se necesita conocer la densidad del mineral, que se supone igual a 2.8 gr/cm3, valor típico para una mena de cobre porfírico y también el porcentaje de sólidos en la pulpa que es 35%. Se conoce el tiempo de flotación en el laboratorio que es de 6 minutos. Se escala por 2 y se obtiene 12 minutos. Se quiere instalar celdas de 600 pie3.
1. Cálculo de la velocidad de alimentación de sólidos. 90 000 ton
=
3750 tph
24 hr
2. Cálculo de la velocidad de alimentación de agua. 1 24
90000 0.35
-
90000
= 6969.3 tph
3. Cálculo de la velocidad de flujo de la pulpa. 3750 + 6964.3 = 10714.3 tph
4. Cálculo de la velocidad de flujo volumétrico de pulpa.
3750 +2000
+
62.4 x 2.8 x 60
6969.3 x 2000 62.4 x 60 x 1
donde, 2000 = factor gr a lb.
62.4 = conversión a libra. 2.8 = conversión de cm3 a pie3. 60 = conversión horas en minutos
= 4435.7 pie3 / min
5. Cálculo del volumen del circuito. Qp = Qp × tr = 4435.7 × 12 = 53220 pie3
6. Cálculo del número de celdas.
N=
53220
= 110.9 celdas = 110 celdas
600 x 08 donde, 0.8 es un factor que supone que 20 % del volumen estaría ocupado por aire.
7. Cálculo del número de bancos. 112 16
= 7 bancos de celdas
Se supone que cada banco está conformado por 16 celdas. Se podrían haber elegido celdas de 1200 o 1500 pie 3,en vez de 600. También se podría pedir calcular el tiempo de residencia. Este cálculo se podría sensibilizar para 2 ó 3 tiempos de residencia y % de sólidos. Esto cambiaría los costos y de ahí se analizaría la alternativa tecnológica más
eficiente.
4.15.2Fórmulas para cálculo de circuitos de flotación.
N
=
Qp
× T r
V c × f donde, N = número de celdas Qp = flujo volumétrico de pulpa en pie 3/min o m 3/min. Vc = capacidad nominal de número de celdas en pie 3 o m 3 F = razón del volumen real de celda con aire / volumen nominal.
Qp = flujo volumétrico de pulpa en m3 /min. TMD = toneladas métricas por día. L/S = razón % líquido - sólido en la pulpa. ρ = gravedad específica del mineral seco
4.15.3 Uso de tablas Denver. Son tablas muy antiguas que tienen un conjunto de datos respecto a la preparación de pulpa en función de la gravedad específica de los minerales. Hay una columna (A) que son pie 3/min tn hr.
Vc = A × 1.10229 × tonelaje (tm/h) × tr (min) = pie3 Vc = A × 0.03122 × tonelaje (tm/h) × tr (min) = m3 Con ρ del mineral y % sólido, determinamos en tabla el valor A:
Ejemplo: Tabla A. Gravedad específica del sólido 1.1.
Hay una formula para calcular A. Cálculo columna A: pie3 /min pot tonelada corta de mineral/hora.
Cálculo del % sólido.
Ws = peso del mineral seco en kilogramos.
Tabla de variaciones en número de celdas con diferentes tamaños, toneladas y densidad de pulpa.
Se supone un tiempo de flotación de 8 minutos. Gravedad específica del mineral = 3.0
El % de sólidos es importante para controlar la eficiencia del proceso, ya que si éste aumenta de 20 a 40%, disminuye la cantidad de celdas de 77 a 32, por lo que aumenta el tiempo de residencia. Otro criterio es instalar 3 celdas de 1000 pie3, en vez de 32 celdas de 100 pie 3. Hay que considerar la estabilidad de la pulpa que es mayor cuanto es mayor la cantidad de celdas. Actualmente se
puede trabajar con pocas máquinas en un circuito rougher (4). Una solución de compromiso podría ser usar 6 celdas de 500 pie 3.
El tamaño de las máquinas a seleccionar está relacionado al tonelaje a tratar. Como el ejemplo, El Teniente tiene celdas de 300, 600 pie 3 y hasta de 1000 pie3. Casi no tiene celdas de 3000 pie3. Sería mejor usar 32 máquinas de 1000 pie3. A mayor porcentaje sólido, aumenta el número de revoluciones por minuto de los agitadores. En la práctica se usa no más del 35%, aunque Mina Andina pretendió usar 38 % de sólidos en pulpa.
4.16 Datos comparativos por tamaño de celdas y capacidades de planta.
Desde el punto de vista de inversiones y costos de operación, es conveniente dimensionar con celdas de gran volumen. Por ello actualmente se instalan máquinas de hasta 3000 pie3. Según los operadores, estas últimas no dan el mismo rendimiento metalúrgico que las de 1500 pie3.
4.16 Ejemplo de un proceso de flotación. La alternativa de construir un Flowsheet de flotación, surge al tener dimensionadas las celdas. 4.16.1 Planta de Molibdeno.
La cola rougher debe irse siempre a una celda scavenger, antes de ser relave. * Scavenger de la cola rougher
4.16.2 Planta de cobre porfírico (por molibdeno).
Colas
Concentrado
Primer cleaner
Colas
Espesadores
Segundo cleaner
Scavenger Concentrado
Colas
4.16.3 Máquinas de Flotación. Graficando la superficie específica definida según:
superficie específica
=
m2
espumación
m3 volumen pulpa
en función del número de celdas, se obtiene la siguiente gráfica:
Los índices metalúrgicos de recuperación y ley, son función del tipo de máquina. Éstas se han mejorado técnica, hidrodinámica y metalúrgicamente.
Las celdas pueden ser Denver, Wenco, Outokumpu, Krupp, etc. Por ejemplo la celda WENCO muestra una relación, según la cual, el área de espumación/ m3 de pulpa disminuye, al aumentar el volumen de las celdas. En las de gran volumen hay menos área para generar espuma, por lo que hay un engrosamiento de la capa de espuma. Las celdas de columnas tienen una gran capacidad de pulpa y espumas de hasta 1 metro de espesor, mientras que en las celdas convencionales, el espesor es de 10 - 15 cm. Las máquinas más grandes se usan en circuitos rougher o scavenger, pues transportan altos flujos de material. Las celdas scavenger procesan minerales de más baja ley,
por eso es menor la cantidad de, material que flotan y por lo tanto, la cantidad de espuma producida es menor. Por lo tanto se reduce el áreaespecifica y eso contribuye a estabilizar la capa de espuma.
Si la máquina es de cono invertido, al aumentar el área de flotación la cantidad de espuma sería menor y ésta resulta menos estable. Cuando la espuma comienza a ser muy inestable (casi no se forma, revienta y no sale), se debe bloquear una parte de la máquina para hacer el área más pequeña y así se puede formar. En las celdas de limpieza donde hay más ley que en el scavenger, se debe tener mayor área de espuma. La celda “high grade” de Outokumpu, extrae concentrados de más alta ley, a través
de la estrangulación de la zona de limpieza, y del agregado de una ducha de agua.
Un elemento que contribuyó al éxito de las celdas de columnas, es el angostamiento del diámetro de la columna y el aumento la altura de la espuma, así como un lavado, que mejora el control de la espuma.
Normalmente, las celdas cleaner tienen 20 - 25 cm de espesor de espuma, y las scavenger tienen 5 - 10 cm. La instalación de la ducha de agua necesita por lo menos 50 cm de espesor de espuma, por lo que no se usa para celdas rougher, ya que la espuma se rompe. Al aumentar el tamaño de la celda (Wenco, Outokumpu, etc) hay menor consumo de potencia específica. En otras marcas (Minemet, Denver, etc), esto no ocurre, por lo cual es interesante considerar al seleccionar una máquina de flotación. Como ejemplo se muestran algunas tablas usadas para seleccionar máquinas de flotación:
En un tanque más grande se necesita menos rpm.
4.16.4 Etapas en el Diseño de Circuitos de Flotación.
Etapa 1: Pruebas de flotación de laboratorio (preliminares). Se aplica flotación convencional y se obtienen leyes, recuperaciones. Se evalúan subproductos, y se dan sugerencias para un circuito de flotación. La mineralogía ayuda a determinar tipo ganga. Por ejemplo en minerales de cobre se determinan como subproductos, sulfuros de molibdeno, oro, plata, plomo, zinc, y se hace en conjunto con evaluaciones geológicas.
Etapa 2: Pruebas definición a escala de laboratorio.
• Determinación de la fórmula óptima de reactivos. • Afinamiento de los límites de molienda. • Afinamiento del circuito en sus distintas etapas (rougher, rougher -
scavenger, remolienda, etc).
Etapa 3: Estudio de factibilidad más riguroso. • Decisión sobre la construcción de una planta piloto. • Inicio de la ingeniería preliminar de la planta industrial.
Etapa 4: Planta piloto. • Pruebas intensivas de los tipos de minerales predominantes. • Determinación de reactivos para los diferentes tipos de minerales. • Pruebas más completas de ciclos abiertos y cerrados. • Establecer relaciones más definitivas entre capacidad de molienda y
resultados de flotación. • Realizar los detalles finales de diagramas de flujo. • Obtención del circuito definitivo para la recuperación de subproductos. • Obtención de resultados cuantitativos.
Para el estudio, se pueden elegir una fracción de tamaños de 45 - 50% +200 #. Este estudio puede demorar 6 meses.
4.17 Algunos criterios de selección de celdas de flotación. La optimización es importante, pero también lo es la vida de la planta. Por ello también son factores importantes la mantención, la supervisión, facilidad de automatización, etc. Otros factores son la calidad de servicios disponibles localmente y la experiencia previa de los ingenieros de diseño y metalurgistas, con equipos similares. Existe una relación entre el tamaño de las celdas y la capacidad de tratamiento de la planta. Conviene dimensionar plantas de 100000 ton/días con celdas de mayor tamaño, como 1500, 2000 ó 3000 pie3
4.17.1 Ventajas de las celdas de gran volumen. (Mayores de 300 pie3)
• Menor espacio de piso y costo de capital. • Menor número de motores. • Menor número de canaletas y cañerías de unión. • Menor número de bombas. • Menor costo en el sistema de manejo de reactivos. • Menor costo de operación. • Menor consumo de potencia por unidad de volumen. • Menor costo de mantenimiento.
4.17.2 Ventajas de celdas de pequeño volumen. (Hasta 300 pie3)
• Mayor flexibilidad del circuito. Puede variar el tonelaje en ± 20% del flujo nominal.
También se puede cambiar parte de un circuito rougher a scavenger, o dividir un circuito largo en dos partes. • Menor cortocircuito. El cortocircuito es un problema asociado a los malos diseños
mecánicos de equipos, que permiten que una fracción de partículas tenga mayor tiempo de residencia que otras fracciones de pulpa. • Mejor control de espuma. Esto corresponde a una afirmación antigua, pues las
máquinas modernas vienen provistas de sensores de nivel conectados a un sistema de control automático. • Menor sensibilidad a fluctuaciones repetitivas. Resisten mejor a cambios bruscos; en
cambio las celdas de mayor tamaño están más expuestas a golpes de bombas que las celdas chicas.
En los ensayos a ciclo abierto, se toma una pulpa y se hace una flotación rougher, obteniendo una cola y un concentrado. La cola se usa para análisis químico, y el concentrado se somete a dos etapas de limpieza. A través de esto, se puede recalcular el circuito. En los ensayos de ciclo cerrado se vuelve a tomar una pulpa de alimentación, se mezcla con la cola del primer cleaner y se obtiene un concentrado que se mezcla con la cola del segundo cleaner. Las tres colas se mezclan para un segundo ciclo. Estos ensayos duran 14 a 16 horas con 3 ó 4 personas trabajando. Se aceptan como pruebas de gran calidad en la fase de diseño de una planta. Para optimizar el circuito también se pueden usar la técnica de los Split - Factors. Además se deben considerar los problemas de operación, de acumulación de reactivos, etc.
