APLICACIONES DE NITRÓGENO COMO GAS DE FLOTACIÓN

INTRODUCCIÓN

La interacción de los minerales sulfurados y los metales nativos con los reactivos en un sistema de flotación, esta ampliamente determinada por los cambios en la superficie de las partículas como resultado de la acción del medio y los gases disueltos. La flotación de sulfuros es afectada por las condiciones de oxido-reducción de la pulpa [1], aunque existe alguna duda si es el ambiente oxidante o el tipo de oxidante es el que ejerce influencia en la flotación, el grado de oxidación de la superficie es especialmente importante cuando la flotación es efectuada con xantatos. Los productos formados afectan la flotación. Así, los sulfuros son inestables en la presencia de agua y aire, y el estado de su superficie después de la molienda no solo depende del equilibrio de las reacciones, sino de la cinética de la reacción. Mucha gente ha pasado por alto por muchos años el ambiente dentro de un molino y sus efectos durante el proceso de flotación. Hoy en día es posible establecer la relación entre el pH y el potencial de la pulpa en contacto con minerales sulfurados u otros minerales. Las condiciones físico-químicas antes de la flotación (chancado, molienda, acondicionamiento) tienen un efecto en la separación. En el proceso de flotación, para unas ciertas condiciones, la separación es dependiente del potencial de pulpa que se obtiene. El aire es adicionado usualmente como gas de flotación, y pocas veces ocurre que el ajuste de aire para un potencial en estado estable de una pulpa sea el adecuado para el proceso de flotación. Muchas veces el ajuste de aire para un potencial en estado estable no llega a obtenerse al inicio del proceso de flotación, principalmente cuando luego de tenerse condiciones reductoras durante la molienda, y el aire es adicionado de modo no esperado durante el transporte de la pulpa desde el molino hasta el circuito de flotación rougher. Es probable que el potencial de la pulpa sea menor que el valor necesario para la adecuada adsorción del colector, con lo cual se obtendrá una cinética de flotación muy lenta. Para algunas plantas, cambios en el flujo de aire para un potencial de pulpa por otro valor, puede dar una flotación más eficiente. El potencial puede ser cambiado por el uso de agentes oxidantes y agentes reductores, por el uso de nitrógeno o mezclas nitrógeno/aire para llevar a un incremento en el potencial de la pulpa luego de dejar el ambiente reductor de un molino, el cual contiene medios de molienda de acero. Emplear un agente oxidante o un agente reductor, y un apropiado gas puede reducir la adición del agente para obtener el potencial deseado. El nitrógeno es el gas que ha sido estudiado como mayor dedicación, y su aplicación en separación por flotación ha sido implantado como solución a muchos problemas cuando existe un mineral complejo. Las siguientes líneas mencionaran los principales usos de este gas en sistemas de flotación.

ASPECTOS ELECTROQUÍMICOS

Si un conductor, tal como los minerales sulfurados o metales [1], es sumergido en un medio acuoso, asumirá un potencial eléctrico con respecto al medio como resultado de las reacciones electroquímicas que ocurren en la interfase. Las reacciones, y consecuentemente la diferencia de potencial son dependiente de la naturaleza del mismo mineral o metal, y la de las actividades de las especies en la fase acuosa.

Reacciones anódicas:

Oxidación del metal Me = Me+2 + 2e- Oxidación del mineral y formación de azufre MeS = Me+2 + So + 2e- Oxidación del xantato 2X- = X2 + 2e- Oxidación del anión S-2 = So + 2e-

Reacciones catódicas:

Reducción de oxígeno 1/2O2 + H2O + 2e- = 2OH- Reducción del catión Me+2 + 2e- = Me

En el último caso del proceso reducción, las concentraciones de iones metálicos más electronegativos que el metal contenido en la fase mineral/metal es baja, de modo que la reducción de oxigeno es la principal reacción. Si se considera un mineral simplemente (ver Fig. 1), los procesos anódicos y catódicos ocurrirán en sus respectivas áreas y la corriente fluirá entre estos dominios (Ia e Ic).

Fig. 1 Representación de la creación de dominios anódicos y catódicos (Adaptado de [1])

Las interacciones entre la superficie de los conductores son llamadas galvánicas. Ellas se deben a la diferente actividad electroquímica que hay entre los sólidos presentes. La combinación de una superficie catódica (aceptor de electrones) y una anódica (donante de electrones) resulta en la creación de una celda galvánica. La existencia de un conveniente oxidante, tal como oxígeno disuelto, favorece la creación de la corriente galvánica sirviendo como último aceptor de electrones [2]. Tales reacciones pueden limitarse u ocultarse bajando la actividad del oxígeno en el agua o incrementando el pH de una solución. La actividad electroquímica de los minerales esta caracterizada por su potencial en reposo (potencial alcanzado espontáneamente por el mineral en una solución acuosa). El mineral con el mayor potencial en reposo actúa como cátodo, mientras que otro con más bajo potencial en reposo es el ánodo. Durante el proceso de flotación las interacciones galvánicas tienen una influencia significante puesto que existe una mezcla de sólidos con diferente actividad electroquímica, tales como los sulfuros, y los metales originados por la corrosión de los medios de molienda (aleaciones de acero). Los últimos son más anódicos que los sulfuros, consecuentemente afectan la selectividad del proceso. La siguiente figura representa el mecanismo de las interacciones galvánicas y las posibles reacciones durante el contacto de dos sulfuros o con medios de molienda (barras, bolas). Los iones OH- son producidos sobre la superficie del mineral catódico, obteniéndose su depresión durante la flotación, mientras que el azufre elemental que se forma en el sulfuro anódico puede incrementar su hidrofobicidad y en algunos casos promover la flotación sin colector. El ambiente de la molienda favorece las anteriores reacciones [3,4].

Fig. 2 Modelo electroquímico para las interacciones galvánicas: mineral/mineral y mineral/medio de molienda (Adaptado de [2])

El potencial en reposo de los minerales sulfurados ha sido ampliamente estudiado. De todos ellos la pirita tiene el mayor potencial en reposo (según Rao y Finch [5], 424 mV a pH 6 vs. SHE, electrodo de hidrogeno). Este mineral puede ser considerado como el menos electroquimicamente activo o el más catódico. Por el contrario, la esfalerita tiene un potencial en reposo de 188 mV presentando alta reactividad. Los electrones fluyen del mineral menos

catódico hacia el más catódico, así, la pirita sirve como aceptor de de electrones. El mineral menos catódico pierde electrones, por ejemplo, el sulfuro es oxidado formando azufre. Generalmente, las interacciones galvanicas modifican la superficie del mineral y afectan la habilidad del mineral para electro catalizar las reacciones de transferencia de carga. Entonces, ellas pueden interferir con la flotación de sulfuros con colectores sulfhídrilicos; en las reacciones galvánicas la presencia de oxigeno es esencial como aceptor de electrones. Como se mencionó, las reacciones pueden limitarse disminuyendo su actividad a valores muy bajos (< 0.5 ppm). Un conveniente método de disminuir la actividad del oxigeno es por nitrogenación. Menores actividades de oxigeno llevan a potencial más bajos de pulpa (Ep). Si el potencial es traído dentro del rango 60<Ep<200 mV (electrodo de hidrogeno), la formación de dixantogeno es limitada. Así, por ejemplo, la formación de una película hidrofóbica en la pirita puede limitarse mientras la flotación de galena ocurrirá mientras el potencial permanezca en el rango mencionado [6].

APLICACIONES DE NITRÓGENO

Los efectos químicos de los gases durante la flotación han sido estudiados desde tiempo atrás [7], así, el oxígeno actuando como aceptor de electrones contribuye significantemente en la flotación de sulfuros por colectores sulfhidrilicos. La presencia de nitrógeno cambia el potencial en reposo de la pirita hacia valores mas catódicos, mientras que el oxígeno mantiene el potencial del sistema pirita-xantato hacia valores más anódicos, lo que es favorable para la electro oxidación del xantato a dixantogeno. Como resultado, se obtiene el contacto de la burbuja con el mineral [8, 9, 10, 11, 12]. En flotación a nivel industrial, el uso de potencial otros gases distintos al aire ha sido reportado cada cierto tiempo [13]. De todos los gases, el nitrógeno parece tener las mayores posibilidades de aplicación debido a su disponibilidad, como producto (de plantas de oxígeno) barato de producir. Desde que es químicamente inerte y pobremente soluble en agua, es poco probable que se como se consuma en las reacciones. Aunque el nitrógeno no interactúa ni electroquimicamente ni químicamente con alguno de los constituyentes de la pulpa de flotación, actúa significamente influenciando el comportamiento de los sulfuros durante su flotación. Esta actividad puede ser atribuida a la expulsión del oxígeno disuelto desde la pulpa, y cuyo efecto es más exitoso cuando el nitrógeno es pasado por un tiempo adecuado de acondicionamiento. El nitrógeno es responsable de: - Cambiar el estado de hidratación de la superficie de los minerales. - Variar los gases disueltos en la química de superficie de los minerales. - Mantener los potenciales catódicos. - Influenciar las interacciones galvánicas. La adsorción de un gas en una superficie es posible por adsorción física. La presencia de una fina película gaseosa en un mineral disminuye sus características de mojabilidad y altera la adsorción de los reactivos de flotación. También, como película de gas, facilita el contacto mineral-burbuja [14].

a) Separación Molibdenita - Chalcopirita

La flotación de minerales usando nitrógeno es comúnmente aplicada en la separación molibdenita-chalcopirita. El predominante esquema es deprimir el cobre y aprovechar la rápida flotación de la molibdenita para efectuar la separación [15]. En orden de efectuar la flotación diferencial es necesario deprimir el sulfuro de cobre por la adición de un depresor como el sulfuro de sodio o el sulfhidrato de sodio. La chalcopirita puede reducir su flotabilidad cuando el potencial redox toma un valor más negativo a -250 mV (electrodo de calomel). El valor óptimo esta en el rango de -450 mV a -500 mV. La adición de aire resulta en la oxidación del ion sulfuro obteniéndose un politionato menos efectivo. Ver Figuras 3 y 4.

Fig. 3 Porcentaje de cobre deprimido (Tomado de [16])

Fig. 4 Relación entre el cobre deprimido y el potencial de la pulpa de flotación (Tomado de [16])

Asi mismo, el CO2 puede ser usado para controlar la textura de las espumas mediante el control del pH (ver Fig. 5). Si el pH es muy bajo (menos de 8.5), el acido sulfhídrico será liberado. Si bien es cierto que la molibdenita es hidrofóbico por naturaleza, una pequeña adición de fuel oil puede ser beneficioso.

Fig. 5 Dos tipos de espumas: Heavy Porridge, izquierda; Light Porridge, derecha; obtenidas bajo diferentes condiciones de operación durante flotación de

Molibdenita.

b) Flotación Cobre-Níquel

La Pentlandita (Ni,Fe)9S8, esta siempre asociado con la pirrotita Fe1-xS, y esta también a menudo asociado con la chalcopirita, cubanita, y otros sulfuros de hierro y níquel, y también con algunos arseniuros (nicolita NiAs, gersdorffite NiAsS). El principal propósito de usar nitrógeno es prevenir la excesiva oxidación de los sulfuros, principalmente de la pirrotita como portadora de níquel [17 ,18]. La mejor acción del nitrógeno puede ser obtenida cuando su adición empieza en la etapa de molienda y continúa durante la flotación. La Fig. 6 muestra la rapidez de la recuperación de níquel en nitrógeno bajo dos condiciones: (a) laboratorio, y (b) nivel industrial. Según Bogdanov [17], la molienda y la flotación en ambiente de nitrógeno proveen un incremento de 3% en la recuperación de níquel y cobre. Este efecto es más notorio en minerales diseminados de alto grado. En la Fig. 6(b) se aprecia el efecto negativo de la oxidación durante la molienda. De este modo, es necesario ofrecer condiciones que prevengan la excesiva oxidación durante la molienda.

Fig. 6 Recuperación de níquel en flotación con nitrógeno, y con aire, a) condiciones de laboratorio; b) flotación a gran escala (Adaptado de [17])

c) Flotación Cu-Pb desde un bulk Cu-Pb-Zn-Pirita

La flotación de minerales plomo-cobre-zinc es uno de los problemas más complicados en la metalurgia de los metales base. El problema es aún más difícil cuando el contenido de cobre, plomo, y el de zinc es suficiente como para justificar la obtención de tres concentrados. Estos minerales suelen referirse como sulfuros complejos. Los problemas de flotación son por lo general de origen geológico. Las características de un depósito tienen influencia en el tratamiento metalúrgico. Asi, alguna alteración en la superficie del mineral es de gran importancia, pues la flotación es un fenómeno superficial. La flotación selectiva de sulfuros de plomo-zinc ha sido practicada por muchos anos. Desafortunadamente, esta práctica no es siempre aplicable con facilidad a minerales cobre-zinc debido a la similar flotabilidad de los sulfuros de cobre y zinc. Esto es especialmente cierto cuando la oxidación ha causado la disolución de algo de cobre. La flotación bulk seguida por la separación de cobre, plomo, y zinc es comúnmente empleada. La flotación selectiva en tres etapas fue un tratamiento inicial de minerales cobre-plomo-zinc [19]. Actualmente esta práctica es muy rara vez empleada, la técnica preferente es selectivamente flotar un concentrado bulk cobre-plomo con la depresión del zinc, y del hierro (esfalerita, pirita); seguida por la reflotación de las colas cobre-plomo para la selectiva recuperación de zinc del hierro y otros minerales. Cuando el mineral es muy complicado, puede ser posible flotar un concentrado bulk cobre-plomo-zinc-pirita seguido por la flotación cobre-plomo con la depresión del sulfuro de zinc. El sulfuro de sodio puede ser usado en concentración de minerales polimetálicos cobre-zinc como un desorbente. Un consumo alto de Na2S es indeseable por razones ambientales y económicas. Algunas veces, es requerido un consumo alto para la desorción del colector, pero muchas veces se puede incrementar la perdida de metales en diferentes concentrados. Ante esta situación, el nitrógeno es una alternativa interesante. En la referencia [17] se menciona el uso de nitrógeno como gas de flotación tratando un mineral polimetálico de Leninogorsk. La prueba con el concentrado Cu-Pb-Zn-Pirita mostró que en atmósfera de nitrógeno, el consumo de Na2S puede ser reducido aproximadamente dos veces. Durante la prueba comparativa con aire y nitrógeno se emplearon los siguientes reactivos: sulfuro de sodio 1.5 a 4 kg/t, carbón activado 2 a 4 kg/t, sulfato de zinc 3 kg/t, cianuro de sodio 0.18 kg/t, cal 0.35 kg/t. la siguiente tabla muestra que la recuperación total de los tres metales en la prueba con nitrógeno es mas alta.

Tabla 1. Flotación Cu-Pb desde un bulk Cu-Pb-Zn-Pirita del deposito de Leninogorsk; pruebas efectuadas en proceso continuo (Adaptado de [17])

d) Separación Plomo-Cobre

En este caso un concentrado plomo-cobre es separado en dos productos, un concentrado de plomo, y un concentrado de cobre. El éxito de la separación empieza con la flotación empleada en obtener el concentrado bulk plomo-cobre [20]. Un alto grado de selectividad debe de lograrse en la flotación rougher

o de lo contrario la esfalerita y la pirita serán promovidas y quedaran reportadas al concentrado bulk produciendo una inestable proporción plomo/cobre. Si los minerales de cobre y plomo están altamente activados, la separación será difícil. El cianuro de sodio es el mas efectivo depresor para el cobre (chalcopirita) cuando la razón plomo/cobre es menor o igual a 1. Cuando la proporción es mayor que 1, el plomo es usualmente deprimido. El carbón activado es un reactivo químico que puede mejorar la separación removiendo colector residual de la superficie, y también actuando como modificador de espumas [21]. Una inadecuada dosificación de carbón activado disminuye la flotación de la galena. Bogdanov [17], investigó el efecto del nitrógeno en la separación cobre-plomo, y averiguó que la eficiencia de separación puede optimizarse y el consumo de cianuro puede reducirse a casi 50%. La Fig. 7 muestra el efecto del cianuro en la eficiencia de separación en flotación bajo aire y bajo nitrógeno.

Fig. 7 Efecto del Cianuro en la eficiencia de separación por flotación en aire y en nitrógeno (Adaptado de [17])

La adición de cianuro puede ser monitoreada por el potencial de pulpa. Cuando este valor es más negativo que -250 mV (electrodo de calomel), la flotación de cobre será deprimida. En otras palabras, la separación de galena de chalcopirita puede ser hecha en condiciones reductoras [22]. Xantato puede adicionarse para una mayor recuperación de plomo.

e) Sulfuros de Cobre

Usando nitrógeno para eliminar el oxígeno disuelto dentro de la pulpa de flotación, y por un cuidadoso control del proceso de sulfidizacion, es posible incrementar la recuperación de chalcocita, chalcopirita, bornita, y covelita, los cuales se quedan en parte en los relaves. El proceso implantado por Gases BOC se llama Maxifloat TM [23]. Es sabido que una significante proporción de metales perdidos en los relaves de flotación están liberados dentro de cierto rango de tamaño, y que normalmente deberían ser flotables. En una mina de cobre estos minerales incluyen a los sulfuros primarios y a los secundarios de cobre. El valor de la perdida de estos metales justifica la aplicación de un proceso capaz de mejorar su recuperación. Los metalurgistas generalmente aceptan que los sulfuros valiosos presentes en los relaves están oxidados en mayor o menor grado. La naturaleza de esta oxidación es usual de presentarse como superficies manchadas o como capas de oxido superficial sobre los sulfuros primarios. El proceso de oxidación de los sulfuros ocurre durante las diferentes etapas de su procesamiento: en la mina misma (intemperismo), durante las operaciones de minado, en el apilamiento, en el chancado, en la molienda, y en la flotación. Las reacciones de oxidación provienen de la presencia de oxidantes así como por las interacciones galvánicas entre los sulfuros, medios de molienda, y especies en solución. Los resultados de 10 investigaciones a nivel laboratorio se muestran en la siguiente tabla:

Tabla 2. Resultados de las pruebas de Flotación (Tomado de [23])

La técnica de la aplicación de acondicionamiento MaxifloatTM incorpora los siguientes aspectos: - Se aplica antes de la flotación rougher o scavenger. - El nitrógeno se adiciona para controlar el contenido de oxígeno disuelto antes y después de la sulfidizacion. - Durante la sulfidizacion suficiente agente sulfidizante es adicionado para mantener un potencial (Es) deseado, típicamente entere -300 mV a -600 mV. - La aeración después de la sulfidizacion puede ser ventajosa para promover las reacciones del colector.

f) Flotación de Pirita

Según Martin [24], la flotabilidad de la pirita puede optimizarse después de un acondicionamiento con nitrógeno. Dicha afirmación se verifico a nivel laboratorio en un mineral cobre-plomo-zinc-pirita de New Brunswick. Como se ha mencionado, la pirita toma electrones luego estar en contacto con otros sulfuros, y como resultado el potencial de pulpa obtenido disminuye la flotación de la pirita. La presencia de oxígeno parece ser esencial en esta cupla galvánica, pues al ser un aceptor de electrones, reacciona con los electrones transferidos para formar iones OH-. El uso de nitrógeno puede interrumpir este efecto galvanico. La Fig. 8 muestra los resultados obtenidos durante las pruebas.

Fig. 8 Efecto del nitrógeno en la recuperación de la Pirita durante la prueba con el mineral de New Brunswick (Adaptado de [24])

Tabla 3. Gas de Flotación empleado en las pruebas

Los resultados positivos obtenidos en el trabajo anterior fueron confirmados en pruebas piloto corridas con pulpa fresca de un mineral cobre-plomo-zinc-pirita de Kidd Creek Mines [25]. En la misma planta se levantó una columna de 50 mm de diámetro y 10.5 metros de alto. La alimentación (colas de plomo) se mantuvo entre 0.7 a 1.5 lt/min, y con contenido de sólidos de 15%. El xantato se adiciono después de 5 minutos de acondicionamiento con el requerido gas e inmediatamente se alimentó a la columna. Los resultados obtenidos están resumidos en la siguiente tabla.

Tabla 4. Flotación de pirita de las colas del rougher plomo en Kidd Creek Mines (Tomado de [25])

La remoción de oxigeno trae tres consecuencias que hacen posible la flotación de pirita: a) los efectos galvánicos son debilitados; b) la formación de iones OH- es minimizada; y c) la absorción de xantato es posible luego de removerse los iones OH-.

g) Flotacion Inversa de Pirita

Existen varias referencias [26, 27, 28] sobre la flotación inversa de la pirita desde un concentrado de zinc. El proceso trata un concentrado de zinc de 40-50% teniendo como principal impureza a la pirita. La primera etapa es calentar la pulpa a 85-90oC y adicionar bisulfito de sodio. La flotación inversa requiere la destrucción del xantato hidrofóbico el cual probablemente es xantato de cobre. Bajo la acción del calor, las reacciones de descomposición del xantato son aceleradas. Después del acondicionamiento, la pulpa puede diluirse a cerca de 35-40% de sólidos mediante la adición de agua fría,

teniéndose una pulpa de 50oC en el circuito de flotación inversa [27]. En estas celdas, la pirita y los íntercrecimientos esfalerita/pirita son flotados y la esfalerita es deprimida. El xantato es adicionado durante la flotación, y el espumante se agrega solo si la apariencia de la espuma necesita ser mejorada. En la referencia [29] se menciona el uso de nitrógeno como gas de flotación durante la flotación inversa de la pirita desde un concentrado de zinc obtenido en la concentradora Flin Flon (Canadá). Xu empleo una celda portátil (Ver Fig. 9).

Fig. 9 Circuito para la flotación de Pirita en Flin Flon (Adaptado de [29])

Durante las pruebas el concentrado de zinc varió en composición: 50-55% Zn, 8-15% Fe, y 0.8-1.2% Cu, (los principales sulfuros son esfalerita, pirita, y chalcopirita). Durante la flotación de esfalerita se empleó xantato amilico, espumante DF-250, sulfato de cobre, y cal; el pH del concentrado de zinc varió de 9 a 11. Una combinación dos niveles de pH (pH 5.5. y 7 regulados con SO2), y temperatura (60 y 80oC controlada por vapor) durante el acondicionamiento, y tres niveles de composición de gas (aire, 95% N2, 100% N2) en las pruebas de flotación. Ver Fig. 10 y 11. Para todas las condiciones comparadas con el uso de aire, 95% N2,o 100% N2 dieron la mayor recuperación de pirita, teniendo solo una perdida de 3% de esfalerita, y obteniendo un aumento de cerca de 10% en la recuperación de la pirita aun bajo las condiciones mas severas. El oxígeno parece ser necesario en el acondicionamiento para desactivar la esfalerita pero su ausencia durante la flotación favorece la recuperación de la pirita.

Fig. 10 Recuperación de Pirita vs. Esfalerita en el concentrado de Pirita a pH 7, y 60ºC (Adaptado de [29])

Fig. 11 Recuperacion de Pirita vs. Esfalerita en el concentrado de Pirita a pH 5.5 y 80º C (Adaptado de [29])

Según Xu, la mejora de la flotación de la pirita esta relacionada a los bajos niveles de oxígeno, los cuales se pueden lograr durante el acondicionamiento, y manteniendo la flotación con nitrógeno. En las pruebas se confirmó que la depresión de la pirita permanece reversible aún después de prolongada exposición al aire (en el circuito de flotación), y después del tratamiento calor/SO2. La descomposión de la película hidrofóbica se presume que fue exitosa. Así mismo, debe mencionarse, que el oxígeno puede tener dos roles, inicialmente se requiere para decomponer el xantato, y su posterior ausencia permite que el xantato favorezca la flotación de la pirita.

h) Mineral Aurifero

Algunas veces el oro es difícil de recuperar debido a que se encuentra asociado con sulfuros [30] en tal grado que puede ser considerado intratable a las técnicas de recuperación usuales. Los factores que pueden afectar la flotabilidad del oro libre son el tamaño de partícula, su condición física superficial, la condición química de su superficie, composición, el colector usado, y muchas veces el tipo de celda de flotación [31]. La hidrofobicidad del oro es mejorada por la adición de colectores tales como los xantatos. El mecanismo al que se alude en la mejora de la hidrofobicidad con colectores es similar al de la pirita, los aniones del colector se oxidan en la superficie del oro para formar dimeros. La superficie conductora del oro facilita la transferencia de electrones. Esta acción catalítica es influenciada por las reacciones galvánicas que ocurren durante la molienda [32]. Así, el problema de la flotación del oro esta en relación directa con el oxigeno presente en el aire común y corriente, pues favorece la oxidación de los sulfuros desde la etapa de molienda, y sigue durante la flotación [33]. El uso de nitrógeno en la flotación de oro es posible. Woods [34] hace referencia a un proceso usado en Lone Tree, y en el proyecto Tonkin Spring. El proceso ha sido desarrollado por Newmont Technologies y es llamado N2Tec®. El proceso es usado para recuperar oro refractario mediante flotación, y haciendo uso de nitrógeno como portador del gas de flotación. En la referencia se menciona que el uso de nitrógeno inhibe la oxidación de las partículas finas, y la medida del potencial de pulpa es clave para efectuar el control del proceso. Gathje [35], ha mostrado los beneficios del nitrógeno como gas de flotación. La Fig. 12 muestra las leyes de oro en los relaves de flotación empleando aire y nitrógeno. Es clara la ventaja del nitrógeno.

Fig. 12 Leyes de los relaves de Flotación vs. Tamaño de partícula en flotación con aire y con nitrógeno (Tomado de [32])

CONCLUSIONES

- Muchos avances se han efectuado para comprender la flotación de sulfuros desde un punto de vista electroquímico. La información obtenida ha sido empleada por muchos investigadores para reconocer y solucionar problemas en plantas de flotación, y poder desarrollar nuevas estrategias de flotación que puedan tratar sulfuros complejos por flotación.

- El aire es el más importante gas en la flotación de minerales, pero el uso de otro gas en lugar de el o junto a el, esta ganando más atención cada vez más. El nitrógeno aparece como la principal opción.

- El uso de nitrógeno en lugar de aire llevada a marcados cambios en la flotación de sulfuros. El punto inicial esta en comprender la electroquímica del sistema de flotación. El ambiente oxidante tiene un importante efecto en la flotación, así, cambios en las condiciones oxidantes afectan las condiciones electroquímicas que ocurren en la molienda, y finalizan en el circuito de flotación.

- Una de las primeras aplicaciones del nitrógeno en la flotación fue la separación por flotación de la molibdenita de la chalcopirita a partir de un concentrado de cobre. El consumo del depresor de cobre fue reducido, y la eficiencia de separación fue mejorada, con lo cual fue posible obtener mejores grados en los concentrados de molibdeno.

- Varias aplicaciones de nitrógeno en sistemas de flotación tales cobre-níquel, cobre-plomo-zinc-pirita, sulfuros de cobre, pirita-esfalerita, y oro en sulfuros, han sido investigadas y algunas de ellas son usadas industrialmente.

REFERENCIAS

1. Kocabag, D. and Smith, M.R. The Effect of Grinding Media and Galvanic Interaction upon the Flotation of Sulphide Minerals. In Complex Sulphides (edited by A.D.Zunkel, R.S. Boorman, A.E. Morris and R.J. Wesley). The Metallurgical Society, New York, 55-82, 1985.

2. Kydros, K.A., Matis, K.A. and Sphatis, P.K. The Use of Nitrogen in Flotation, in Flotation Science and Engineering (Ed. K.A. Matis), Marcel Dekker, New York, 473-491, 1995.

3. Johnson, N.W. Oxidation-Reduction Effects in Galena Flotation: Observations on Pb-Zn-Fe Sulphides Separation. Trans. Instn. Min. Metall., 91, C32 - C37, March 1982.

4. Johnson, N.W. and Munro, P.D. Overview of Flotation Technology and Plant Practice for Complex Sulphide Ores. Society of Mining, Metallurgy & Exploration, Inc. Vol. 1. 1097-1123, 2002.

5. Rao, S.R. and Finch, J.A. Galvanic Interactions Studies on Sulphide Minerals. Canadian Metallurgical Quarterly, Vol. 27, No 4, 253-259. 1988. 6. Rao, S.R., Martin, C.J., Sandoval, I., Leroux, M. and Finch, J.A. Possible Applications of Nitrogen Flotation of Pyrite. In Minerals, Materials and

Industry (Ed. M.J. Jones) Institute of Mining and Metallurgy, 285-293. 1990. 7. Plaskin, I. Interaction of Minerals with Gases and Reagents in Flotation. AIME Trans, Vol. 214, 319. March 1959. 8. Peng, Y., Grano, S., Fornasiero, D., Ralston, J. Control of Grinding Conditions in the Flotation of Galena and its Separation from Pyrite. International

Journal of Mineral Processing. 70: 67-82. 2003 (a). 9. Peng, Y., Grano, S., Ralston, J., Fornasiero, D. Towards Prediction of Oxidation During Grinding I. Galena Flotation. Minerals Engineering, 15: 493-

498. 2002. 10. Peng, Y., Grano, S., Fornasiero, D., Ralston, J. The Effect of Grinding Conditions on Fine Galena Flotation and Separation from Pyrite. XXII

International Mineral processing Congress. Cape Town, South Africa. 2003. 11. Seke, M.D. Optimization of the Selective Flotation of Galena and Sphalerite at Rosh Pinah Mine. Ph.D. Thesis, University of Pretoria. South Africa.

2005. 12. Kant, C. The Effect of Pulp Potential and Surface Products on Copper Mineral Flotation. M. Eng. Thesis. Mc Gill University, Montreal, Canada. 1997. 13. Rao, S.R., Martin, C.J., Sandoval, I., Leroux, M. & Finch, J.A., Possible Application of Nitrogen Flotation of Pyrite; in Minerals, Materials and Industry

(Ed. M.J. Jones); Institute of Mining and Metallurgy, 285-293. 1990. 14. Yuan, X.M., Palsson, B.I., Forssberg, K.S.E. Flotation of a Complex Sulphide Ore I. Cu/Fe Selectivity Control by Adjusting Pulp Potential with

Different Gases. Int. J. Min. Proc., 4, 181-204, 1996. 15. Agar, G.E. Copper Sulphide Depression with Thioglycollate or Trithiocarbonate. CIM Bulletin, 43-46. December 1984. 16. Delaney, J.F. Separation of Molybdenum Sulfide from Copper Sulfide with Depressants. U.S. Patent No 3,655,044. 1972. 17. Bogdanov, O.S. Yeropkin, Yu. I. & Leonov, N. B., The Use of Antioxidants and Nitrogen in Complex Sulphide Ore Separation, XVIII Int. Min. Proc.

Congress, Dresden, Vol. II, 83-92, 1991. 18. Agar, G.E., Khan, F., Marcovich, B., Mukherjee, A., Shea, B., and Kelly, C. Laboratory Flotation Separation of Inco Bulk Matte. Minerals

Engineering. Vol. 9, No 12, 1215-1226, 1996. 19. Bulatovic, S.M., Wyslouzil D.M., Selection of Reagent Scheme to Treat Massive Sulphide Ores. In Complex Sulphides (edited by A.D.Zunkel, R.S.

Boorman, A.E. Morris and R.J. Wesley). The Metallurgical Society, New York, 101-137, 1985. 20. McQuiston, F.W. Pb-Zn-Cu: How Flotation's Most Difficult Separation Is Being Done. Mining World. 49-52. February, 1958. 21. Meech, J.A., Paterson, J.G. Improvements in Copper/Lead Separation with Activated Carbon. Society of Mining Engineers. Transactions, Vol. 264,

1758-1767, 1978. 22. Guy, P.J, Trahar, W.J. The Effects of Oxidation and Mineral Interaction on Sulphide Flotation. In: Forssberg, K.S.E. (Ed.), Flotation of Sulphide

Minerals, Elsevier, Amsterdam, pp. 91-110, 1985. 23. Clark, D.W., Newell, A.J.H., Chilman, G.F., Capps, P.G. Improving Flotation Recovery of Copper Sulphides By Nitrogen Gas and Sulphidisation

Conditioning. Minerals Engineering. Vol. 13, No. 12, 1197-1206, 2000. 24. Martin, C.J., Rao, S.R., Finch, J.A. & Leroux, M., Complex Sulphide Ore Processing with Pyrite Flotation by Nitrogen; Int. J. Min. Proc., 26, 95-110,

1989. 25. Martin, C.J., Finch, J.A. & Rao, S.R., Pilot Flotation Column test of Nitrogen Flotation of Pyrite in Pyrite/Sphalerite Separation; Trans. Inst. Mining &

Met., Sec. C, 99, C115-C116, 1990. 26. McTavish, S. Flotation Practice at Brunswick Mining. CIM Bulletin, 115-120, February, 1980. 27. Ese, H. Reverse Flotation Process Used on Pyrite Complex Ores. In: Forssberg, K.S.E. (Ed.), Flotation of Sulphide Minerals, Elsevier, Amsterdam,

317-334. 1985. 28. Tylar, P. The Use of Reverse Cleaning in Testwork on Currawong Copper-Zinc Ore. The AusIMM Proceedings. No1, 1-7, 1999. 29. Xu, M., Finch, J.A., Rao, S.R., Lin, D. Reverse Flotation of Pyrite from a Zinc-Concentrate Using Nitrogen. Minerals Engineering, Vol. 8, No 10,

1159-1173. 1995. 30. Marsden, J. and House, I. The Chemistry of Gold Extraction. Published by Ellis Horwood, New York, 1992. 31. Chryssoulis, S., Venter, D., Dimov, S. On the Floatability of Gold Grains. Proceedings 35th Annual Meeting of the Canadian Mineral Processors.

Paper 28. Otawa, Ontario, Canada. 455-472, 2003. 32. Teague, A.J., Van Deventer J.S.J., Swaminathan, C. The Effect of Galvanic Interaction on the Behaviour of Free and Refractory Gold During Froth

Flotation. Int. J. Min. Proc., 57, 243-263, 1999. 33. Berglund, G. & Forssberg, R.S.E., Influence of Different Gases in Flotation of Sulphide Minerals. In Advances in Coal and Mineral Processing Using

Flotation (Eds. S. Chander and R.R. Klimpel), AIME, 71-76,1989. 34. Woods, R. Electrochemical Potential Controlling Flotation. Int. J. Min. Proc., 72, 151-162, 2003. 35. Gathje, J., Simmons, G. Method for Processing Gold bearing Sulphide Ores Involving Preparation of a Sulphide Concentrate. U.S. Patent 5,653,

945. 1997.