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1 I. INTRODUCCIÓN Han transcurrido casi 100 años del empleo de la Concentración por Flotación como proceso industrial; en nuestro país, la mayor parte del producto nacional está relacionado con minerales que se concentran por Flotación. Hoy sin embargo se conoce el proceso mucho mejor y por tanto puede ser controlado más efectivamente produciendo materiales con una calidad mucho más homogénea. El material que se obtiene de la explotación de una mina está generalmente compuesto de una mezcla de minerales de diferentes especies, algunos de los cuales constituyen el objeto de la explotación, y de material pétreo y sin valor inmediato, constituido por los minerales estériles que se encuentran dentro de un yacimiento mismo (cuarzo, calcita, arcilla, feldespato, dolomita, etc.) y roca proveniente de las cajas o paredes que limitan el yacimiento y que por efecto de los disparos se desprenden y es imposible evitar que se junten al mineral. Esta mezcla de sustancias minerales valiosas y estériles, en diversas proporciones, tienen que ser tratadas en alguna forma para separar aquello que no sirve, de los minerales que son útiles; para ello el 1

2 metalurgista extractivo toma el mineral tal cual viene de la mina. De forma general, entonces, el mineral debe ser tratado para liberar las fases minerales valiosas, mena, de las no valiosas, ganga. Esto se hace a través de una serie de operaciones conocidas por unos como de preparación del mineral y por otros de mineralurgia. Este grupo de operaciones incluye la reducción de tamaño, por trituración y molienda; para permitir una separación fácil de las diferentes fases minerales, seguidas por una o más operaciones de clasificación y concentración pensadas para distinguir y separar las partículas minerales valiosas del resto de partículas basándose en alguna propiedad física como densidad, magnetismo, electricidad o energía superficial. En este último caso, cuando se modifica el comportamiento superficial del sólido, la operación se denomina flotación y se aplica a menudo en la concentración de minerales. Las operaciones de concentración se continúan con la extracción propiamente dicha, las cuales conducen al material metálico y se pueden realizar por Pirometalurgia o por Hidrometalurgia. 2

3 II. MINERALOGÍA Un mineral es un sólido homogéneo por naturaleza con una composición química definida (pero generalmente no fija) y una disposición atómica ordenada. Normalmente se forma mediante un proceso inorgánico. Igualmente se llamará mineral a una sustancia formada por un proceso natural e irá acompañada por el adjetivo sintético si se ha producido mediante técnicas de laboratorio. Podemos ahora preguntarnos cómo hemos de referirnos al CaCO3(calcita) que a veces se forma en las canalizaciones de agua en una ciudad, formando depósitos concéntricos. La precipitación en el agua de este mineral es un proceso natural pero se realiza en un sistema realizado por el hombre. La mayoría de los mineralogistas se refieren a este material por su nombre mineral, calcita, como si no existiese una contribución humana en su formación. El hecho de que un mineral deba tener una composición química definida implica que éste puede expresarse mediante una fórmula química específica. Por ejemplo, la composición química del cuarzo se expresa de la forma SiO2. El cuarzo sólo contiene a los elementos químicos, silicio y oxígeno, tiene una fórmula definida. Por lo tanto, el 3

4 cuarzo se considera con frecuencia como una sustancia pura. Sin embargo, la mayoría de los minerales no tienen una composición perfectamente definida. La dolomita CaMg(CO3)2, no es siempre un carbonato puro de Ca y Mg, ya que puede contener cantidades considerables de Fe y Mn en lugar de Mg. Como estas cantidades varían, se dice que la composición de la dolomita oscila entre ciertos límites, y por lo tanto, no es fija. Esta oscilación en la composición puede expresarse mediante una fórmula que siga teniendo la misma proporción entre los átomos (o más exactamente iones) que la CaMg(CO3)2pura, en la que se cumple la proporción Ca : Mg : CO3 = 1 : 1 : 2. Esto permite expresar la fórmula de la dolomita de una manera más general, es decir: Ca(Mg, Fe, Mn)(CO3)2 Una disposición atómica ordenada indica la existencia estructural de un entramado de átomos (o iones) ordenados según un modelo geométrico regular. Así, pues, como éste es el criterio necesario para considerar un sólido cristalino, los minerales son cristalinos. Los sólidos, como el vidrio, que carecen de una disposición atómica ordenada reciben el nombre de amorfos. Existen varios sólidos naturales amorfos. Tantos éstos, con el agua líquida y el mercurio que también carecen de un orden interno, se clasifican como mineraloides. De acuerdo con la definición tradicional, un mineral se forma mediante procesos, inorgánicos. 4

5 En la definición dada de mineral, se ha utilizado el adverbio normalmente para poder incluir dentro del dominio de la mineralogía los pocos compuestos producidos orgánicamente que se acoplan a la definición de mineral. El ejemplo más destacado es el del carbonato cálcico de las conchas de los moluscos. La concha de una ostra y la perla que puede llevar en su interior, están en su mayor parte constituidas de aragonito, que es idéntico al mineral formado por procesos inorgánicos. Otros ejemplos son el azufre elemental formado por la acción de las baterías y el hierro oxidado precipitado por la bacteria del hierro. Sin embargo, el petróleo y el carbón, que son frecuentemente considerados como combustibles minerales, están excluidos de esta definición, pues aunque se forman por procesos naturales, no tienen composición química definida ni distribución atómica ordenada. Sin embargo en los lechos de carbón que han sido sujetos a altas temperaturas se han eliminado los hidrocarburos volátiles y ha cristalizado el carbón. Este residuo mineral es el grafito ALGUNAS PROPIEDADES DE LOS MINERALES Se llama dureza la resistencia que ofrece la superficie lisa de un mineral a ser rayada (designada con una H). Como las otras propiedades físicas de los minerales, la dureza depende de la estructura cristalina. Cuanto más fuerte es la fuerza de enlace entre otros átomos, más duro es el mineral. El grado de dureza viene determinado por la observación de la 5

6 facilidad o dificultad relativa con que un mineral es rayado por otro o por una lima o punta de acero. La dureza de un mineral puede entonces decirse que es su rayabilidad. El mineralogista australiano F. Moh, formó en 1824 una escala de 10 minerales corrientes y por comparación con sus durezas se puede definir la de cualquier mineral. Los minerales que se citan a continuación, dispuestos de menor a mayor dureza, se conocen con el nombre de escala de dureza de Moh: 1. Talco 6. Ortosa 2. Yeso 7. Cuarzo 3. Calcita 8. Topacio 4. Fluorita 9. Corindón 5. Apatito 10. Diamante Tenacidad La resistencia que un mineral opone a ser roto, molido, doblado o desgarrado, el resumen, su cohesión, se conoce con el nombre de tenacidad. A continuación se facilitan los términos que se emplean para describir las diversas clases de tenacidad en los minerales. 6

7 1. Frágil. Un mineral que fácilmente se rompe o reduce a polvo. 2. Maleable. Un mineral que puede ser conformado en hojas delgadas por percusión. 3. Séctil. Un mineral que puede cortarse en virutas delgadas con un cuchillo. 4. Dúctil. Un mineral al que se le puede estirar en forma de hilo. 5. Elástico. Un mineral que recobra su forma primitiva al cesar la fuerza que lo ha deformado. Peso específico El peso específico (G) o densidad relativa de un mineral es un número que expresa la relación entre su peso y el peso de un volumen igual de agua a 4ºC. Si un mineral tiene peso específico 2, ello significa que una muestra determinada de dicho mineral pesa dos veces lo que pesaría un volumen igual de agua. El peso específico de un mineral de composición determinada es constante, y su determinación es, con frecuencia, un valor importante en la identificación de un mineral, especialmente en el trabajo con cristales finos o piedras preciosas, cuyas muestras pueden dañarse con otros ensayos. Densidad y peso específico se usan a veces indistintamente. Sin embargo, la densidad requiere se citen las unidades, por ejemplo: gramos por centímetro cúbico. 7

8 III. METALURGIA Podemos definir a la Metalurgia como el arte y la ciencia que tiene por objeto la obtención económica de los metales a partir de las menas en que están contenidos, para adaptarlos a los empleos que les da el hombre. La Metalurgia incluye todos aquellos procesos que tienen por objeto separar el mineral útil de la ganga carente de valor, así como la fusión, afino y hechura del metal. La Metalurgia hace uso de los principios químicos y físicos para aplicarlos técnicamente a la concentración, extracción, purificación, aleación y hechura de los metales CAMPO DE LA METALURGIA La metalurgia puede dividirse en metalurgia extractiva y metalurgia física o adaptativa. La metalurgia extractiva se ocupa de la concentración de la mena y subsiguiente fusión, purificación y afino del mental obtenido y también de la recuperación de diversos subproductos, como los que contienen oro, plata, platino y antimonio; la metalurgia física se ocupa de la fabricación, hechura y tratamiento de estos metales. Por consiguiente, el campo de la metalurgia comprende los siguientes grupos: 8

9 1. Metalurgia extractiva A. Concentración de menas. B. Pirometalurgia. C. Hidrometálurgia D. Electrometalurgia a. Electrolítica b. Electrotérmica 2. Metalurgia física o adaptativa A. Metalografía y tratamientos térmicos B. Análisis por Rayos X. C. Ensayos físicos. D. Recubrimientos protectores y corrosión. E. Mecanizado. Está claro que la metalurgia extractiva ha pasado en muy poco tiempo de ser un arte a convertirse en una tecnología aunque sin pasar por el estado intermedio de ciencia. Muchos de los procesos de hoy no son muy diferentes, excepto en la escala, de los que se tenían hace cincuenta o cien años. Hoy, sin embargo, se conoce el proceso mucho mejor y por tanto puede ser controlado más efectivamente produciendo materiales con una calidad mucho más homogénea. 9

10 El material que se obtiene de la explotación de una mina está generalmente compuesto de una mezcla de minerales de diferentes especies, algunos de los cuales constituyen el objeto de la explotación, y de material pétreo y sin valor inmediato, constituido por los minerales estériles que se encuentran dentro de un yacimiento mismo (cuarzo, calcita, arcilla, feldespato, dolomita, etc.) y roca proveniente de las cajas o paredes que limitan el yacimiento y que por efecto de los disparos se desprenden y es imposible evitar que se junten al mineral. Esta mezcla de sustancias minerales valiosas y estériles, en diversas proporciones, tienen que ser tratadas en alguna forma para separar aquello que no sirve, de los minerales que son útiles; para ello se recurre a las operaciones de preparación (trituración, molienda, clasificación) y concentración de minerales, que permite obtener productos de alto contenido de elementos valiosos, que serán procesados en fundiciones y refinerías para obtener metales ó elementos de alta pureza. Muy raras veces son las minas que obtienen un producto de laboreo que puede ser vendido directamente sin ninguna preparación y concentración previa. Lo corriente es que el minero extraiga el mineral muy sucio, mezclado con sustancias sin valor y de baja ley. Este mineral para ser vendido tiene que ser preparado y concentrado hasta 10

11 obtener una ley mínima dada, que exigen las fundiciones para que el negocio sea económicamente rentable. Por ello el metalurgista extractivo toma el mineral tal cual viene de la mina. De forma general, entonces, el mineral debe ser tratado para liberar las fases minerales valiosas, mena, de las no valiosas, ganga. Esto se hace a través de una serie de operaciones conocidas por unos como de preparación del mineral y por otros de mineralurgia. Este grupo de operaciones incluye la reducción de tamaño, por trituración y molienda; para permitir una separación fácil de las diferentes fases minerales, seguidas por una o más operaciones de clasificación y concentración pensadas para distinguir y separar las partículas minerales valiosas del resto de partículas basándose en alguna propiedad física como densidad, magnetismo, electricidad o energía superficial. En este último caso, cuando se modifica el comportamiento superficial del sólido, la operación se denomina flotación y se aplica a menudo en la concentración de minerales. Las operaciones de concentración se continúan con la extracción propiamente dichas, las cuales conducen al material metálico y se pueden realizar por pirometalurgia o por hidrometalurgia. La pirometalurgia incluye operaciones por vía seca con calentamiento a temperaturas, algunas veces, muy altas. Entre ellas se pueden 11

12 mencionar la calcinación y la tostación, que tienen lugar a temperaturas en donde el mineral no funde, y las distintas operaciones de fusión en las que el mineral es fundido completamente separándose en dos o más líquidos, uno de los cuales contiene al metal valioso bien en forma reducida o bien como un sulfuro. La extracción por vía húmeda o hidrometalurgia se efectúa generalmente por una secuencia de etapas que contempla: la lixiviación del metal valioso a partir del mineral utilizando un reactivo acuoso, la purificación y/o concentración de la disolución y la precipitación del metal mediante métodos químicos o electroquímicos. La extracción puede continuarse con el afino o refino. Con esta nueva etapa de tratamiento se persigue un ajuste en la concentración de impurezas, lo cual se realiza a través de métodos pirometalúrgicos o electroquímicos. El refino pirometalúrgico es, normalmente, una oxidación de impurezas seguidas de una desoxidación cuidadosa del metal puro aunque a través de esta posibilidad de vía seca es difícil alcanzar grado de pureza elevado. No debe olvidarse que los métodos piro o hidrometalúrgicos puede utilizarse unos detrás de los otros para conseguir el objetivo final de obtener un determinado material metálico. Cualquier procedimiento de extracción es una secuencia de operaciones cada una de las cuales 12

13 pretende preparar el material para la siguiente operación de la forma más efectiva y barata posible. El proceso más conveniente, considerado globalmente, debe ser aquel que convierta el mineral en un producto vendible con el margen más amplio posible de beneficios económicos. No hay reglas que indiquen qué secuencia de operaciones se debe elegir para llegar del mineral al producto final. El metalurgista debe estar preparado para valerse de cualquier nueva idea o para incorporar cualquier nuevo avance tecnológico que puede reducir los costes del proceso. Por otro lado, la recuperación de metales a partir de chatarras y productos de desecho es otra aplicación de las técnicas extractivas que se ha vuelto más y más importante como respuesta a la exigencia de conservar las escasas reservas naturales. En la industria del acero, la carga circulante de chatarra es, en este momento, de más o menos el 50%, mucho más alta que en otras industrias aunque es cierto también que en este caso el metal se puede recoger y separar fácilmente. En este sentido, la recuperación del cobre y sus aleaciones, del plomo, del estaño, del aluminio y de los metales preciosos está en estos momentos bien establecida. La chatarra de estos metales es recirculada dentro de las plantas industriales, aunque cuando el metal está muy disperso debido a sus aplicaciones, su recolección para el reciclado es difícil y, por tanto, costosa de realizar. 13

14 Para cualquier metal, el nivel de recuperación para su reutilización depende del coste de su selección y del de afino comparado con el precio del metal en el mercado libre. En resumen, la metalurgia extractiva de hoy se debe considerar como una tecnología multidisciplinaria en donde las materias primas pueden ser de muy diversa naturaleza y origen con la exigencia de llegar a productos con unas especificaciones cada vez más estrictas DIVISIÓN DE LA METALURGIA EXTRACTIVA Como se ha indicado previamente las operaciones en metalurgia extractiva caen dentro de uno de estos dos grupos: operaciones de vía seca o de vía húmeda. A las primeras se les conoce, de forma general, como operaciones pirometalúrgicas y a las segundas como operaciones hidrometalúrgicas. Las operaciones de vía seca se realizan a altas temperaturas entre productos en estado sólido ó líquido, mientras que las operaciones de vía húmeda se realizan a través de reacciones en fase acuosa y a bajas temperaturas PIROMETALURGIA Calcinación. Operación en la que se descompone un compuesto (carbonato, sulfato, hidróxido, etc.) en sus óxidos formadores haciendo uso del calor. Así, por ejemplo, la calcinación que se realiza sobre algunas menas oxidadas o carbonatadas. 14

15 Tostación. Proceso mediante el cual un sulfuro, al reaccionar con el oxígeno del aire, se transforma en óxido (oxidante), en un sulfato (sulfatante), en un cloruro (clorurante), en un óxido aglomerado (aglomerante), etc.. Por ejemplo, la tostación de los minerales sulfurados de cinc para producir sulfato de cinc o la tostación de los minerales sulfurados por plomo. Se trata, normalmente de una operación previa a la fusión. Fusión. Operación en la que se obtienen, en un horno adecuado, varias fases fundidas: metal, escoria, mata o speiss. Pueden formarse todas o sólo alguna de ellas. La fase metálica puede ser un metal no reactivo (y entonces la fusión es reductora), un metal reactivo (y entonces es ultrarreductora), un compuesto (y es neutra) u otro compuesto en un grado superior de oxidación (oxidante). Es una de las operaciones más importantes en metalurgia extractiva, por lo utilizada y por los metales que se obtienen a través de ella. Por ejemplo, se utiliza para extraer el hierro y el plomo (reductora) o como paso previo en la obtención del cobre (neutra: fusión a mata). La oxidante no es muy utilizada. Electrólisis ígnea o de sales fundidas. Operación en la que se obtiene un metal a partir de uno de sus compuestos disuelto en un 15

16 electrólito fundido y utilizando la corriente eléctrica como agente reductor. El ejemplo más significativo es la obtención del aluminio por electrólisis de la alúmina disuelta en baño de criolita fundida HIDROMETALURGIA Generalmente, cualquier proceso de vía húmeda contempla las siguientes tres etapas, sin olvidar una opcional, que algunas veces es necesario realizar, de preparación física y/o química de la mena: Lixiviación. Operación en la que tiene lugar el ataque químico, en fase acuosa, del metal valioso contenido en una mena mineral. El que sea ácida, básica o neutra depende del carácter del reactivo químico utilizado, que a su vez es función de la ganga del mineral. En este sentido, si el reactivo y la ganga son de carácter, respectivamente, ácido o básico contrario, el consumo del primero puede ser prohibitivo haciendo el proceso inviable económicamente. Purificación y/o concentración. Operación que se realiza sobre la disolución obtenida en la etapa anterior de lixiviación. Surge de la necesidad de retirar determinadas impurezas de la disolución antes de que ésta sea sometida a la etapa siguiente de precipitación. La intensidad en la purificación depende del metal valioso en disolución y del método que se vaya a aplicar. Se suele 16

17 realizar por métodos químicos de precipitación, por cementación (reacción de desplazamiento similar a la metalotermia pero en fase acuosa) o utilizando cualquiera de las reacciones de la química convencional que sirven para retirar un metal de una fase acuosa. Si las disoluciones son muy diluidas, se pueden realizar operaciones de concentración, que por ser muy selectivas son también purificadoras. Para ello, se utiliza ampliamente la extracción con disolventes y el cambio de ion utilizando las resinas adecuadas. El resultado de esta operación es la obtención de una disolución lista para la etapa siguiente de precipitación. Precipitación. Se aplica para separar el metal valioso de la disolución, en forma elemental (casi siempre) o en forma oxidada (en raras ocasiones). Normalmente, se realiza por el paso de una corriente eléctrica entre dos electrodos, es decir, por electrólisis. Un ejemplo típico es el del cobre. En algunos casos, como en el de las disoluciones cianuradas de oro, se utiliza la cementación FACTORES DETERMINANTES EN LA ELECCIÓN DE UN PROCESO DE EXTRACCIÓN De forma general, se pueden considerar como más importantes los siguientes: 1. La mena. Además de su naturaleza, si es pobre o rica; de fácil o difícil acceso; situada o no cerca de recursos energéticos (carbón 17

18 o electricidad); si sus impurezas son beneficiables o perjudiciales; etc. 2. La escala en que se necesite el material metálico. Los enormes tonelajes de hierro que se consumen a nivel mundial difícilmente podrían extraerse por otro método que no fuera la fusión reductora en el alto horno. Para otros metales demandados en menores cantidades puede haber diversas alternativas; por ejemplo, el cobre se puede obtener tanto por vía húmeda, utilizando métodos de lixiviación estática o dinámica, como por vía seca a través de una fusión a mata y posterior conversión de ésta. 3. Factores económicos. Siempre presentes y normalmente decisivos. Por eso, siempre hay que tenerlos en cuenta en cada fase del proceso. Por ejemplo, la provisión fácil de la mena, su tratamiento previo, la reducción a metal, la purificación del metal y la utilización de los subproductos. Casos de integración de muchos procesos unitarios para asegurar el empleo económico de todos los productos, por suerte, hay muchos en la metalurgia extractiva actual, pues para hacer rentable un proceso es imprescindible dicha integración. 18

19 4. Pureza del producto. Un proceso que lleve directamente a un producto de pureza adecuada se preferirá a otro que requiera de determinadas etapas de afino. Allí donde la purificación es difícil, incluso imposible, y donde sin embargo.es decisiva esta pureza del producto, se puede necesitar un proceso complejo y caro. Es interesante comentar, por ejemplo, que el éxito de la precipitación electroquímica del cinc a partir de sus disoluciones de sulfato dependiera de la eliminación de ciertas impurezas; cuando se establecieron las condiciones de trabajo adecuadas, el método rindió un producto más puro que el requerido para muchas de las aplicaciones del metal. Ahora se produce mucho más cinc por este método MATERIAS PRIMAS La metalurgia extractiva opera con dos tipos generales de materias primas: las menas metálicas y las fuentes secundarias. Las fuentes secundarias comprenden las chatarras metálicas así como subproductos o residuos industriales o de consumo que contienen metales libres o en forma combinada. Contribuyen a la producción de alrededor del 50% del hierro, cobre y plomo, 30% de aluminio y cinc y aproximadamente el 20% de metales preciosos. En buena parte, estas fuentes secundarias pueden ser reintroducidas a la metalurgia primaria, Por ejemplo; en los procesos de conversión del acero o del cobre, se introducen chatarras como cargas frías. Sin embargo, estos materiales 19

20 se producen actualmente en cantidades superiores a las que puede absorber la metalurgia primaria y por ello se procesan en plantas de reciclaje MENA METÁLICA Una mena metálica puede definirse como una asociación de minerales a partir de la cual uno o varios metales pueden ser obtenidos de forma económicamente favorable. Deben considerarse los siguientes factores: 1. El contenido -llamado ley- del metal o metales potencialmente extraíbles. 2. El precio del metal. Un mineral del 1% de aluminio no es mena de este metal mientras que uno con 10 ppm de oro puede considerarse una mena rica. 3. Los costes de explotación minera dependen del tamaño y tipo de yacimiento. Los grandes depósitos superficiales, explotados a cielo abierto, permiten leyes más bajas que los pequeños o profundos yacimientos explotables únicamente por minería subterránea. 4. Los costes de los procesos de extracción. Dependen tanto de las características físico-químicas de la mena como de las del metal que se va a obtener. Las menas con minerales fácilmente concentrables o bien fácilmente solubles, posibilitan leyes menores. 5. La presencia de elementos tóxicos o de difícil comercialización. 20

21 Las impurezas, elementos como As, Sb, Bi, Hg y Cd, reducen o incluso anulan el valor de una mena. Los factores económicos son cambiantes. Las alteraciones en el precio de los metales así como el descubrimiento de nuevos yacimientos o bien el agotamiento de los conocidos pueden cambiar la consideración de mena para un material particular. Por ejemplo, la baja demanda de la siderurgia primaria que se produce a partir de la década de los 70 no permite explorar más que grandes yacimientos de minerales muy ricos (50% Fe). Por el contrario, el incremento del precio del oro durante el mismo período puso en explotación menas con leyes cinco veces menores. Históricamente, los avances en la tecnología de procesos han conducido a una reducción de la ley de las menas. Por ejemplo, los avances en técnicas de molienda y flotación redujeron la ley mínima de los minerales de cobre del 5% al 0.5%. El desarrollo de procesos de lixiviación combinados con procesos de recuperación de metales de soluciones diluidas (cambio iónico, extracción con disolventes, etc.) ha permitido tratar minerales con menos del 0,1% de uranio. Sin embargo, a partir de la década de los 80 esta tendencia se interrumpe a pesar de los continuos avances en la eficiencia y control de los procesos. Ello se debe a tres factores: el estancamiento de los precios de los metales, la puesta en explotación de gran número de yacimientos en países en 21

22 vías de desarrollo y las exigencias medioambientales que implican la minimización de residuos MENAS SIMPLES Y COMPLEJAS Desde el punto de vista de la complejidad química y microestructural, las menas suelen clasificarse en menas simples y menas complejas. Naturalmente; existen términos intermedios. Menas simples Son aquellas de las cuales se extrae, fundamentalmente, un solo metal. Contienen uno o varios minerales del metal que se va a extraer. El resto de minerales o ganga carece de valor metalúrgico aunque pueda tener otras aplicaciones, como son: materiales para la construcción, refractarios (dolomita, CaMg(C03)2), fundentes (fluorita, CaF2), abonos (apatito, Ca5(P04)3F), etc. Una buena parte de los procesos extractivos convencionales está basada en menas de este tipo. Las menas simples pueden ser de alta ley o de baja ley. Ejemplos de menas de alta ley son las menas siderúrgicas y las bauxitas. Dichas menas se introducen directamente en los procesos de obtención, aunque casi siempre después de procesos de preparación para optimar sus características físicas. La mayoría de las menas actuales de los demás metales son menas de baja ley, por ejemplo, Zn 5-20%, Pb 5-10%, Cu 0,5-5%, Ni 0,2-2%, U 0,1-1 %, Au 5-10 ppm. En muchos casos -menas sulfuradas de Zn, Pb, 22

23 Cu, Ni, etc.- estas menas se tratan por procesos de concentración y los concentrados obtenidos se introducen en los procesos extractivos. Si la concentración no es efectiva -muchos minerales de oro, minerales secundarios de uranio- la única posibilidad es utilizar procesos hidrometalúrgicos y recuperar el metal de soluciones diluidas. Menas complejas Contienen diversos minerales de distintos metales. Las rutas para el tratamiento de una mena compleja dependerán básicamente de la posibilidad de liberación. Si es posible, se aplican procesos de separación física y los distintos concentrados se introducen en los procesos convencionales de menas simples. Muchas menas actuales del tipo Cu/Zn/Pb o Sn/W/Mo se tratan según esta ruta. Si la liberación no es posible, pueden aplicarse rutas hidrometalúrgicas, pirometalúrgicas o sus combinaciones LA MINERIA Y LA METALURGIA Para producir o concentrar un mineral se necesita un esfuerzo conjunto del geólogo, minero, metalurgista y del laboratorio de análisis. El geólogo.- Realiza las exploraciones, evalúa las reservas y controla la calidad del mineral explotado. El minero.- Realiza la extracción y transporte del mineral. El metalurgista.- Realiza el enriquecimiento o concentración de minerales, logra que sea comerciable de acuerdo a la demanda del 23

24 mercado IMPORTANCIA DE LA METALURGIA La metalurgia es importante por las siguientes razones: Mediante la metalurgia se realiza la concentración de minerales, que es necesario para rentabilizar toda la operación minera. Porque las fundiciones por razones técnicas y económicas no compran minerales pobres, pero si compran minerales ricos o concentrados. Porque es menos costoso transportar a las fundiciones concentrados de sulfuros valiosos que transportar mineral pobre. Por ejemplo: Para transportar 100 toneladas de mineral con 5% de zinc, se necesita: 5 volquetes de 20 ton. de capacidad cada uno. Para transportar 10 toneladas de concentrado de zinc con 50%, se necesita: 1 volquete de 10 ton. de capacidad. En ambos casos se transporta 5 toneladas de zinc metálico, pero el transporte es más costoso en el primer caso. Porque las fundiciones tratan los sulfuros valiosos separados en sus respectivos concentrados que le son entregados por las concentradoras. De esta manera, las concentradoras se convierten en el nexo entre la mina y la fundición. A través de la metalurgia las fundiciones entregan a la industria metales puros. 24

25 Aprovechamiento de minerales pobres. Solo minas que producían minerales de leyes metálicas elevadas, podrían operar rentablemente sin necesidad de recurrir a un proceso de concentración. Con la metalurgia las plantas concentradoras tratan minerales pobres, a fin de separar los sulfuros valiosos en forma de concentrados y eliminar lo que no sirve en forma de relaves. CONCENTRACIÓN DE MINERALES PLANTA MINERAL CONCENTRADORA CONCENTRADO RELAVE 25

26 IV. TRITURACIÓN Y MOLIENDA Se denomina comminución o desintegración en términos generales a la reducción de trozos grandes a fragmentos pequeños de rocas. La comminución usualmente se lleva a cabo en dos pasos relacionados pero separados, los cuales son trituración o chancado y molienda. El objeto de la operación de desintegración no consiste solamente en obtener pequeños trozos a partir de los grandes, en cuyo caso la efectividad de la operación se mediría por la finura del material obtenido, sino que también persigue la consecución de un producto que posea un determinado tamaño granular, comprendido entre límites preestablecidos. Las exigencias de tamaño para diversos productos pueden variar, y de ahí que se empleen diferentes máquinas y procedimientos. Las menas metálicas consisten en cantidades variables de uno o varios minerales valiosos, asociadas con otros indeseables (ganga). La primera etapa en el tratamiento de las menas metálicas consiste en separar de la ganga los minerales deseados, ya que la mena metálica extraída del yacimiento contiene ambos tipos de minerales formando masas sólidas. 26

27 A menos que la concentración del mineral útil sea lo suficientemente grande para poder reducirlo a metal sin tratamiento previo (en cuyo caso la ganga se separa generalmente al estado de fusión), será necesario desintegrar de modo mecánico la masa original del mineral para poder separar a los minerales útiles de la ganga o estéril. Luego, los minerales se separan por métodos de gravedad o flotación, que permiten elevar la concentración de los mismos VARIABLES DE LA OPERACIÓN Para la reducción del tamaño de los sólidos, tiene importancia su contenido en humedad. Cuando es inferior a 3 ó 4% en peso no surgen dificultades apreciables; por el contrario, la presencia de esta pequeña humedad ejerce, en realidad, una acción beneficiosa en la reducción de tamaños, en especial por la gran disminución que determina en la cantidad de polvo. Cuando el contenido en humedad excede del 4%, muchos materiales se vuelven pastosos y adherentes, tendiendo a atascar las máquinas, especialmente en las etapas grosera e intermedia. Un gran exceso de agua (50% o más) facilita la operación porque arrastra a la alimentación hacia la zona de acción, y al producto pulverizado hacia fuera de la misma, al propio tiempo que proporciona un medio de transporte de los sólidos por la fábrica en forma de suspensión o papilla. Por lo general, la molienda húmeda se aplica en la 27

28 etapa más fina de la reducción de tamaños. La llamada relación o cociente de reducción, es la relación existente entre el diámetro medio de la alimentación y el del producto. Muchas de las máquinas de trituración grosera poseen una relación de reducción entre 3 y 7. Los molinos para finos pueden poseer hasta un cociente de reducción de 100. Aunque el tamaño granular de la alimentación es un factor de gran importancia, para seleccionar una máquina también hay que considerar otras características, tales como la dureza y la estructura del material. Desde el punto de vista de la trituración, los minerales con una dureza Moh, igual o inferior a 4, se clasifican como blandos; los restantes se consideran como duros. Las máquinas para la trituración grosera de materiales blandos no necesitan una construcción tan robusta o compleja como las destinadas a la trituración de los duros. Para el trabajo de los tamaños más finos, las máquinas utilizadas, tanto para los materiales blandos como para los duros, son análogas TRITURACION O CHANCADO El chancado es una operación unitaria o grupo de operaciones unitarias en el procesamiento de minerales, cuya función es la reducción de grandes trozos de rocas a fragmentos pequeños. La chancadora es la primera etapa de la reducción de tamaños, generalmente trabaja en 28

29 seco y se realiza con dos o tres etapas que son: chancadora primaria, secundaria y ocasionalmente terciaria. Las chancadoras se diseñan de modo que reduzcan las rocas, de tal manera que todos los fragmentos sean menores que el tamaño establecido, la energía que gasta en la chancadora es convertida en gran parte, en sonido y calor; por lo que se acepta generalmente, que la eficiencia de chancado es baja; esta eficiencia puede variar, porque las menas tienen cierta dureza, humedad, contenido de finos, etc. El chancado se lleva a cabo mediante máquinas que se mueven lentamente en una trayectoria fija y que ejercen presiones inmensas a bajas velocidades, la acción de chancado se aplica sobre la roca por una parte móvil que se acerca y se aleja de una parte fija, el mineral es cogido y presionado entre estas dos partes. Si las deformaciones producidas por las fuerzas aplicadas no exceden el límite elástico del material, entonces no habrá chancado. Por otro lado, si se excede el límite elástico en los puntos donde se aplica la fuerza, se producirán grietas y roturas, las cuales originan que la energía de deformación, fluya hacia la superficie y las grietas se propaguen causando fracturamiento. Una vez que las rocas grandes han sido rotas, los fragmentos caen hacia abajo dentro de la máquina, hasta que son nuevamente cogidas y presionadas por la quijada. 29

30 La importancia del chancado para el procesamiento de minerales, radica en que mediante ella, es posible liberar los minerales valiosos de los estériles y preparar las superficies y el tamaño de las partículas para procesos posteriores de concentración. El tamaño del producto de la operación de chancado a nivel industrial es del orden de ¾, ½, 3/8 y ¼, dependiendo fundamentalmente de la capacidad de la planta y de las características del mineral. Clasificación de las Chancadoras Las chancadoras se clasifican de acuerdo al tamaño del mineral tratado que son: 1. Chancadora Primaria.- La cual tritura tamaños enviados directamente de las minas (rocas de un máximo de 60 ) hasta que un producto de 8 a 6. En este tipo se usan mayormente las chancadoras de Quijadas o Mandíbulas. 2. Chancadora Secundaria.- Que toma el producto de la chancadora primaria y lo reduce a productos de 3 a 2. En este tipo se usan las chancadoras Giratorias o de Martillos. 3. Chancadora Terciaria.- Que toma el producto de la chancadora secundaria y lo reduce a fragmentos de ¾, ½, 3/8 y ¼ ; los cuales se envían a un molino de barras o 30

31 bolas según sea el caso. En este tipo se usan las chancadoras Giratorias o de Martillos CHANCADORA DE QUIJADAS O MANDÍBULAS Podemos mencionar las siguientes características: Abertura grande de recepción La forma de la abertura de recepción, favorece la alimentación de rocas de tamaño grande. Esto le da una ventaja sobre la chancadora giratoria. Las muelas o blindajes pueden invertirse en la quijada y los costos operarios son varias veces menores que las giratorias. La chancadora de quijada manipula alimentación sucia y pegajosa, ya que no existe lugar debajo de la quijada, donde el material se puede acumular y obstruya la descarga. Los mantenimientos de rutina se efectúan más fácilmente en una chancadora de quijadas. 31

32 CHANCADORA DE QUIJADAS Figura 4.1 Fuente: Hardinge Co. 32

33 Fundamentos teóricos en la construcción de una chancadora de Mandíbulas. A) Determinación del Ángulo de Presa (ángulo máximo teórico entre las caras de las 2 mandíbulas). Figura 4.2 Fuente: Elaboración Propia. Dónde: bisectriz, biseca al ángulo de presa. a y b, puntos de contacto del material con las superficies de las mandíbulas. m, centro del material (asumiendo que es una esfera). 2Ft, Fuerzas tangenciales que actúan en los puntos a y b. 33

34 2Fr, fuerzas normales que actúan radialmente en los puntos a y b. En el diagrama, la componente vertical de la fuerza tangencial ( ) es mayor que la componente vertical de la fuerza radial ( ). Para que se efectivice la reducción del mineral es condición necesaria y suficiente que sea mayor o por lo menos igual que. 2 (4.1) =2 (4.2) Sabemos que: : Coeficiente de fricción Igualmente: = 0.3 (fricción entre piedra y metal). 2 = =2 (4.3) (4.4) (4.5) 0.3 = 34

35 º º (Ángulo de presa máximo teórico) Cabe mencionar que el ángulo de presa práctico tiene que ser menor que el teórico, para que el material sea atrapado y triturado. B) Diagrama de Fuerzas en una Trituradora de Mandíbulas. Figura 4.3 Fuente: Elaboración propia. Dónde: F: Fuerza que actúa sobre la biela. 2F1: Fuerzas que actúan sobre los puentes. 35

36 F2: Fuerza trituradora (componente horizontal de la fuerza que actúa sobre el puente). L: Distancia entre el punto de apoyo de la mandíbula móvil con el punto de unión de la mandíbula móvil con el puente. Fx: Fuerza que actúa en un punto de la mandíbula móvil a una distancia x del punto de apoyo. C: Centro de la excéntrica. β: Ángulo entre la biela y el puente. Luego: =2 (4.6) = (4.7) =2 (4.8). = =. (4.9). (4.10) Estas ecuaciones nos van a indicar la forma de la reducción del material al aplicar una fuerza suficiente a la biela, generando fuerzas de reducción eficaces. 36

37 EJEMPLO 1. Una planta Concentradora utiliza una chancadora de quijadas cuya capacidad de tratamiento es de 350 Tm/hora. Esta chancadora trabaja con una fuerza moledora de 13.5 Tm que actúa justo en el punto de unión del puente con la mandíbula móvil y que está a 131cm del punto de apoyo. El ángulo β es de 87º como máximo. CALCULAR: 1) La fuerza que actúa sobre la biela cuando la quijada móvil se encuentra cercana a la mandíbula fija. 2) La fuerza horizontal que actúa a 40cm de distancia del punto de apoyo sobre la mandíbula móvil. Solución F2 = 13.5 Tm L = 131 cm F2 =F1senβ F2 = F1 F =. F = = 13.52Tm 2F F=1.415Tm 37

38 F = F = LFtgβ 2x 131cm(1.415)tg87 2(40cm) Fx = Tm CHANCADORA GIRATORIA Podemos mencionar las siguientes características: La chancadora giratoria se compone fundamentalmente de un tronco de cono recto, donde se coloca el Mantle (móvil) que es como una campana y se mueve excéntricamente en el interior de una cámara. Encima del mantle se coloca como una taza llamado Bowl Liner (fija), la trituración del mineral se efectúa en el espacio anular comprendido entre el mantle y el bowl liner. Para regular la salida del mineral se sube o se baja el bowl liner (taza). La abertura anular de descarga, da lugar a la obtención de un producto más cúbico y homogéneo. La forma de la abertura de recepción es favorable, para la alimentación de trozos delgados, lisos y llanos. La longitud de la abertura de recepción combinada con el área grande, minimiza los campaneos o atoros. 38

39 La alimentación es más simple, puede ser alimentada desde por lo menos dos puntos. El bajo efecto de la volante, minimiza los picos de arranque. El servicio de las grúas puente, es más simple que para una chancadora de quijadas; una giratoria se puede manipular mediante una sola grúa, mientras que una de quijadas necesita una grúa con movimiento en dos direcciones. La velocidad mayor del eje del piñón, permite el uso de motores de velocidades mayores. El sistema de lubricación es en forma continua, mediante una bomba. La lubricación es continua y es más simple y económica que en la chancadora de quijadas. La protección de seguridad es mucho más fácil. 39

40 CHANCADORA GIRATORIA Figura 4.4 Fuente Allis Chalmers Mfg. Co. 40

41 SELECCIÓN DE CHANCADORAS SECUNDARIAS Y TERCIARIAS El término chancado secundario es aplicable a la etapa de chancado simple o múltiple, que sigue inmediatamente después de la chancadora primaria, tomando todo o parte del producto de la etapa primaria como su alimentación. El término de chancado terciario, es aplicable a la etapa de chancado que generalmente sigue al chancado secundario. En la selección de las chancadoras secundarias y terciarias, hay que tener en cuenta los siguientes factores: 1. Capacidad.- La capacidad de una sola unidad secundaria, no tiene que coincidir necesariamente con la capacidad de la chancadora primaria; los arreglos adecuados de separación de finos (cedazos), disminuyen la carga que pasa a la chancadora secundaria. 2. Tamaño de Alimentación.- La abertura radial de recepción de la chancadora secundaria giratoria, no debe ser menos que tres veces la abertura de descarga en su posición abierta de la chancadora primaria de quijadas. Por ejemplo, si el producto de la chancadora primaria de quijadas fuera 10 pulgadas, entonces la chancadora secundaria giratoria, debería tener una abertura radial no menor de 30 pulgadas. 41

42 3. Tamaño de Producto.- No existen reglas impuestas para determinar, si en el chancado secundaria, debe haber una sola máquina, dos o más máquinas que operen en paralelo. Está claro que si la abertura de recepción necesaria de una máquina secundaria, requiere la selección de una chancadora cuya capacidad iguala o excede a la de la primaria, los arreglos de dos etapas no son necesarios. El numero y tamaño de las chancadoras secundarias, dependerá del tamaño de la primaria, las condiciones de descarga, el tipo y las y condiciones de la secundaria que se va a usar FACTORES DE DETERMINAN EL RENDIMIENTO DE LAS CHANCADORAS. La eficiencia o rendimiento de las chancadoras primaria, secundaria y terciaria se debe a los siguientes factores: A la velocidad de alimentación Al tamaño del mineral que se alimenta A la dureza del mineral A la humedad del mineral Al tamaño del mineral que se reduce Al desgaste de los forros A la potencia de trabajo requerido 42

43 4.3. Al control de operación Insuficiente zona de descarga del triturador Falta de control en la alimentación Controles de automatización MOLIENDA La molienda es la operación final de reducción de tamaño o la liberación de las partículas valiosas del mineral, para proceder a su concentración. En ésta etapa es necesario reducir su tamaño de 1, ¾, ½, 3/8, ¼, hasta un producto de 40 a 80 % de -200 mallas. La molienda se produce normalmente en tambores rotativos, los mismos que pueden utilizar los siguientes medios de molienda: El propio mineral (molienda autógena) y medios metálicos (barra o bolas de acero). Los medios de molienda o elementos triturantes deben golpearse entre sí, en esto diferencia estas máquinas de las de chancado, en los cuales las superficies triturantes por el mecanismo que las mueve nunca llegan a tocarse. El producto del chancado del mineral, se almacena en la tolva de finos de donde cae por un shute a la faja transportadora que alimenta al molino de barras o bolas. Entre el shute y la faja hay una compuerta para medir la cantidad de mineral que se va a tratar en la planta. 43

44 Funcionamiento de los molinos Los molinos funcionan girando sobre sus muñones de apoyo a una velocidad determinada para cada tamaño de molienda, cuando el molino gira los elementos de molienda, como las barras o bolas son elevadas por las ondulaciones de las chaquetas o blindajes y suben hasta cierta altura, de donde caen girando sobre sí y golpeándose entre ellas y contra las chaquetas, vuelven a subir y caer sucesivamente. En cada vuelta del molino hay una serie de golpes, estos golpes son los que van moliendo el mineral. MOLINO DE BOLAS CÓNICO Figura: 4.5 Fuente: Hardinge Co. 44

45 Medios de molienda Llamado también elementos de molienda, el molino cilíndrico emplea como medios de molienda las barras o bolas, cayendo en forma de cascada para suministrar la enorme área superficial que se requiere para producir capacidad de molienda. Estos cuerpos en movimiento y libres, los cuales son relativamente grandes y pesados comparados con las partículas minerales, son recogidos y elevados hasta un ángulo tal, que la gravedad vence a las fuerzas centrifugas y de fricción. La carga luego efectúa cataratas y cascadas hacia abajo rompiendo de esta manera las partículas minerales, mediante impactos repetidos y continuados, así como por frotamiento VARIABLES DE MOLIENDA Para que la molienda sea racional y económica hay que considerar las siguientes variables o factores: 1.- Carga de mineral. La cantidad de carga que se alimenta al molino debe ser controlada, procurando que la carga sea lo máximo posible. Si se alimenta poca carga se perderá capacidad de molienda y se gastará inútilmente bolas y chaquetas. Si se alimenta demasiada carga se sobrecargará el molino y al descargarlo se perderá tiempo y capacidad de molienda. 2.- Suministro de agua. Cuando el mineral y el agua ingresan al molino forman un barro liviano llamado pulpa, que tiene la tendencia de 45

46 pegarse a las bolas o barras, por otro lado el agua ayuda a avanzar la carga molida. Cuando se tiene en exceso la cantidad de agua lava las barras y bolas, y cuando estás caen se golpean entre ellas y no muelen nada. Además el exceso de agua, saca demasiado rápido la carga y no da tiempo a moler, saliendo la carga gruesa. Cuando hay poca agua la carga avanza lentamente y la pulpa se vuelve espesa alrededor de la barras o bolas, impidiendo buenos golpes porque la pulpa los amortigua. 3.- Carga de bolas o barras. Es necesario que el molino siempre tenga su carga normal de medios moledores, porque las barras y bolas se gastan y es necesario reponerlas. El consumo de las barras y bolas dependen del tonelaje tratado, dureza del mineral, tamaño del mineral alimentado y la finura que se desea obtener en la molienda. Diariamente, en la primera guardia debe reponerse el peso de bolas consumidas del día anterior. Cuando el molino tiene exceso de bolas, se disminuye la capacidad del molino, ya que estas ocupan el espacio que corresponde a la carga. Cuando la carga de bolas está por debajo de lo normal, se pierde capacidad moledora porque habrá dificultad para llevar al mineral a la granulometría adecuada. 4.- Condiciones de los blindajes. Es conveniente revisar periódicamente la condición en que se encuentran los blindajes, si 46

47 están muy gastados ya no podrán elevar las bolas a la altura suficiente para que puedan trozar al mineral grueso. La carga de bolas y la condición de los blindajes se puede controlar directamente por observación o indirectamente por la disminución de la capacidad de molienda y por análisis de mallas del producto de la molienda. 5.- Tiempo de molienda. La permanencia del mineral dentro del molino determina el grado de finura de las partículas liberadas. El grado de finura está en relación directa con el tiempo de permanencia en el interior del molino. El tiempo de permanencia se regula por medio de la cantidad de agua añadida al molino. 47

48 V. TRANSPORTE DE MINERALES El empleo del esfuerzo humano (sin máquinas auxiliares) para palear, empujar, acarrear y levantar, solamente es recomendable cuando se trata de transportar materiales a distancias muy cortas, que no excedan de unos tres metros, y cuando la cantidad a manipular no supere las cuatro o cinco toneladas. En casos excepcionales de emergencia, o cuando la operación no haya de repetirse, pueden transportarse, por este método, cantidades de producto superiores a las indicadas. En condiciones normales un operario puede efectuar trabajos a razón de 200 a 400 Kgm/min; por ejemplo, un hombre de 65 Kg de peso medio, puede elevar 10 Kg, al extremo de una pala, a una altura de 1,50 m, en un radio de acción de 1,50 m y al ritmo continuado de 15 paladas por minuto. El ritmo de trabajo varía de unos hombres a otros, depende de la clase de materia manejada y del modo de manipularla, pero decrece rápidamente cuando hay que elevarla a alturas superiores de 1 a 1,50 m, o trasladarla a distancias que excedan de 1,50 a 3 m. Hay que evitar que un hombre tenga que levantar pesos superiores a 50 ó 70 Kg para prevenir accidentes de trabajo. 48

49 Se recomienda el empleo del esfuerzo humano auxiliado por el de carretillas de una o dos ruedas, o carritos de cuatro ruedas, cuando el radio de acción se extiende a unos 30 a 60 m. Según sea la máquina auxiliar empleada, un trabajador normal puede transportar de 100 a 500 Kg sobre una superficie horizontal, a una velocidad media de 3,5 Km por hora, ó 42 metros por minuto, sin contar con los tiempos empleados en la carga, descarga y retorno. El coeficiente de rozamiento en el transporte de materiales por rodaje, generalmente es de 0,2 a 0,3. El tiempo de carga y descarga varía mucho según sea el material manipulado, y puede considerarse que oscila entre ¼ y 1 minuto por cada 50 Kg. Para distancias superiores a 60 m es recomendable el empleo de camiones o remolques tirados por tractores. El transporte de minerales de un sitio fijo a otro, sea de modo continuo o intermitente, se puede efectuar económicamente mediante algún tipo de instalación permanente, como las fajas transportadoras FAJAS TRANSPORTADORAS Las fajas sirven para transportar el mineral y están compuestos por: a) Faja propiamente dicha.- Hecha de lona y jebe. b) Poleas.- Son las que sostienen a la faja, están compuestos por: 1) Polea motriz o cabeza. Que lleva acoplado el motor, que es la que mueve la faja. 49

50 2) Polea de cola o impulsada. Que lleva un tensor horizontal de tornillo, sirve para templar la faja. c) Polines.- sostienen a la faja la faja y están espaciados a una determinada distancia, dan la forma de un canal a la faja para impedir que se derrame el mineral. Los polines de retorno sostienen a la faja en su retorno en su parte inferior. Los polines de guía controlan que la faja no se salga hacia los lados. FAJA TRANSPORTADORA Figura: 5.1 Fuente: Allis-Chalmers Mfg. Co. 50

51 Cálculo de la Capacidad de la Faja Transportadora EJEMPLO Calcular la capacidad de una faja transportadora que tiene una longitud de 194 pies, ancho de 3 pies y tiempo que da una revolución es de 55 segundos. El peso promedio corte de faja del mineral es 4,56Kg / ft, con un porcentaje de humedad de 5 %. Solución Longitud = 194 ft Ancho = 3 ft Peso promedio corte faja = 4,56 Kg / ft Porcentaje de humedad = 5 % Tiempo de una revolución = 55 seg. Calculamos la velocidad de la faja: Veloc. Faja = 194 ft / 55 seg. X 60 seg. / 1 min Veloc. Faja = 211,64 ft / min Cap. Faja = 211,64 ft/min x 4,56 Kg/ft x 60 min/1hrx1tms/1000 Kg x 0,95 Cap. Faja = 55,01 TMS / hr Para elevar cargas superiores a los 50 Kg se emplean equipos que permiten amplificar el esfuerzo realizado por los trabajadores, tal es el caso de los cangilones. 51

52 5.2. ELEVADORES DE CANGILONES Se aplican para el transporte en dirección vertical. Los cangilones se cargan con el material que cae por un vertedero, o por excavación de la carga situada bajo la rueda inferior. La carga es lanzada fuera de los cangilones por la acción de la fuerza centrífuga cuando éstos pasan sobre la rueda superior. En el elevador de cangilones del tipo de descarga por gravedad, los cangilones, que van soportados por dos cadenas sin fin, quedan invertidos bajo la rueda superior, efectuando así una descarga eficaz. Los elevadores de descarga continua están construidos con los cangilones tan próximos entre sí, que cada uno de ellos descarga por acción de la gravedad, pasando la carga sobre la cara superior del cangilón anterior hacia el vertedero de salida. Los elevadores de cangilones con descarga continua trabajan con velocidades mucho menores que los del tipo de descarga centrifuga. Estos últimos se adaptan bien para la manipulación de materias ligeras, tales como los granos de cereales, las cenizas, etc. Las materias más pesadas y abrasivas deben manipularse mediante elevadores de descarga continua. Las capacidades de los transportes de planchas y de cangilones, y de los elevadores de cangilones varían desde pocas toneladas hasta casi 52

53 150 toneladas/hora, para materiales cuya densidad es de unos 900Kg/m3. La capacidad varía de modo casi inversamente proporcional a la densidad de la carga. ELEVADOR DE CANGILONES Figura 5.2 Fuente: Allis-Chalmers Mfg. Co. 53

54 ELEVADOR DE CANGILONES Figura 5.3 Fuente: Allis-Chalmers Mfg. Co. 54

55 VI. TAMIZADO Los estudios granulométricos incluyen también la separación de minerales en distintos grupos de acuerdo con su tamaño. Para estas separaciones son de gran uso los tamices de alambres que forman aberturas cuadradas o mallas de un tamaño uniforme. Con el término de malla se conoce al número de aberturas equidistantes que existe por unidad de longitud. En los países que aceptan como base el sistema de longitud se toma el centímetro y en los países anglosajones, la pulgada. Por ejemplo, malla 100, en el sistema standard norteamericano Tyler, es un tamiz que tiene 100 aberturas por una pulgada lineal o aberturas iguales por pulgada cuadrada. Hay distintos sistemas de tamices y entre ellos los más conocidos son: 1) Tyler, 2) Sistema norteamericano ASTM, 3) Sistema británico BS410, 4) Sistema francés AFNOR y 5) Sistema alemán DIN Los datos comparativos sobre estos distintos sistemas se encuentran en la Tabla adjunta. 55

56 TABLA COMPARATIVA DE LA SERIE STANDARD DE TAMICES USA TYLE R (mes h) Nº STANDA RD (mm) ALTER NA Nº STANDA RD (µm) A.S.T. M. E-1170 CANADIENSE INGLESA ABERTU RA (mm) FRANCESA ALTER NA Nº ABERTU RA (mm) NUME RO malla ALEMAN A ABERTU RA (µm) Tabla 6.1 Fuente: Cia. W.S. Tyler 56

57 Hay distintas maneras de tejer los tamices. En algunos sistemas antiguos el alambre tenía el mismo diámetro de la abertura de la malla. Por ejemplo, un tamiz 100 se formaba por 200 divisiones equidimensionales de los cuales 100 quedaban abiertas y 100 ocupadas por alambres. La ventaja de este sistema era la facilidad de calcular el tamaño de la abertura, dividiendo las unidades de largo por un número doble de las mallas. Sin embargo, este sistema, bastante práctico para tamaños pequeños, para las grandes era poco práctico no sólo por las dificultades en el tejido de los tamices, sino también por la enorme pérdida de superficie libre para tamizaje (75% de la superficie total). En los sistemas contemporáneos generalmente se toma en consideración esta última desventaja y el grosor de los alambres se ajusta de acuerdo con las necesidades prácticas del tamizaje. El sistema de malla más conocido y generalmente aplicado en el Hemisferio Occidental es el de Tyler, que tiene como base la malla 200 que se llama Rejilla standard Tyler de 200 mallas. Por definición, esta rejilla tiene 200 aberturas de 74 micrones cada una por pulgada lineal, formadas por 200 alambritos de 53 micrones de diámetro. Para formar un juego completo de mallas, hay que aumentar o disminuir en dos veces la superficie de abertura de cada malla sucesiva. Esto significa que el lado del cuadrado se multiplica o divide 57

58 por un factor = Para un sistema más completo de mallas se usa un factor de. El tamizado se efectúa en una máquina denominada Ro-Tap que proporciona a las partículas un movimiento excéntrico dentro de los tamices y por medio de una manilla situada en su parte superior, les proporciona un movimiento vertical que las traslada desde una malla a otra inferior más fina. TAMIZADOR VIBRATORIO (RO-TAP) Figura: 6.1 Fuente: Allis-Chalmers Mfg. Co 58

59 TAMICES Figura: 6.2 Fuente: Allis-Chalmers Mfg. Co El producto que pasa a través de una cierta malla se denomina producto menos esa malla. El que no pasa se denomina producto más la malla. Un producto es de una cierta malla cuando pasa totalmente a través de ella. El tamizaje tiene su límite natural en las posibilidades tecnológicas de producir en forma económica los tamices de malla muy fina, llegándose al punto en que el tejido del alambre no es posible o demasiado caro. 59

60 Por esta razón no se hacen tamices Tyler con una abertura menor de 37 micrones (400 mallas) y como ya estos son demasiados caros y el tamizaje demoroso, en la práctica este método se usa solamente hasta 200 mallas. El rendimiento del tamizaje depende del tamaño de la malla y del tiempo. Con un mismo aparato la separación es más limpia en las mallas gruesas y con el tiempo más prolongado, lo que significa que para el tamizaje de productos con un alto porcentaje de finos se necesita mayor tiempo que para el de los productos con un pequeño porcentaje. Para una muestra normal, el tiempo de tamizaje en un equipo Ro-Tap varía entre 15 y 30 minutos RENDIMIENTO DE UN TAMIZ Es importante realizar el cálculo del rendimiento, para saber en qué medida se está efectuando la clasificación granulométrica del mineral, con que rendimiento y cuáles son los tonelajes de rechazo y tamizado. De igual forma nos permite determinar si la zaranda es apropiada para el tonelaje de mineral tratado. El rendimiento (Ut) se define como el producto de la recuperación fraccional del material deseado (Rendimiento de Tamizado), por la eliminación fraccional del material no deseado (Rendimiento del Rechazo), multiplicado por 100. Ut = UT.UR. 100 (6.1) 60

61 Donde: F= Material alimentando al tamiz R= Rechazo del tamiz T= Tamizado X= Cantidad de material que debe pasar por el tamiz (teórico) XF= Fracción de lo tamizable presente en la alimentación XR= Fracción de lo tamizable presente en el rechazo XT= Fracción de lo tamizable presente en el tamizado. Luego: UT= UT= Lo tamizado Lo tamizable. UR= UR= UR= (6.2). ( ( ) (6.3) Efectuando un balance de materiales en el tamiz: F=R+T (6.4) R=F-T (6.5) Balance metalúrgico: XF F = XRR + XT T (6.6) 61

62 Reemplazando (6.5) en (6.6) XF F = XR (F-T) + XT T = ( (6.7) ) ( (6.8) ) T=F R (6.9) Reemplazando (6.9) en (6.6) = ( ) ( Ut= Ut= (6.10) ) XT XF ( ( XR ) XF) XT (XF XR ) XF(XT XR ) 6.2. ( ( 100 XR )(XF XT ) XF )(XR XT ) (6.11) 100 (6.12) EJEMPLOS 1. Los datos que se muestran se obtuvieron con un tamiz vibratorio de ( mallas). La razón del cribado era de separar las partículas muy finas, porque entorpecían la operación de extracción de un yacimiento carbonífero. a) Calcular la cantidad de producto deseado y no deseado del tamiz. b) Si el tamiz está alimentado por 100 Tm/hr de carbón conteniendo 8% de humedad aproximado, calcular el rendimiento separador del tamiz. 62

63 YACIMIENTO RECHAZO CERNIDO MALLAS PESO FRACCIONES MALLAS FRACCIONES MALLAS FRACCIONES ¼ pulg ¼ pulg ¼ ¼ ¼ =3770 Solución Malla ( ) a) Producto deseado R T No deseado F = 100Tm/hr (8% de humedad) MALLA XF XR XT ( ) ( ) ( ) XF = XR = XT =

64 100 Tm/hr 100% x 92% x = 92 Tm/hr R= F R=48.97Tm/hr (producto deseado) T=43.03Tm/hr (producto no deseado) b) ( = ( ) ) ( ( )( )( ) ) 100% µt= % 2. En un trabajo de tamizado, utilizando 583g de calcopirita finamente molido, se obtuvieron los retenidos que se anotan en el cuadro adjunto. Con los pesos retenidos correspondientes a cada malla, calcular los valores de XF, XR y XT y tabúlelos adecuadamente en un cuadro estadísticos de 4 columnas. 64

65 MALLAS (µm) RETENIDOS (g) Solución Muestra: 583g. 65

66 66

67 VII. REACTIVOS DE FLOTACIÓN Los reactivos de flotación son sin duda alguna el componente y la variable más importante del proceso debido a que la flotación no se puede efectuar sin ellos. El número de materiales de alta flotabilidad natural es tan restringido (grafito, talco, azufre y unos pocos más) y su importancia relativa tan limitada que no es posible afirmar que la flotación contemporánea se pueda efectuar sin colectores. Por otra parte, hay que recordar que la flotación no se puede efectuar sin espumantes o modificadores del medio. De este modo queda establecido que los reactivos de flotación son absolutamente necesarios para cualquier flotación. Siendo un elemento tan indispensable del proceso, los reactivos de flotación lo influyen además con una extraordinaria sensibilidad. No solamente influye el tipo de reactivo que se agrega, sino que también toda la combinación de reactivos (fórmula de flotación), su cantidad relativa y absoluta, punto y método de adición y múltiples otros factores que a veces escapan a una definición precisa. Se ha comprobado que los efectos favorables o desfavorables causados por otras variables (molienda, aireación, densidad de la pulpa, etc.) nunca pueden sobrepasar en su importancia los efectos positivos o 67

68 negativos de una fórmula de reactivos. No es raro, entonces, que a la investigación de los reactivos y al estudio de la fórmula más apropiada se dedique generalmente la mayor parte del esfuerzo en la solución del problema metalúrgico de un mineral. Es conveniente destacar la complejidad del problema que representa la selección de una fórmula apropiada de flotación. Como se sabe, la adsorción de reactivos se basa en un equilibrio de iones de la pulpa que determina los potenciales cinético, electroquímico y la hidratación de las partículas minerales. Este equilibrio es difícil de controlar o preveer, tomando en consideración que aparte de los reactivos introducidos conscientemente en la pulpa, hay una considerable variedad de iones provenientes de las impurezas que trae el mineral mismo y de las aguas industriales CLASIFICACIÓN DE LOS REACTIVOS Son tres los grupos principales de flotación, en los cuales se clasifican hoy los reactivos de flotación. Estos grupos son: 1. Los colectores, que imparten la hidrofobicidad a la especie mineral. 2. Los espumantes, que bajan la tensión superficial y producen una espuma semi-estable en la interfase aire/agua. 3. Los modificadores, o reactivos auxiliares, que se usan para modificar las condiciones de la superficie del mineral, para la mejor 68

69 acción de los reactivos, entre éstos tenemos a los depresores, dispersantes y modificadores de ph. El rol de estos aditivos en el proceso de flotación total se describe brevemente a continuación MECANISMO DEL COLECTOR Los procesos de flotación por espuma usan colectores químicos para separar diferentes superficies químicas de los minerales, ya que casi todos los minerales son mojados por el agua, la flotación efectiva requiere de un colector de superficie activa, la cual absorberá selectivamente a la superficie del mineral a ser removida y expulsada por flotación. El colector heteropolar, en efecto, cubre la superficie del mineral con una capa hidrocarbonada, monomolecular reduciendo la hidrofóbica humedad del de cadena mineral e incrementando su atracción por la salida de burbujas de aire, que luego llevarán al mineral ligado a la superficie de la celda de flotación ACCIÓN DEL ESPUMANTE Los espumantes son surfactantes que bajan la tensión superficial del agua, para producir una espuma semi-estable que contendrá las partículas del mineral flotadas hasta que puedan ser físicamente removidas de la superficie de la celda de flotación. La combinación colector/espumante creará una espuma mineral 69

70 cargada que se estabiliza mientras está en la celda y que se romperá una vez que cae a la canaleta de la celda de flotación ACCIÓN DE LOS DEPRESORES Los depresores son usados cuando los minerales a ser separados tienen similares características de flotación, por ejemplo, cuarzo y hematita. Sin la adición de un depresor de hematita, los colectores de la familia amina absorberán ambos minerales ocasionando una pobre selectividad. Almidones, goma o dextrinas, agregados antes del colector amina, deprimirán a la hematita. La explicación es que estos almidones son preferentemente absorbidos sobre la superficie de la hematita y bloquean la absorción de la amina. Los grupos hidrófilos de la molécula de almidón mantienen la humedad de la superficie de la hematita, y permiten una mejora de la selectividad del proceso de flotación. Si se requiere de un depresor para obtener una flotación óptima, las combinaciones colector/depresor deben evaluarse para obtener los mejores resultados ACCIÓN DE LOS DISPERSANTES Los dispersantes comúnmente se usan en minerales que tienen alto contenido de lamas. Estas, por lo general, acompañan a los 70

71 minerales arcillosos o resultan de la sobremolienta del mineral. Estas partículas finas son muy nocivas a la flotación; debido a que el recubrimiento de la lama sobre la partícula valiosa interfiere con la acción del colector sobre la partícula del mineral a colectar. Las burbujas cubiertas con arcilla tienden a ser muy estables, produciendo espumas voluminosas e inmanejables; para minimizar el efecto adverso, frecuentemente se usan pequeñas cantidades de hidróxido de sodio con silicato de sodio LOS REGULADORES DE ph Al hidróxido de sodio se le ha mencionado como un dispersante y, en verdad, actúa para cambiar el ph del agua de la flotación a un punto donde las cargas superficiales de las partículas de las lamas y de las sílice se repelan una a otra. Sin embargo, aún cuando las lamas no sean problema, el proceso de flotación puede optimizarse por ajuste de ph con hidróxido de sodio o ácido sulfúrico, y mejorar la absorción de colector. En conclusión, para que las partículas minerales se adhieran a las burbujas de aire es necesario que previamente hayan sido hidrofobizadas mediante la absorción de surfactantes. Para que la absorción se realice es necesario que exista un enlace apropiado con alta energía de enlace entre los colectores y las superficies de las partículas por flotar. En la separación de 71

72 mezclas minerales complejas se requiere de la adición de reactivos modificadores los cuales pueden auxiliar a mantener algunos componentes de la mezcla con carácter hidrofílico, depresores, o bien pueden reforzar la acción de los reactivos colectores, activadores. Para hacer que la espuma sea lo suficientemente estable y capaz de llevar los componentes valiosos es necesario adicionar reactivos espumantes en proporciones correctas COLECTORES O PROMOTORES Se entiende por colectores los compuestos químicos cuyo anión tiene una estructura integrada por una parte polar y otra apolar. La parte polar del ión del colector queda absorbida a la superficie, también polar del mineral, razón por la cual se denomina solidófila. Por el contrario, la parte apolar está orientada hacia la fase acuosa, hidrofobando de esta manera el mineral. Por consiguiente, las partículas del mineral hidrofobadas por una película de colector se adhieren a las burbujas de aire que van subiendo a la superficie de la pulpa. En la clasificación hay que atenerse al modo usual, consistente en distinguir entre colectores aniónicos y catiónicos, entendiendo, por ejemplo, por colector aniónico un reactivo o anión, es decir, su carga negativa, queda absorbido al mineral. También existen colectores no aniónicos, que pueden ser bipolares 72

73 como apolares. Colectores aniónicos En función de su grupo polar, los colectores aniónicos se dividen en sulfhidrílicos y oxhidrílicos. Esta clasificación concuerda en amplio grado con su aplicación, es decir, los primeros resultan adecuados para minerales sulfurosos y los segundos para minerales no sulfurosos. Colectores sulfhidrílicos Forman parte de este grupo todas las sustancias que tienen como mínimo un átomo de azufre en la parte polar o solidófila de un anión. Ello les confiere una gran afinidad respecto a todos los minerales sulfurosos, los cuales por consiguiente, pueden separarse de manera muy selectiva de los restantes de la ganga. Dentro de los productos, en este grupo figuran las líneas de Xantatos y Ditiofosfatos XANTATOS La palabra XANTATO proviene del vocablo griego "xantos" que significa amarillo, y se refiere más bien al color de la sal de cobre que a las sales metálicas alcalinas. Los Xantatos se encuentran entre los primeros colectores orgánicos solubles en agua y de aquí que su adopción fuera inmediata y amplia. Están reconocidos que combinados con circuitos de pulpa alcalina, han desempeñado un importante 73

74 papel en el desarrollo de la flotación selectiva como la conocemos en la actualidad. La gran exigencia colectora y los bajos costos de los Xantatos han hecho que sean tomados como norma de comparación entre los colectores minerales de sulfuros. Características Los Xantatos, usados como reactivos para la flotación, son sales de sodio o potasio del ácido xántico (o ditiocarbónico) y que corresponden a la siguiente fórmula estructural: S R O-C X Donde R representa un radical alquílico y X un metal alcalino. Los Xantatos relativamente son completamente estables. solubles Normalmente en presentan agua un y olor característico y su color puede fluctuar desde blanquecino hasta amarillo profundo, sin alteración de sus propiedades colectoras. Por regla general, no se recomienda almacenarlos por lapsos mayores de un año, procurando mantenerlos herméticamente cerrados en un lugar fresco y seco. Los Xantatos conforman el principal grupo de colectores sulfhidrílicos. Bajo condiciones favorables, son promotores excelentes para todos los minerales sulfurosos. En ausencia de agentes 74

75 modificadores, su acción es esencialmente no selectiva. Se les utiliza, incluso, en la flotación de minerales no férricos no sulfurosos (Cu, Pb, Sb), que pueden convertirse superficialmente en sulfuros, mediante agentes sulfurantes, como el Sulfuro de Sodio y Sulfuro ácido de Sodio. También resultan adecuados para la flotación de metales nobles y no férricos (Pt, Au, Ag, Cu) naturales y obtenidos metalúrgicamente. Para la elección definitiva del Xantato idóneo para un mineral determinado, debe realizarse mediante pruebas de laboratorio y planta. Tipos de xantatos Xantato isopropílico de sodio - (Z-11) Este xantato ha llegado a ser el más usado de todos los xantatos debido a su bajo costo y elevado poder colector. Se han obtenido aplicaciones muy exitosas en la flotación de prácticamente todos los minerales sulfurados. Se emplea en gran escala en la flotación de cobre, plomo y zinc; minerales complejos de plomo-zinc y cobre-hierro, en los que los principales minerales sulfurosos son: calcopirita, calcocita, enargita, galena, esfalerita, marmatita, pirita y pirrotita. Otras de sus aplicaciones incluyen la concentración de cobre nativo, plata, oro y los sulfuros de hierro conteniendo cobalto o níquel, así como la recuperación de pirita de hierro para fabricar 75

76 ácido. Xantato amílico de potasio - (Z-6) Este xantato es enérgico, por lo que se emplea generalmente en aquellas operaciones de flotación que requieren el más alto grado de poder colector. Es un colector muy apropiado para la flotación de sulfuros manchados y oxidados de cobre, minerales de plomo (con NaS). Asimismo, se le emplea en el tratamiento de la arsenopirita, pirrotita, sulfuros de cobalto y níquel, y sulfuros de hierro conteniendo oro. También se usa como promotor secundario en la flotación agotativa que sigue a una flotación "bulk", donde se utiliza un promotor más selectivo. Cuando se le emplea en las dosis adecuadas, el Xantato Amílico puede ser más selectivo para ciertas separaciones de minerales; así por ejemplo, su empleo para la flotación de minerales de cobre-hierro en una pulpa alcalina ha resultado más selectivo y con una mejor recuperación de cobre. Xantato etílico de potasio - (Z-3) Xantato etílico de sodio - (Z-4) Estos dos xantatos son esencialmente similares en su acción como colectores en flotación, observándose cierta preferencia por el primero. Ambos se preparan a partir del alcohol etílico, siendo ellos de cadena carbonatada más corta, Se aplica 76

77 especialmente cuando se busca la máxima selectividad. Últimamente están siendo reemplazados ampliamente por el Xantato isopropílico de Sodio, aunque todavía se les utiliza principalmente en flotación de minerales de plomo- zinc o cobreplomo-zinc que contiene calcopirita, calcocita, enargita, tetraedrita, galena, esfalerita, marmatita, marcasita y pirita. Xantato butílico secundario de sodio - (Z-12) Este xantato es utilizado ampliamente en la flotación colectiva de todos los minerales sulturosos y, bajo condiciones adecuadas, para la flotación selectiva de menas de cobre y zinc, después de la activación con sulfato de cobre. También es usado en la flotación de arsenopirita y sulfuros de cobalto y níquel. Xantato isobutílico de sodio -(Z-14) Este xantato es un promotor enérgico y no selectivo para todos los minerales sulfurosos. Es muy apropiado para la flotación de pirita en circuitos naturales, o sea, los circuitos en los que el ph no ha sido ajustado con cal ni con ácido. En años recientes viene siendo reemplazado por el Xantato Isopropílico de Sodio. 77

78 DITIOFOSFATOS O AEROFLOATS Los ditiofosfatos son compuestos químicos de clase sulfhidrílica, que se emplean en minería como promotores para la separación de minerales sulfurosos y metálicos. RO S P RO SX Siendo R radical hidrocarburo aromático o alifático y X, átomo de hidrógeno o metal alcalino o ión amonio. Estos compuestos son solubles en agua y forman sales relativamente solubles con los metales pesados. Presentan un olor débil a sulfuro de hidrógeno y buena solubilidad en soluciones acuosas de álcali y en solventes orgánicos. En medio acuoso y alcohólico se titulan como ácidos fuertes. Han sido publicados pocos datos acerca del mecanismo de la acción colectora de los Ditiofosfatos durante la flotación de sulfuros. Generalmente se identifica la acción de los Ditiofosfatos con los Xantatos; aunque es bien conocida en la práctica que los Ditiofosfatos como colectores se diferencian considerablemente de los Xantatos, revelando por ejemplo, una acción selectiva en varios sulfuros en presencia de la pirita. 78

79 Se ha investigado, por ejemplo, el mecanismo de hidrofobización con Ditiofosfatos de tres minerales más importantes en la industria: la calcopirita, la pirita yla molibdenita, estableciéndose experimentalmente que el papel principal en la formación del cubrimiento hidrófobo en la calcopirita y la pirita pertenece a las reacciones de oxidación- reducción del Ditiofosfato con los iones de cobre y hierro en la solución y la superficie del mineral. El mecanismo básico en la conversión del Ditiofosfato en Disulfuro durante el contacto con la molibdenita está relacionado con la acción catalítica de la molibdenita en presencia del oxígeno del aire. Puesto que la adherencia de los colectores sulfhidrílicos en la molibdenita está relacionado con su oxidación, o sea, depende de los potenciales de oxidación-reducción de los colectores; cuando menor es el potencial, tanto más activo debe ser el colector con relación a la molibdenita. Los ditiofosfatos, característicos por su elevada sensibilidad a los iones cobre en la pulpa y en la superficie de los minerales, no son colectores selectivos en presencia de iones cobre; incluso siendo elevados los valores del ph, el ditiofosfato hace flotar con suficiente actividad la pirita y no tiene lugar a la selección esperada de la calcopirita y la molibdenita de la pirita. Durante la flotación de menas piríticas con Ditiofosfatos, el aumento de la 79

80 selectividad del proceso puede ser logrado pasando los iones cobre en la pulpa en compuestos poco solubles o complejos, lavando (espesando) la pulpa antes de la flotación de minerales de cobre de la pirita, como también mediante la flotación con un aereación reducida. Tipos ditiofosfatos Ditiofosfato AR-125 (Aerofloat 25) Ditiofosfato AR-131 (Aerofloat 31) Ditiofosfato AR-133 (Aerofloat 33) Ditiofosfato AR-1208 (Aerofloat 208) Ditiofosfato AR-1211 (Aerofloat 211) Ditiofosfato AR-1238 (Aerofloat 238) Ditiofosfato AR-1242 (Aerofloat 242) Ditiofosfato AR-1404 (Aerofloat 404) Ditiofosfato AR-Sodio (SodiumAerofloat) Características Los Ditiofosfatos AR-125, AR-131, AR-133 y AR-1242 son básicamente, ácidos arilditiofosfóricos. Estos colectores presentan propiedades espumantes cuya intensidad decrece en el orden que se anota: AR-125, AR-133 y AR El Ditiofosfato AR-1242 posee propiedades espumantes muy débiles y presentan un color café oscuro-negro. El AR-125 es de uso general como promotor selectivo para la 80

81 flotación de sulfuros y combina propiedades tanto promotoras como espumantes. El AR-131 Y AR-133 poseen características físicas esencialmente similares al AR-125, pero son colectores más enérgicos. El AR-1242 es un promotor soluble en agua y con ligeras características espumantes; es especialmente útil cuando se necesita un promotor selectivo, rápido y activo, y cuando no es posible acondicionar el promotor con la pulpa. Debido a su solubilidad limitada en agua, los Ditiofosfatos AR125, AR-131 y AR-133 deben ser alimentados en su forma original. Pueden ser mezclados entre sí en todas las combinaciones, y también con ácido cresílico en el caso de necesitarse un espumante adicional. Debido a su solubilidad parcial en el agua, se obtiene mejores resultados, añadiéndolas a un acondicionador o al molino, de modo que estén completamente acondicionadas con la pulpa antes de que ésta entre las celdas de flotación. En aquellos casos en que se requieran cantidades de colector extremadamente pequeñas, se puede preparar una emulsión mecánica del colector antes de alimentarlo al circuito de flotación. 81

82 Los Ditiofosfatos AR-1208, AR AR1238 y Sodium, presentan una apariencia similar, aunque difieren en su composición química, son prácticamente no espumantes y solubles en agua. Se emplean extensamente en la flotación de menas de cobreplomo- zinc, donde hace falta una acción rápida combinada con selectividad respecto a sulfuros de hierro y/o zinc ESPUMANTES Los reactivos espumantes, en la flotación de minerales, actúan adsorbiéndose tanto en el límite aire-agua como en el límite mineralagua de la interfase triple Aire- Agua-Mineral. La adsorción del espumante en el límite agua-aire determina las características sobre: La dispersión de las burbujas en la pulpa El tamaño de las burbujas en la espuma La velocidad de elevación de las burbujas dentro de la pulpa Las propiedades mecánico-estructurales de las burbujas. La adsorción de las moléculas de espumante en el límite mineral-agua ejerce influencia principalmente sobre la fuerza de adherencia de las partículas de mineral a las burbujas de la espuma y en sus propiedades de transporte de masa. 82

83 En el límite Agua-Aire está probado que las moléculas de espumante forman una capa hidratada junto a la superficie interfacial de la burbuja, la cual impide su adelgazamiento. Las moléculas de espumante refuerzan las capas hidratadas superiores, absorbidas debido a que el grupo hidrofílico de la molécula de espumante está orientado hacia la fase líquida e interacciona activamente con la molécula de agua, esta adsorción incrementa drásticamente la estabilidad de la burbuja pues cuando más hidratadas estén las moléculas de espumante en su superficie, más lentamente se escurre el agua entre las superficies de adsorción y por lo tanto más resistente y estable será la espuma. No se puede trabajar convenientemente con un espumante que cambia sus propiedades con las condiciones del medio, que se ajustan para hacer una flotación selectiva. En resumen, un buen espumante no debe tener más que la función de espumación y debe realizarla con la misma eficiencia en las distintas condiciones que pueden existir en un circuito de flotación. Estos requisitos, precisamente, los cumplen la mayoría de los alcoholes, y por esto son los espumantes más usados en las operaciones industriales. En general, hay que distinguir los alcoholes alifáticos y aromáticos, de los cuales la mayoría provienen de productos naturales que son muy convenientes por su bajo costo. 83

84 Entre los productos más usados como espumante, se encuentran el aceite de pino, el ácido cresílico, el aceite de eucalipto y otros aceites naturales. Además se usan varios alcoholes sintéticos y naturales que se obtienen por destilación de productos naturales. Últimamente, se han producido espumantes en base a glicoles cuya gran ventaja es la ausencia de propiedades colectoras ACEITE DE PINO Es el espumante muy usado en flotación que hasta su olor se asocia con el proceso mismo, es el producto de la destilación del pino seco. Es de color amarillo variable, contiene un alto porcentaje de terpineoles de fórmula global C10H17OH. Aparte de estos alcoholes, el aceite de pino contiene otros componentes no muy bien identificados que contribuyen a sus propiedades espumantes. La solubilidad de estos productos es muy baja, unos 2.5gr/L y disminuye fuertemente la tensión superficial del agua. El aceite de pino es de carácter ligeramente alcalino y por esta razón se usa con preferencia en los circuitos alcalinos CRESOL Otro producto natural es el ácido cresílico o cresol que se obtiene por destilación destructiva de los residuos que quedan después de la destilación del petróleo o a partir del alquitrán de carbón. 84

85 El ácido cresílico consiste principalmente en una mezcla de cresoles isómeros que son: el meta cresol, el para cresol y el orto cresol. Aparte de los cresoles recién indicados, el ácido cresílico contiene por lo menos unas dos docenas de distintos compuestos químicos de los cuales los más importantes son: xilenoles, timoles, distintos fenoles, naftoles, tiocresoles, tiofenoles, difenilos, etc. De otro modo queda en evidencia que el ácido cresílico es meramente el nombre comercial de una mezcla compleja que es producto de una destilación. Los distintos componentes del ácido cresílico demuestran también distinto comportamiento en lo que respecta tanto a la función espumante como a la de colección OTROS TIPOS DE ESPUMANTES Espumante ER-300 Es un espumante tipo éter de glycol, sus componentes principales son los éteres metílicos de propilenglycol (productos sintetizados por la industria petroquímica) de composición constante y con abastecimiento garantizado desde EEUU. Es eficiente en la flotación de minerales y polimetálicos Pb, Cu, Zn, Ag, siendo muy selectivo respecto a la pirita, completamente soluble en cualquier proporción estable de amplios rangos de ph en operación. 85

86 Espumante ER-350 Espumante basado en glicoles y alcoholes, caracterizado por su alto rendimiento, sus componentes son productos químicos sintetizados por la industria petroquímica. Es un poderoso agente espumante insoluble en agua, que genera espumas altamente selectivas que permiten alcanzar concentrados de alto grado, así mismo tiene una alta eficiencia en rangos de ph de 7 a 12, y por su alta cinética puede dosificarse directamente a la entrada de los bancos de flotación. Espumante ER-400 Otro espumante tipo éter de glycol, tiene propiedades más enérgicas, siendo el consumo normalmente menor a los acostumbrados con otros espumantes. Es parcialmente soluble en agua (más de 25%), recomendable se use sin diluir; pero es completamente soluble en otros espumantes de este tipo, alcoholes pesados y aceite de pino. El rango de ph en operación es entre 3,5 a 13. Usando para la flotación de minerales polimetálicos Pb-Cu-Zn y flotación de piritas auríferas SULFATOS Esta línea contiene los reactivos que actúan en la flotación como modificadores, ya sea en la forma de activadores o depresores, entre los cuales se mencionan los siguientes: 86

87 SULFATO DE COBRE Cristales de Sulfato de Cobre con cinco moléculas de agua. Su apariencia es en cristales de color azul e inodoro, con una pureza total de 98% mínimo y un contenido de Cu de 25% mínimo, con un ph de 3.5. Es activador de la esfalerita en circuitos de flotación convencional de Zinc, el control adecuado de su pureza y ph está orientado a lograr buenos resultados. Para flotación de piritas auríferas y dosificado al molino, mejora las recuperaciones, en algunos casos por ser regulador de ph y en otros por efecto de limpieza de las superficies metálicas oxidadas SULFATO DE ZINC Sales de Sulfato de Zinc con siete moléculas de agua, su apariencia es en cristales de color blanco translúcido e inodoro, con una pureza total de 96% mínimo y un contenido de Zn de 22% mínimo, con un ph de 3.5. Ampliamente usado como depresor de esfalerita en circuitos de flotación diferencial, combinado algunas veces con cianuro en relación generalmente 3/1; preparada en solución alcalina es un fuerte depresor de Zinc, y logra buena eficiencia adicionando la mezcla en circuitos de limpieza, en la obtención de concentrados de Plomo. 87

88 VIII. FASES E INTERFASES EN EL PROCESO DE FLOTACIÓN Como ya hemos visto, el proceso de flotación contempla un contacto íntimo entre tres fases, de las cuales la líquida (agua) y gaseosa (aire) son casi siempre invariables mientras que la sólida (los minerales), es la que varía de un caso a otro. Aparte de estos componentes fundamentales de la flotación, hay que señalar los reactivos que se agregan para causar ciertos cambios favorables para el desarrollo del proceso y también hay que recordar las contaminaciones ocasionadas que llevan los minerales y el agua. Siendo la flotación un proceso que se desarrolla íntegramente en la fase líquida es evidente que para su mejor comprensión es necesario estudiar con mayor detención los fenómenos que ocurren en el agua cuando se forman sistemas en que se incorporan a ellas sólidos y gases. Y como el proceso está relacionado con los cambios de propiedades superficiales, tanto en los minerales como en las interfases de contacto, es preciso iniciar su estudio teórico con un análisis de los fenómenos que ocurren entre el sólido y el líquido, el líquido y el gas y el sólido y el gas. Como veremos posteriormente, en todos estos casos los fenómenos de hidratación y adsorción en general son de gran importancia. 88

89 8.1. FASES EL SÓLIDO Los cuerpos sólidos tienen generalmente una estructura cristalina, por lo menos en lo que se refiere a los minerales. Esta estructura es una consecuencia de la composición química de las moléculas, iones y átomos componentes que son, cada uno, un cuerpo complejo. Hay tres distintos tipos de enlaces químicos: iónico, covalente y metálico. El enlace iónico se caracteriza por el intercambio de electrones entre los iones para completar las capas electrónicas hasta su máxima estabilidad; el enlace covalente se caracteriza por la falta de electrones; para formar los octetos estables y de aquí la compartición de electrones, finalmente, el enlace metálico se caracteriza por la disponibilidad de un exceso de electrones que forman la así llamada nube electrónica. Cada tipo de enlace proporciona a la materia características específicas, algunas de las cuales tienen importancia para la flotación. Por ejemplo, la alta conductividad eléctrica y térmica, el brillo natural y la extraordinaria maleabilidad de los metales se atribuyen precisamente a la presencia del exceso de electrones. Por otra parte, este exceso de electrones es tal vez la causa de la relativa debilidad mecánica de los enlaces metálicos, pues los 89

90 covalentes, donde faltan los electrones son enlaces más firmes (diamante). Aparte del carácter de los enlaces químicos, en la estructura de un sólido es de considerable importancia su sistema cristalino. Este sistema influye decisivamente en el tipo de superficie de ruptura que se va a formar en la reducción de tamaño del mineral. Esta superficie y no la estructura interior del mineral es la que determina el comportamiento de la especie en el proceso de flotación. Los factores de importancia en el proceso de flotación en lo que se refiere a los sólidos, son los siguientes: 1) Carácter de la superficie creada en la ruptura del sólido (tipo de superficie, fuerzas residuales de enlaces). 2) Imperfecciones en la red cristalina natural. 3) Contaminaciones provenientes de los sólidos, líquidos y gases. Estos factores, especialmente 2) y 3) que son específicos para todo yacimiento, ya sea por sus antecedentes geológicos, condiciones climáticas o método de explotación, hacen imposible predecir con toda seguridad el comportamiento del mineral en un proceso de flotación y determinan la aplicación del siguiente lema 90

91 práctico: a todo yacimiento corresponde su propia llave metalúrgica, o sea, todo mineral tiene su método específico de flotación EL AGUA El agua es el elemento en el cual se efectúa la flotación, debido a su abundancia y bajo precio. Aparte de esto, tiene ciertas propiedades específicas que lo hacen de considerable interés teórico en el proceso de flotación. La gran polaridad del agua es la razón por la cual no existen moléculas monomoleculares de tipo H2O, y porque normalmente las moléculas se asocian entre sí formando complejos entre dos, tres y más moléculas o complejos con ion hidrógeno (polímeros e hidronio respectivamente). La misma polaridad es la causa de la hidratación de los iones en soluciones acuosas. Los iones metálicos y aniones se asocian activamente con las moléculas de agua siendo el número de moléculas directamente proporcional a la carga eléctrica de los iones e inversamente proporcional a su tamaño (diámetro). De este modo mientras mayor es la carga del ion y menor es su diámetro, mayor es su hidratación. Hay que subrayar la importancia de las impurezas y contaminaciones que tiene toda agua natural o industrial. En 91

92 primer lugar hay que mencionar la dureza del agua, o sea, la contaminación natural causada por sales de calcio, magnesio y sodio. Estas sales y otro tipo de contaminaciones no sólo pueden cambiar la naturaleza de la flotabilidad de ciertos minerales sino que también son casi siempre causa de un considerable consumo de reactivos de flotación con los cuales a menudo forman sales insolubles. Las razones anteriores indican la importancia que tiene que ser prestada a la calidad del agua en todo proceso de flotación, pues se conocen casos en que por falta de atención a este problema, plantas perfectamente estudiadas y diseñadas, fallaron en su operación por largos periodos de tiempo EL AIRE La función del aire en la flotación tiene distintos aspectos de los cuales los principales son dos: 1) El aire influye químicamente en el proceso de flotación, 2) Es el medio de transporte de las partículas de mineral hasta la superficie de la pulpa. La introducción del aire en la pulpa también tiene un carácter doble; por una parte, toda agua trae una cierta cantidad de aire disuelto, y por otro, el aire se introduce mecánicamente en la pulpa por medio de las máquinas de flotación. 92

93 Las investigaciones realizadas en este campo hasta la fecha indican que de todos los componentes del aire sólo el oxígeno y el dióxido de carbono, tienen participación activa e influencia en el proceso de flotación. Se ha comprobado que las burbujas de aire no se pueden fijar directamente sobre las superficies de las partículas de minerales si anteriormente las últimas no han adsorbido una cierta cantidad de gas, principalmente oxígeno. Este gas adsorbido cambia el potencial de la superficie y contribuye a su hidrofobización. De esta modo resulta que las partículas hidrofóbicas son aerofílicas, o sea, más activas en la adsorción del oxígeno que las partículas hidrofílicas. En este sentido la hidratación y la adsorción del oxígeno se excluyen mutuamente en la misma especie INTERFASES INTERFASE GAS LÍQUIDO Como se ha dicho anteriormente, en la flotación esta interfase se produce invariablemente entre el aire y el agua. La característica fundamental de la interfase gas líquido, es el hecho de que la materia sufre un salto brusco en densidad y que desde la fase líquida a la gaseosa disminuye su densidad aproximadamente 1,000 veces. El fenómeno llega a sus manifestaciones características debido al hecho de que para este salto brusco 93

94 dispone de una interfase cuyo grosor es del orden de 10 Ángstrom. Todo líquido (o sólido) en equilibrio con su vapor se caracteriza por la existencia en su superficie de una cierta cantidad de energía libre cuya magnitud es definida por la tensión superficial. La interpretación del origen de esta energía es la siguiente: en un líquido todas las moléculas ejercen entre sí una serie de influencias y se atraen o repelen mutuamente; estas fuerzas se compensan entre sí dentro del líquido y la resultante de ella es en consecuencia, igual a cero. Sin embargo, las moléculas que se encuentran en la superficie no son compensadas completamente, pues la mitad de su volumen está orientada hacia la fase gaseosa donde la dilución de la materia es de tal orden que prácticamente representa el vacío y, donde por supuesto, no hay suficientes moléculas para sorber la presión de la película superficial. De este modo se crea una cierta cantidad de energía libre cuya magnitud se mide por la tensión superficial. La tensión superficial se puede medir de diferentes maneras y el método clásico consiste en la determinación de la altura a que sube un líquido en un tubo capilar. La tensión superficial se calcula entonces en base a la siguiente fórmula: 94

95 TS = ½ g (D d) rh Donde: (8.1) TS = es la tensión superficial en din/cm g = aceleración de gravedad cm/sec2 D y d = pesos específicos del líquido y gas r = radio del capilar h = altura alcanzada por el líquido INTERFASE SÓLIDO - LÍQUIDO Las superficies o partículas sólidas sumergidas en el agua son objeto de hidratación. Como se dijo anteriormente, ésta depende del carácter de la superficie de los sólidos, o sea, de las características eléctricas que existen en la superficie después de su creación. La hidratación es, naturalmente, más fuerte en las especies en que se rompieron enlaces químicos, como por ejemplo enlaces iónicos o covalentes. Cuando las fuerzas eléctricas residuales son débiles, la hidratación también es débil. Esto sucede con los minerales que se rompen según planos de clivaje y donde, en consecuencia, no hay rompimiento de enlaces químicos. La hidratación de los óxidos empieza, por ejemplo, con una fuerte tendencia a formar hidróxidos. Posteriormente, como en el caso de los enlaces iónicos, si la fuerza de hidratación es superior a la 95

96 fuerza del enlace cristalino, se produce la disolución de los sólidos en el agua. Como se puede ver, se trata de un fenómeno que depende del carácter del sólido y de la concentración de la solución acuosa. Potencial Electroquímico El proceso de hidratación se desarrolla generalmente en forma dispareja, por hidratarse una red cristalina de carácter iónico, los cationes se hidratan y posteriormente se disuelven con mayor velocidad que los aniones. Esto inmediatamente produce un desequilibrio eléctrico del sistema, pues las superficies de los sólidos se cargan negativamente. Para equilibrar el sistema sólido - líquido, la superficie cargada negativamente en primer lugar cesará o frenará la disolución de cationes todavía presentes en la red cristalina y en seguida, desde la solución atraerá les iones cargados positivamente. De este modo entre la superficie y el líquido se formará un potencial eléctrico cuyo origen se encuentra en la doble capa de cargas eléctricas. El potencial eléctrico formado por la capa eléctrica de iones de la solución junto con la superficie cargada eléctricamente se llama potencial electroquímico. 96

97 CONTACTO DE TRES FASES El estudio de las distintas fases y sus interfases nos lleva finalmente al contacto trifásico que es el más importante, pues representa la realidad de lo que sucede en el proceso de flotación. En el mecanismo de flotación de una partícula sólida por una burbuja de aire la unión entre los dos elementos se efectúa a través de un contacto trifásico que tiene propiedades muy especiales. Para un estudio detallado es conveniente, en principio, imaginar la fase sólida como una superficie hidrofóbica sumergida en el agua en la cual se introduce una burbuja de aire. En el caso más simple la superficie puede ser una placa de vidrio cubierta por un hidrocarburo. Partiendo del hecho de que el contacto de dos fases es siempre una superficie y el contacto de una superficie con otra (que es la tercera fase) necesariamente una línea, resulta que para la descripción matemática de esta línea de contacto trifásico, es lo más conveniente usar el ángulo que forman las superficies de contacto de las fases. 97

98 Ángulo de Contacto Por ejemplo, si tenemos en vez de una placa de vidrio, una superficie de mineral hidrofobizada por un colector y la colocamos debajo del agua e introducimos sobre ella una burbuja de aire, ésta se va a fijar sobre la superficie desplazando el agua. La línea del contacto trifásico se va a extender en forma de un círculo sobre el plano de la superficie del mineral. Si ahora en cualquier punto de este contacto trifásico trazamos una tangente a la superficie de la burbuja, entonces el ángulo entre la tangente y la superficie se llama ángulo de contacto. 98

99 IX. PLANTA DE CONCENTRACIÓN Una típica planta de concentración o flotación consta de acondicionadores, en los cuales se agregan y acondicionan los reactivos de flotación, de máquinas de flotación primaria, que son bancos de celdas de distinta construcción y diferentes conexiones y de celdas de limpieza o simplemente celdas del circuito secundario que puede estar dedicado a la flotación selectiva de las especies útiles si la mena es polimetálica. Entre el circuito primario y el secundario, según las necesidades, pueden existir acondicionadores, espesadores, para aumentar la densidad de la pulpa, e incluso molinos, para dar el toque final a la liberación. Los productos finales de una planta de flotación se entregan a la planta de desagüe ALIMENTADORES Antes de la flotación, en la pulpa tienen que agregarse y acondicionarse los reactivos. La alimentación se hace con alimentadores que varían de tipo, según la naturaleza del reactivo y el volumen de alimentación. Los reactivos secos se agregan con un tipo de alimentador. El desprendimiento suave de los sólidos está garantizado por el fondo cónico del alimentador y un aparato vibrador fijado a su lado. 99

100 Los reactivos líquidos se agregan o con un alimentador de vaso, o simplemente desde estanques especiales por el sistema de sifón a través de un tubo. El último sistema se usa cuando la cantidad de reactivos agregados es apreciable, como es el caso de los modificadores. Los colectores y espumantes se agregan con alimentadores de vaso. Estos se sacan de la parte inferior del aparato por vasos colgados en el disco que tiene movimiento circular proporcionado por un motor. Al llegar a la altura correspondiente, los vasos se vacían en el receptáculo. Éste se puede acercar o alejar de ellos mediante un tornillo cortando de este modo todo el flujo o una determinada fracción de él ACONDICIONADORES El acondicionamiento en las oficinas modernas de flotación se efectúa en acondicionadores que poseen un mecanismo de turbo-agitacion, como los del tipo Denver. Estos aparatos poseen un eje vertical que gira con una velocidad de 130 (los grandes) y 250 (los chicos)revoluciones por minuto. El eje llega hasta unas 8 ó 10 pulgadas del fondo y tiene en su extremo inferior una mariposa o hélice que al girar impele la pulpa hacia abajo y tangencialmente hacia los costados del tanque. Este eje vertical funciona dentro de un tubo de mucho mayor diámetro ya que baja 100

101 hasta muy poca distancia encima de la hélice. Por la parte superior el tubo se prolonga un poco más arriba de los bordes del tanque. A distintos intervalos el tubo tiene perforaciones en su periferia que permiten que la pulpa entre a su interior. Al girar la hélice y ser arrastrada la pulpa hacia abajo, se forma un vacío dentro del tubo, lo que permite ingresar el aire desde el exterior y mezclarse con la pulpa. La misma succión de la mariposa, al girar, hace que la pulpa penetre por los agujeros de la periferia, mezclándose bien con los reactivos. Los tanques acondicionadores son de forma cilíndrica, de madera o fierro y se fabrican desde cuatro pies de diámetro por cuatro de alto hasta 14 x 14 pies. Como estos aparatos tienen la ventaja de mezclar y aerear la pulpa antes de que entre a la flotación y sirven al mismo tiempo de reguladores o alimentadores continuos de las celdas de flotación su uso se ha generalizado, no sólo cuando se emplean máquinas neumáticas (en cuyo caso serían indispensables), sino también cuan do se usan máquinas de agitación o subaereación. 101

102 TANQUE ACONDICIONADOR DENVER Figura 9.1 Fuente: UNI Flotación ACONDICIONADOR Figura 9.2 Fuente: Hardinge Co. 102

103 EJEMPLO 1. Se tiene un acondicionador con datos que se muestran en la figura: agua θ=21 Pe=3.7 (esfalerita) CALCULAR: a) Capacidad de tratamiento, en Tm/día (C). b) Dimensiones del Acondicionador. Solución a) Flujos másicos (mineral finamente molido más agua) que ingresan al acondicionador. G1+G2+G3=1.5m3/mto 103

104 Flujo másico total en 24 horas. 1.5 m 60 mtos 24 horas m x x = 2160 mto 1 hora 1 día día Cálculo de la densidad promedio de la suspensión que sale del acondicionador hacia el circuito de flotación. L = 5.2 S %SS = ρ (ρ 1)(Pe) x100 (Pe 1)(ρ ) %SS = = g/L Cálculo de la capacidad de tratamiento (C) C = 2160 =. m Tm x x día m í b) Cálculo de las dimensiones del acondicionador Tm Tm x = m m Tm 60 mtos 24 horas x x Tm 1 hora 1 día m = minutos m día 104

105 Cálculo del volumen del acondicionador Tm día V= Tm m día Cálculo de las dimensiones V = 31.5m V = 2π 31.5m = 2πR R = m = m m x Dimensiones: 13 ft x 13 ft = ft 1m 105

106 9.3. EQUIPO DE FLOTACIÓN El objetivo fundamental de una máquina de flotación es separar en forma satisfactoria de una cabeza, un concentrado y un producto de relave. Como para este proceso hay que poner en contacto íntimo los minerales, el agua, los reactivos y el aire y, como en las operaciones anteriores los primeros tres componentes ya están acondicionados para la máquina de flotación misma, queda como única función fundamental, introducir el aire en la pulpa. Según el método de introducción del aire podemos distinguir diferentes tipos de máquinas de las cuales las principales son: 1. Máquinas mecánicas, en que el aire se introduce por agitación mecánica y en cuya distribución es de fundamental importancia un agitador. 2. Máquinas neumáticas, en que el aire se introduce bajo presión en la parte inferior y en que no existen partes de agitación mecánica. 3. Máquinas de vacío, en que la generación de aire se produce haciendo vacío en una pulpa saturada en aire y en que tampoco hay partes de agitación mecánica. 106

107 En una máquina de flotación tiene que haber facilidades para la alimentación de la pulpa en forma continua, la mantención de la misma en estado de suspensión, sin sedimentaciones, la separación apropiada de la pulpa y de la espuma mineralizada, la evacuación de la última en forma ordenada y la descarga de los relaves. La eficiencia de una máquina de flotación, en consecuencia, se determina por el tonelaje que puede tratar por unidad de volumen; calidad de los productos obtenidos y recuperaciones, consumo de energía eléctrica, reactivos y otros para obtener los resultados óptimos, gastos de operación y mantención necesarios por tonelada del mineral. 107

108 CELDAS DE FLOTACIÓN Figura 9.3 Fuente: Hardinge Co. ESPUMAS DE FLOTACIÓN Figura 9.4 Fuente: Hardinge Co 108

109 9.4. DISPOSICIÓN DE LAS MÁQUINAS DE FLOTACIÓN Suponiendo la pulpa preparada y acondicionada, vamos a ocuparnos de lleno de la flotación misma, estudiando las formas diversas de acoplar las máquinas y organizar el circuito de flotación propiamente dicho. Se usan diversos tipos de circuitos de flotación, según los minerales y las variaciones del proceso que se sigan. Damos a continuación los circuitos más comúnmente usados en la práctica moderna. Para explicarlos diagramáticamente usamos esquemas o flowsheets, que indican el recorrido de la pulpa y el tratamiento de los productos intermedios. No deben considerarse como planos o proyectos de instalaciones sino solo como dibujos indicativos que muestran a grandes rasgos el procedimiento. Como el trabajo es diferente cuando se emplea máquinas de agitación mecánica que cuando se emplea máquinas neumáticas, haremos diagramas que indiquen el recorrido del primer caso CIRCUITOS CON MÁQUINAS DE AGITACIÓN MECÁNICA El circuito A es el más simple que puede usarse. Suponemos una batería de 12 celdas. El concentrado obtenido de las tres primeras se puede considerar como concentrado final. El que sale de las nueve celdas subsiguientes, que en este caso harían un papel de "scavenger, se volvería a pasar por las tres primeras 109

110 celdas que vendría aactuar en un doble papel: al principio como "roughers y luego como "cleaners" para las espumas de las nueve celdas últimas. Cuando decimos que se toman las tres primeras celdas citamos meramente un ejemplo; según los casos, puede convenir tomar dos o cuatro de las primeras celdas en lugar de las tres que hemos propuesto. Este circuito puede operar con éxito cuando la ganga es relativamente inflotable, pero si la espuma tiene tendencia a salir sucia, se necesitará un dispositivo que permita hacer una limpia mejor de ella. CIRCUITO A Figura 9.5 Fuente: UNI Flotación El circuito B es por lo general mejor que el anterior, en especial si se desea obtener un concentrado limpio. Aquí las tres primeras celdas trabajan como cleaners solamente, y las nueve restantes 110

111 como roughers únicamente, lo cual quiere decir que la pulpa se alimenta en la cuarta celda o sea en la primera de los roughers. El concentrado de los roughers se limpia en las tres primeras celdas o cleaners. El concentrado de los cleaners es el final y las colas de los cleaners, que son ricas, vuelven a pasar por los roughers. La espuma de los roughers es por lo general diluída hasta la proporción de 6/1 y aún 10/1 para pasar a los cleaners. Este circuito es más fácil de regular que el A, porque el limpiado final se hace en una pulpa que contiene una proporción mucho mayor de minerales que de ganga. CIRCUITO B Figura 9.6 Fuente: UNI Flotación 111

112 El circuito C es una mejora sobre el anterior. Las nueve celdas últimas, que en el anterior trabajaban todas como roughers, se dividen en dos partes, las cuatro primeras solamente trabajan como roughers y las cinco últimas como scavengers. Las tres primeras siguen trabajando como cleaners. El concentrado de las scavengers se junta con la alimentación original que entra a la cuarta celda y recorre nuevamente los roughers.la espuma de los roughers, que es más limpia que en el caso anterior, pasa igualmente a las tres primeras celdas que actúan como cleaners. El concentrado de los cleaners es el concentrado final. Las colas de los cleaners siguen naturalmente a los roughers; las de estos, pasan a los scavengers y las colas de los scavengers son las colas finales. CIRCUITO C Figura 9.7 FUENTE: UNI Flotación 112

113 Las ventajas de este arreglo son varias. Los cleaners reciben alimentación más rica y pueden por lo tanto dar un mejor concentrado. Los scavengers pueden hacerse trabajar con un exceso de aire y de agitación y aún en ciertos casos se les agrega un exceso de promotor y hacer unas colas prácticamente sin valores. No importa que la espuma de los scavengers sea sucia, con fuerte proporción de ganga, pues esta sufre una primera limpia en los roughers. Por regla general se conforma uno con que la espuma de los scavengers tenga una ley semejante a la que tiene el mineral nuevo que viene del molino y que se alimenta en la primera celda de los rougers junto con la espuma de Los scavengers. Este circuito es especialmente útil para minerales que necesitan una máxima aereación al final del tratamiento para sacarles los valores contenidos; se emplea también cuando la ganga es algo flotable difícil de separar del mineral. En este último caso, si una operación de limpiado no llega a dar un concentrado suficientemente rico, habrá necesidad de usar algunas celdas como "recleaners. 113

114 X. CUANTIFICACIÓN Y CONTROL DEL PROCESO RAZÓN DE CONCENTRACIÓN En la flotación, igual que en cualquier otro proceso de concentración, la cuantificación se puede efectuar a través de dos cantidades: la razón de concentración, que se refiere indirectamente a la selectividad del proceso y la recuperación que se refiere a su eficiencia y rendimiento. Si representamos por A, B, y C los pesos de la cabeza, el concentrado y el relave y por a, b y c sus leyes respectivas en un cierto metal o mineral útil, entonces la expresión A : B es, por definición, la razón de concentración. En otras palabras, la razón de concentración expresa cuántas toneladas de cabeza son necesarias para obtener una tonelada de concentrado. Esta razón nos indica cuántas veces se concentró el mineral, o sea, en forma indirecta nos expresa la selectividad del proceso. Ahora bien, en base a los balances de materiales y metalúrgico, podemos escribir las siguientes dos ecuaciones: 114

115 A = B + C Aa = Bb + Cc (10.1) (10.2) Multiplicando la ecuación (10.1) por c y sustrayéndola de la (10.2) tenemos: A (a c) = B (b - c) = (10.3) La expresión (10.3) es otra forma de calcular la razón de concentración, que permite su determinación no en base a molestos y voluminosos trabajos de medición de tonelajes, sino mediante los ensayos químicos, más simples de realizar RECUPERACIÓN Por definición, la recuperación es la parte del valor útil del mineral obtenida en el concentrado, expresada en porciento. Si el contenido de un producto noble en la cabeza es Aa y el contenido del mismo producto en ei concentrado es Bb, entonces, por definición: = 100 (10.4) Si se sustituye en la fórmula (10.4) el valor de B/A de la fórmula (10.3), entonces se tiene la expresión: 115

116 ( ) 100 ( ) = (10.5) Que también permite calcular las recuperaciones sólo en base a los ensayos químicos. La formula (10.5) sirve para los cálculos cuando hay un solo producto noble. Cuando se obtiene dos concentrados de una cabeza, como por ejemplo en el beneficio de menas complejas de plomo y zinc, los cálculos de la recuperación se complican y se efectúan del siguiente modo: Supongamos que: Ley del Primer Ley del Segundo Peso Mineral Mineral Cabeza A m1 n1 I Concentrado B1 m2 n2 II Concentrado B2 m3 n3 Relave C m4 n4 Producto Las recuperaciones del primer y el segundo mineral son respectivamente Rm y Rn y las razones de concentración Km y Kn. Por definición: = = (10.6) (10.7) 116

117 = (10.8) = (10.9) Sabiendo que: = ( )( ) ( = ( )( ) ( ( )( )( ) ( )( ) (10.10) ) (10.11) ) y ( )( )( ) ( )( ) Al sustituir B1 y B2 en (10.6), (10.7), (10.8) y (10.9) por sus valores de (10.10) y (10.11) se obtiene: ( = )( ( ( = ) ( )( )( ( )( ) ( ) ( )( ) )( )( ) ( 100 ) ) )( ) 100 (10.12) (10.13) = ( )( ) ( )( ) (10.14) = ( )( ) ( )( ) (10.15) ( ( )( )( ) ( ) ( )( )( ) ) ÍNDICES CINÉTICOS.- Uno de ellos es la Velocidad Específica de Flotación. Por definición la VEF es: 117

118 = (10.16) en que: c = es la concentración de cierta especie mineralógica en la pulpa en grs/l V = es el volumen de agua. P = es la cantidad de la especie mineralógica que flota en 1 min, en gramos. Considerando un mineral de cobre distribuido en una ganga de cuarzo que después de una molienda adecuada y de un acondicionamiento con reactivos, se empieza a flotar. Se podrá observar que además del cobre, flota también una cierta cantidad de cuarzo. Ahora, si el cobre representa sólo el 1% de la mena y el cuarzo el 99%, por más que el cuarzo es poco flotable y el cobre muy flotable, las cantidades de uno y otro en el concentrado serán comparables. Supongamos que en cada minuto flotan 5 grs de cobre y 5 de cuarzo, de una pulpa que contiene 2 grs/l de cobre y 198 grs/l de cuarzo. Teniendo una celda de 2 lit., podemos calcular que QCu y Qcuarzo Comparando ahora las velocidades específicas de flotación del cobre y del cuarzo, podemos decir que el cobre es casi 100 veces más flotable que el cuarzo en las condiciones específicas trabajadas. 118

119 La importancia de la velocidad específica de flotación reside, entonces, en el hecho de que elimina la abundancia de un mineral en la cabeza como un factor determinante del proceso. Al comparar dos velocidades específicas de flotación podemos llegar a la flotabilidad relativa de un mineral respecto a otro. Por ejemplo, la flotabilidad del cobre es 100 veces la del cuarzo, según el ejemplo recién mencionado. Es evidente, que mientras mayor es la flotabilidad relativa de un mineral respecto a otro, mejor será la separación por flotación. Cuando es igual a uno, no hay separación entre las dos especies. Hemos dicho que la razón de concentración sólo en forma indirecta refleja la selectividad en la flotación. Para tener una medida precisa y efectiva de ella, se introduce el índice de selectividad, que por definición es:.. (10.17) en que Aconc y Bconc son las concentraciones de los componentes A y B de la mena en el concentrado y Arel y Brel y Brel, las concentraciones de los mismos componentes en el relave. Así, para nuestro caso de flotación de cobre, suponiendo que la recuperación sea de un 90% y que en el relave, después de la flotación 119

120 quede un 0,1% de Cu, el índice de selectividad sería aproximadamente CONTROL DE TONELAJE Para la operación correcta de una planta es fundamental el control del tonelaje del mineral tratado. Este control, en forma aproximada, empieza en la mena, donde por el número de camiones, capachos o trenes cargados se sabe en forma somera cuanto mineral ha entregado la mina a la planta de beneficio. Los métodos de medición del tonelaje, hasta ahora indicados, en realidad, permiten sólo el control del tonelaje total que entró a la planta de trituración o sale de ella. Este no es necesariamente el tonelaje tratado por la planta de beneficio el cual se considera que es el tonelaje molido y flotado. Finalmente, el tonelaje se puede determinar por cálculos conociendo el peso del concentrado, su ley y las de la cabeza y del relave, según la fórmula (10.3). = ( ) ( ) Cálculos semejantes se pueden hacer en base a las densidades de las pulpas o composición granulométrica de los componentes (10.2) CONTROL GRANULOMÉTRICO Para poder evaluar la eficiencia de los equipos de reducción de tamaño y de clasificación y determinar la razón de reducción y el consumo de 120

121 energía, es necesario efectuar el control granulométrico de los productos de las plantas de trituración y de molienda. La eficiencia de la clasificación (húmeda o seca) es el porcentaje del material fino existente en la cabeza que pasó efectivamente al producto fino, o sea. si llamamos A. B y C respectivamente a las tonelajes de alimentación, de fino y de grueso en una clasificación y a y c al verdadero porcentaje de material fino en la cabeza y en el producto grueso, la eficiencia de clasificación es: (10.18) = Según los balances de materiales total y de fino se tiene: A= B + C 100 = + (10.19) 100 Sustituyendo C en (10.19) se tiene: 100 = +( ) = (10.20) (10.21) 121

122 Reemplazando de (10.21) en (10.18) se tiene: = ( ) (100 ) (10.22) CONTROL DE SÓLIDOS En los circuitos de molienda, clasificación húmeda y flotación es esencial el control del porcentaje de sólidos en la pulpa. Este control, en la práctica, se efectúa fácilmente por medio de balanzas especiales, que dan lecturas directas del porcentaje de sólidos, midiendo un determinado volumen de pulpa para un mineral de un peso específico definido. En ausencia de tales balanzas, es fácil hacer la determinación del porcentaje de sólidos del siguiente modo: Se toma un litro de muestra representativa de la pulpa y se determina su peso W. Si el peso específico del mineral, S, no es conocido, se puede determinar secando, pesando y dividiendo el peso por el volumen del líquido que desplaza. El porcentaje de sólidos P, por definición, es la relación porcentual entre el peso de los sólidos y el de la pulpa, de modo que si v es el volumen que el mineral ocupa en la pulpa, entonces: 122

123 = Por otra parte en un litro de pulpa: (10.23) 100 W = ( v) + vs (10.24) O sea, que el peso total es la suma de los pesos del agua y de los sólidos. Determinando v de la ecuación (10.24), se tiene: = en donde: ( = 1000) 1 ( 1000) = (100 ) 100, 100 (10.25) 1 1 (10.26) La fórmula (10.25) sirve para el cálculo del porcentaje de sólidos de una pulpa de peso conocido y determinado peso específico del mineral. La fórmula (10.26) sirve para leer el cálculo de tablas, en que al conocer el peso de un litro de pulpa, se puede leer directamente el porcentaje de sólidos correspondientes a un cierto peso específico de mineral. 123

124 10.6. CARGA CIRCULANTE En los circuitos de moliendas es de particular importancia la determinación de la carga circulante, que sirve para la selección del equipo y el cálculo de la eficiencia de la molienda MUESTREO Las operaciones de control ya mencionadas y los controles analíticos pueden efectuarse en forma satisfactoria sólo si el muestreo de los minerales se hace en forma correcta y si realmente la muestra que es una pequeña fracción del tonelaje total en cuestión, es representativa. Esto hace del muestreo uno de los factores más importantes en el control de una planta de flotación. 124

125 XI. FLOTACIÓN DE MINERALES FLOTACIÓN DE LOS SULFUROS METÁLICOS Importancia de los sulfuros.- Una parte de los minerales metálicos se encuentra en forma de sulfuro que son fuente importantísima de una serie de metales no ferrosos, tales como cobre, zinc, plomo, níquel, cobalto, molibdeno y otros. El proceso de flotación fue precisamente descubierto y aplicado en forma industrial por primera vez con este grupo de minerales, de manera que su importancia no es solamente de orden tecnológico y económico, sino también teórico. Los sulfuros metálicos, tienen propiedades fuertemente hidrofóbicas, de manera que junto con los metales nativos, son los minerales más fácilmente flotables. Su flotación, generalmente, no presenta muchas dificultades por cuanto existen buenos colectores selectivos tales como los xantatos, ditiofosfatos y otros sulfhídricos que los separan con gran facilidad y selectividad de sus gangas respectivas. Los únicos problemas de verdadera importancia práctica que surgen en la flotación de los sulfuros son las separaciones entre ellos mismos. A la flotación selectiva de los sulfuros individuales a partir de concentrados colectivos y a su flotación diferencial es dedicada la mayor parte de las investigaciones en este campo. 125

126 Un problema de gran envergadura en la flotación de los sulfuros es la influencia de la oxidación sobre su flotabilidad. Como es sabido, la mayor parte de los afloramientos igual que las capas superiores de los yacimientos se encuentran permanentemente bajo la influencia de la erosión y oxidación por el aire y aguas presentes en dichos yacimientos. Esta oxidación produce óxidos, sulfatos y carbonatos sobre las superficies de los sulfuros, primero, en forma de películas finas y, posteriormente, de grosor considerable hasta que se consumen y transforman en minerales oxidados. Estos tienen una flotabilidad considerablemente inferior y además los colectores conocidos, no poseen la selectividad suficiente para recuperarlos satisfactoriamente de sus gangas. Aparte de esta oxidación natural se ha observado una parcial que se produce en las labores mineras y en las mismas plantas de concentración. Estudios detallados de este problema han puesto de manifiesto que las recuperaciones de una planta pueden ser seriamente afectadas si los minerales no se almacenan con cuidado y si quedan por tiempo apreciable en contacto con agentes oxidantes tales como son el aire, la humedad y algunos reactivos químicos. Esto hace necesario racionalizar el manejo de los minerales para evitar pérdidas metalúrgicas. 126

127 El problema de la oxidación ha adquirido últimamente una nueva dimensión debido a estudios básicos que han puesto en evidencia que. en efecto, es necesario una pequeña oxidación para hacer flotables los sulfuros y que solamente la oxidación excesiva es contraproducente. Oxidación y flotabilidad de los sulfuros.- Hace ya varios años que investigadores tales como Taggart, Gaudin, Southerland y Wark se dieron cuenta de la importancia fundamental que el oxígeno tiene en la flotabilidad de los sulfuros y en el mecanismo de fijación de los colectores sobre su superficie. Estos trabajos han sido ampliados y profundizados en los últimos años por investigadores rusos tales como Glembotsky. Plaskin. Shvedov. Mitrofanov, Bessonovo y otros. Glembotsky estudió la dependencia entre el tiempo necesario para que una partícula de un sulfuro forme la unión con una burbuja de aire y el tiempo de contacto entre la partícula y el agua, como es lógico, la unión va a ser más rápida mientras más hidrofóbica es la partícula y viceversa: teóricamente, la unión se realiza en un tiempo infinito cuando la partícula es hidrofílica. Glembotsky construyó un aparato electrónico con el que podía medir con gran precisión el tiempo en que se realizaba la unión entre la partícula y al burbuja (tiempo de inducción) y que a veces no alcanzaba ni a algunas milésimas de segundo. 127

128 Cabe anotar que las superficies puras de los sulfuros son bastante hidrofílicas y que no adsorben satisfactoriamente los colectores. Por consiguiente, los sulfuros puros no flotan bien. Este comportamiento varía de una caso a otro por cuanto para los diferentes sulfuros es necesario una distinta cantidad mínima de oxígeno para activar su superficie. Felizmente, esta mínima cantidad ya está presente en el agua y no hay que introducirla artificialmente. La oxidación prolongada hidroliza las superficies de los sulfuros disminuyendo su flotabilidad FLOTACIÓN DE SULFUROS DE COBRE.El cobre ocupa el primer lugar entre los metales que se recuperan por flotación. La mayor parte proviene de los sulfuros tales como calcopirita, calcosina, bornita, covelina, tenantita, tetraedrita, enargita y varios otros. El resto proviene de minerales oxidados, tales como cuprita, malaquita, azurita, crisocola, calcantita, brochantita y otros. Hablando en forma general, los sulfuros de cobre son minerales de flotabilidad buena y pareja. Su flotabilidad natural empieza a disminuir sólo cuando son afectadas por la oxidación o por algunos fenómenos secundarios como son, por ejemplo, la depresión por lamas y productos de descomposición. Los estudios sobre la flotabilidad relativa de las distintas especies mineralógicas no llevan a conclusiones unánimes. Algunos autores indican que la calcosina 128

129 es el mineral más flotable, otros, que flota peor que la calcopirita y la bornita, otros, que la covelina o enargita son más flotables que los demás minerales. La verdad es, sin embargo, que la flotabilidad de las distintas especies varía de un yacimiento a otro y depende no sólo de suscambios superficiales sino también de sus condiciones geológicas de formación. Las formaciones primarias y más antiguas, tienen sulfuros de mayor flotabilidad que las formaciones posteriores secundarias, y ya, la de los sulfuros sujetos a la erosión y oxidación queda afectada en forma más notoria. En este sentido es preciso decir que, por ejemplo, la calcopirita o bornita primarias, igual que la tenantita o tetraedrita del mismo origen, son más flotables que la calcosina, covelina o bornita de origen secundario (enriquecimiento secundario en los cobres porfíricos). Los sulfuros de cobre, normalmente, están acompañados por los de fierro, principalmente en forma de pirita. La cantidad de esta pirita, varía dentro de límites considerables de un yacimiento a otro y puede estar presente en cantidades de 2-3% hasta 15 y 20%. La pirita es también muy flotable, particularmente en circuito ácido. Ya que existe en una proporción excesiva, generalmente se considera como un producto de desecho, y como acompaña a la mayoría de los sulfuros de cobre, hay que tomarla en cuenta en la metalurgia general de sus minerales. No es exagerado afirmar que el descubrimiento de un gran número de los reactivos de flotación y de los estudios teóricos 129

130 generales sobre el proceso se han efectuado con los minerales de cobre. Por esta razón y debido a la gran facilidad de flotación de los sulfuros de este metal, tenemos en este campo una tecnología muy simple y eficiente. En efecto, los minerales sulfurados de cobre flotan sin ninguna dificultad con cualquier colector sulfhídrico y con cualquier espumante. Tienen gran aceptación como colectores los xantatos, por una parte y los ditiofosfatos y el Z-200 por otra. Los primeros son más económicos, los segundos más eficientes. En lo que se refiere a los espumantes, es de mayor uso el aceite de pino, aunque también se emplean en grandes cantidades el ácido cresílico y a veces los alcoholes y espumantes sintéticos. La flotación de los su/furos de cobre se efectúa normalmente en un circuito alcalino de ph 9, para deprimir la pirita que los acompaña. Si hay problemas serios en la depresión de la pirita, se usa una alcalinidad más alta que puede llegar a ph 11,5 y 12 y la depresión se ayuda con pequeñas cantidades de cianuro. La alcalinidad se produce normalmente con cal, por razones económicas, pero hay casos en que se usa carbonato de sodio. 130

131 Una fórmula normal de flotación de sulfuros de cobre comprende, (por tonelada métrica de mineral tratado) en resumen: Colector 25 a 300 grs Espumante 25 a 250 grs Modificador 1000 a 4000 grs Tiempo de flotación 8 a 15 min. ph del circuito 9 a 12 Los resultados metalúrgicos del proceso son generalmente: Ley de la Cabeza 0,6 hasta 5% Cu Ley de Concentrado 20-50% Cu Ley del Relave entre 0,06y 0,25% Cu Recuperaciones entre 90 y 95% Razón de Concentración entre 10 y MINERALES DE PLOMO Y ZINC Los minerales de plomo y zinc se encuentran normalmente juntos y en la mayoría de los casos van asociados además con minerales de fierro, cobre, oro, plata y otros metales. El carácter complejo de estas menas y las particularidades metalúrgicas de sus distintos metales, hacen de este grupo uno de los más difíciles para la flotación selectiva. 131

132 El plomo se encuentra generalmente en forma de galena, aunque cuando existe oxidación de la mena pueden estar presentes la cerusita (PbCO3) y la anglesita (PbSO4). El zinc se encuentra en forma de esfalerita y menos frecuentemente como marmatita. En los casos de oxidación puede estar presente su carbonato; la smitsonita. El cobre, casi siempre se encuentra como calcopirita aunque hay casos en que aparece la tetraedrita, particularmente cuando hay plata. El oro se encuentra al estado nativo y forma inclusiones en la galena y la pirita. La plata se encuentra en la tetraedrita y otras sales. El fierro está en forma de pirita y pirrotita. El contenido metálico de estas menas es muy alto y la ganga no es a veces más que la mitad de la mena. La ganga puede ser ácida (cuarzo, silicatos) o alcalina (calcita, dolomita, siderita). Pueden estar presentes además pequeñas cantidades de bismuto y sales solubles de metales alcalinotérreos y pesados. La metalurgia de estos minerales está íntimamente ligada a los antecedentes geológicos de la mena y a su estado de oxidación. Esta última crea problema no sólo de disminución de recuperaciones, sino también interfiere en otros aspectos tal como la activación de la esfalerita por los iones de metales pesados, particularmente de cobre. En consecuencia, para llegar a un método de tratamiento 132

133 metalúrgico satisfactorio, hay que contemplar muchos factores y hacer estudios individuales de los minerales de cada yacimiento EJEMPLOS 1. Se tiene un mineral esfalerita finamente molido y mezclado con agua, que ocupan un volumen igual a 635 L; esta suspensión tiene una densidad de pulpa de 1200 g/l y el peso específico del mineral es igual a 3.6. Al mismo depósito se le adicionan 105 Kg de galena de peso específico igual a 4.9. Además se vierte una suspensión de densidad de pulpa igual a 1180 g/l y de volumen igual a 220 L (densidad del mineral a 3.0 g/cm3). Por último se le adicionan 80 L de agua. CALCULAR: A) La nueva densidad de pulpa de la suspensión (en g/l). B) El volumen que ocupan los minerales en un litro de la nueva suspensión. Solución ρ= a). 635 L suspensión ρ = 1200g/L 133

134 M = 1200 x635l M1 = g V1 = 635L b). M2 = g V2 = L c). M = 1180 x220l M3 = g V3 = 220 L d). M4 = g V4 = 80 L ρ= g g g g 635 L L L + 80 L ρ= (A) =. / g L a. %SS=23.07 MMineral = x MMineral = g esfalerita. V = L 134

135 b g de galena V = L c. %SS = MMineral = g x MMineral = g mineral V = L VMinerales = L (en la nueva suspensión) Por litro de suspensión: L ó cm3. 2. Un mineral galena contiene 13% de PbS, y se le desea separar de la ganga (se supone es SiO2); la instalación para su tratamiento es de 420 toneladas métricas por día. Los ensayos de laboratorio indican que el análisis del mineral que circula en el circuito de flotación es: Mineral a b c d e %PbS %SiO Estos resultados nos muestran que el concentrado final tiene una pureza aceptable, pero que las colas de las mismas han de ser 135

136 tratadas en las celdas ROUGHER, cuyas espumas concentradas han de ser devueltas a las celdas CLEANER. Igualmente los datos proporcionados por el laboratorio de pruebas experimentales indican que las relaciones y son las mejores para las celdas CLEANER y ROUGHER respectivamente; y que 6 y 11 minutos, igualmente, son los tiempos de contacto que mejores resultados dan. CALCULAR el número de celdas cleaner y rougher necesarias, si se utilizan celdas denver que tienen una capacidad de 1.2 m3 y consumen 4.25 CV por celda. Así mismo calcular la razón de concentración (R) y la extracción (E). 136

137 Solución Ley de Cabeza: 13% PbS (mineral) Se consideran 2 fases sólidas PbS y SiO2 (ganga) ρpbs = 7.5 g/cm3 ρsio2 = 2.65 g/cm3 Pe = 4.1 (mineral) Para resolver este problema se deben tener en cuenta los siguientes datos informativos: 1. ρ de los minerales a separar. 2. ρ del sólido o de la pulpa en la celda de flotación. 3. Composición de la alimentación y productos. 4. Dosificación de reactivos. 5. Tiempo de contacto (permanencia de la pulpa durante la flotación). 6. Tipo de celda: mecánica o neumática. 7. Capacidad deseada de producción. A. Cálculo de las Densidades Promedios de los Productos Minerales que circulan en el circuito de flotación. (Base 100 g). 137

138 = = / = = / = = / / / ó 2893 k / / / ó 2702 k / / / ó 2935 k / B. Efectuando Balance de Materia (Base 100 Kg); 100 Kg = 420 Tm por día. I. Balance General: A=B+E II. Balance en el bloque Cleaner: A+D=B+C III. Balance en el bloque Rougher: C=D+E Desarrollando las ecuaciones I. A=B+E B=A E 138

139 Aa=Bb+Ee Reemplazando: (100)(0.13) = (100-E)(0.8)+(E)(0.008) E = kg B = 15.4 kg II. C=D+E Cc=Dd+Ee Reemplazando: (D+84.6)(0.03)=(D)(0.15)+(84.6)(0.008) D=15.5 kg C=100.1 kg C. Determinación de volúmenes Base: 100 kg m3 mto. - Volumen que ocupa el bloque cleaner - Entra: A+D= kg Cálculo del volumen de los sólidos: Vs = =. / / m m3 Vs= m3 139

140 Relación líquido sólido en el bloque cleaner: = 2 Cálculo del volumen del líquido: VL L=(2)(S) WL=(2)(115.5 kg) WL=231 kg VL=0.231m3 VT=VS+VL VT=0.2709m3 Si en m kg 1m3 x x = kg/m ℎ ℎ 1 í = / 3 í 100 kg 420 tm/día 115 kg x x=485.1 tm/día 140

141 Volumen del bloque cleaner: # - í í # = =. = Volumen que ocupa el bloque rougher Entra: C=100.1 kg Cálculo del volumen de los sólidos: Vs = Relación líquido sólido: = 4 WL= (4)(100.1 kg) WL= kg VL= (400.4 kg)(1m3/1000 kg) VL= m3 141

142 VT= m3 Si en m kg 1m3 x x = kg ℎ ℎ 1 í 1000 = / 3 í 100 kg 420 tm/día kg x x = tm/día Volumen del bloque rougher: # : #. í = í. = : + =. 3 = 142

143 3. Se tiene el siguiente diagrama de circuitos de flotación y sus datos respectivos: DATOS: 143

144 Pe=4.2 Celdas flotación=0.9m3 cap. % % a b c d e BLOQUE CLEANER, θ=4 %SS=17.95 BLOQUE ROUGHER θ=7 ρpulpa=1165g/l %SS= CALCULAR a) # CELDAS de flotación del circuito. b) R y E. Solución a) A. Cálculo de las Densidades Promedios. ρa= Kg/m3 144

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