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IMPACTO DE FACTORES HIDRODINÁMICOS DE FLOTACIÓN SOBRE LA RECUPERACIÓN DE PLATA Y PLOMO EN MINERA FRESNILLO

Por: Ing. J. Omar Godínez Reveles e Ing. Mario L. Franco Soto, Flottec México Ing. Juan J. Anes Rojas, Flottec LLC, y Ing. Adrián Tolentino Licona, Minera Fresnillo.


Resumen

Las teorías de hidrodinámica de flotación se han desarrollado por cerca de 15 años a nivel de planta y laboratorio; sin embargo, pocos profesionales en el mundo están usando este conocimiento para controlar sus plantas. Este estudio muestra una aplicación práctica de las herramientas hidrodinámicas de flotación desarrolladas por Flottec, McGill y otros investigadores, mostrando la utilidad de la hidrodinámica asociada a las prácticas operacionales, la cual se trabajó en conjunto con un diseño de experimentos (DOE) a nivel de planta.

Minera Fresnillo, una de las principales plantas productoras de plata del mundo, ha decidido ser el primer Champions en aplicar estos conceptos a nivel de planta y en asignar recursos para continuar desarrollando este trabajo en las etapas que vienen. 

El objetivo del estudio fue crear una herramienta preliminar de control de procesos a nivel de la primera celda de la flotación primaria del circuito de plomo, para expandirla en el futuro a toda la planta. Permitió determinar ecuaciones matemáticas que describen las relaciones entre las variables de proceso e hidrodinámicas para aumentar la recuperación de plata mientras que disminuya la cantidad de insoluble al concentrado.

La investigación se desarrolló usando diseños de experimentos con tres variables (nivel de espuma, adición de espumante en ppm, y flujo de aire en cm/s) para observar los cambios en la recuperación de plata y plomo por clases de tamaño. 

Aplicando conocimiento Six Sigma se muestra que el grado de concentrado y recuperación de plata, en la primera celda del banco de flotación primaria de plomo, son influenciadas por la retención de gas en la pulpa (Eg), velocidad superficial de gas (Jg), nivel de espuma, velocidad de derrame y ley de alimentación. El diámetro de burbuja y la velocidad superficial de gas se estimaron de ecuaciones presentes en la literatura y se probó que estas son capaces de modular las variables de respuesta del sistema. 

El trabajo ha terminado en su fase inicial y ha dado pie a que se desarrollen más investigaciones tales como probar las nuevas ecuaciones de control a nivel de planta y encontrar un espumante más adecuado a la dinámica de operaciones de Fresnillo, que permita incrementar la cantidad de gas retenido en la pulpa mientras que provea de espuma que pueda recolectar partículas gruesas y finas.

Introducción

Fresnillo es una empresa minera mexicana que procesa mineral polimetálico en un circuito de flotación deferencial para producir concentrado de plomo y de zinc. Tiene el propósito de optimizar el rendimiento metalúrgico en su concentrado de plomo para poder lograr dos objetivos:

ν Hacer que la plata reporte principalmente al concentrado de plomo.

ν Disminuir la cantidad de insoluble y zinc reportando al concentrado de plomo.

Una manera de lograr esta finalidad es operando el circuito para que la primera celda de flotación primaria produzca concentrado final, lo cual aliviaría las cargas circulantes en el resto del proceso.

Este documento describe el trabajo desarrollado a nivel de planta (en la primera celda de flotación primaria del circuito de plomo), para probar la utilidad de la teoría hidrodinámica de Flottec, asociada al efecto de los reactivos y a las prácticas operacionales. 

Se utilizó un medidor de gas retenido (Eg -Gas hold up, en inglés), una serie de ecuaciones empíricas y datos operacionales para ejecutar un diseño de experimentos con el fin de analizar el cambio del grado de concentrado y recuperación de plata en la primera celda del banco de flotación primaria al modificar:

ν La altura de espuma en la celda (He).

ν Velocidad superficial del gas de flotación (Jg).

ν Dosis de espumante (ppm).

La solución al desafío de Fresnillo no se enfocó en cambiar reactivos sino en optimizar y entender la situación actual. El equipo de trabajo concluyó que este reto tiene muchas interacciones por lo cual decidió llegar a una solución a través de un proceso en etapas. 

Los siguientes son los puntos clave que llevaron a Fresnillo a participar en este trabajo:

ν Un importante número de plantas de flotación y diseños de circuitos consideran al espumante como un parámetro secundario, lo que ocasiona importantes pérdidas en el rendimiento de flotación. 

ν Aunque los espumantes han estado disponibles en el mercado por mucho tiempo, la selección y el uso de los mismos se basa en técnicas empíricas o en recomendaciones obtenidas de uso en plantas similares. 

ν Flottec tiene herramientas cualitativas para determinar el tipo de espumante y las condiciones bajo las cuales deben agregarse a un sistema de flotación, lo que le permite evaluar el uso de estos reactivos en planta y seleccionarlos considerando las variables específicas de cada mineral. 

Objetivos de la investigación

Los objetivos de este trabajo son múltiples y están interrelacionados:

ν Se desea identificar la relación del flujo de aire agregado a la celda (Fa, m3/h), del nivel de espuma en la celda de flotación (Ne, inch) y de la adición de espumante (DE ml/min) sobre la recuperación y grado de Ag, Pb, Zn e insolubles en la primera celda de flotación rougher del circuito de plomo de Minera Fresnillo.

ν Se desea relacionar las Fa, Ne y DE con las variables hidrodinámicas de velocidad superficial de gas (Jg), retención de gas en la pulpa (Eg) y diámetro de burbuja (Db), 

ν Se desea validar la teoría hidrodinámica de flotación como una herramienta que se pueda utilizar en la operación para controlar el resultado metalúrgico de una celda de flotación. 

ν Se desea obtener un primer esbozo de lógica de control que se pueda programar en el DCS para controlar la flotación. 

ν Determinar los pasos siguientes en esta investigación. 

Marco teórico

Se han desarrollado herramientas desde los años 80’ y 90’ en McGill y JKMRC (Jan E. Nesset y Finch, enero 2012) para que los ingenieros en planta puedan controlar los parámetros de operación usando criterios hidrodinámicos. Estos parámetros representan el estado de dispersión del aire en la pulpa, y repercuten sobre la eficiencia del proceso de colección, transporte del agregado partícula–burbuja y separación de minerales en el proceso de flotación (Wei, Nesset y Finch, 2014). Debido a esto, la forma que adopte la distribución de tamaño de burbujas (DTB) es consecuencia del proceso de dispersión de gas y coalescencia (Vinnett, Yianatos y Álvarez, 2013).

Gorain (Gorain, Franzidis y Manlapig, 1995) demostró que el tamaño de burbuja se incrementa a medida que se aumenta el caudal de aire, aunque también se destacó que la forma que tenía la DTB se modificaba según la ubicación del muestreo a lo largo de una celda mecánica. 

En otro trabajo de este autor, Gorain y colaboradores (Gorain, Franzidis and Manlapig, 1997), mostraron que la recuperación de especies está relacionada con el flujo de área superficial de burbujas que cruzan una unidad de sección transversal por unidad de tiempo en una celda de flotación (Sb). Gorain y su equipo de trabajo obtuvieron la relación K-Sb siguiente:

Kpulpa= P Sb                   Eq. 1

K= P Sb Rf                       Eq. 2

Donde Kpulpa es la constante de velocidad de flotación, P es el parámetro de flotabilidad de las partículas minerales que pueden ser flotadas, Rf es la recuperación de partículas flotadas a través de la fase de espuma.

Po otro lado, la velocidad superficial de gas (Jg) es la cantidad de gas “aire” (Qg) (m3/s) que es alimentada a la celda de flotación por cada m2 de área de esta (Acelda), desde la cual se descuenta el área ocupada por el agitador.

Eq. 3

El tamaño de burbuja (Db) está dado por la medición promedio de las burbujas que se logra al tomar fotografías usando una cámara de alta velocidad (ver Figura 1) donde las mediciones se normalizan a través de la siguiente ecuación.

Eq. 4

Las ecuaciones 1 y 2 requieren que se conozcan los valores de Sb, lo cual se pude obtener usando el tamaño de las burbujas que se calcula al determinar la distribución de tamaños de burbujas obtenidas en la medición. El área total externa (ABurbuja) y el volumen de las burbujas (VBurbuja) muestreadas (las cuales se recolectan cerca de la zona de colección en la celda) se calculan usando las siguientes fórmulas:

ABurbuja = ∑(π di2) Eq. 5

VBurbuja = ∑(π di3/6) Eq. 6

Sb corresponde al área total externa que se genera por unidad de tiempo y por unidad de área transversal cuando se dispersa un flujo de gas Qg en una celda de flotación. Sb se calcula multiplicando el área total externa de las burbujas (Eq. 5) por la razón que se obtiene al dividir el flujo de gas y el volumen total de las burbujas (Eq. 6) en la muestra tomada en la celda, según se indica en ecuación 7:

Eq. 7

Según la ecuación 3, y debido que en la ecuación 4 se define D32, entonces se obtiene que Sb también se puede calcular según la ecuación 8. Una representación gráfica de este concepto se presenta en la Figura 2.

Eq. 8

De todo lo anterior se desprende que Sb es inversamente proporcional al D32 y además la tasa de flotación. Por lo tanto, la recuperación está inversamente ligada al tamaño de burbuja y es directamente proporcional al flujo volumétrico de gas, Qg. En tal sentido, se ha desarrollado una herramienta matemática para poder ejercer una influencia controlada sobre la recuperación y ley de una celda de flotación.

El flujo de la superficie de burbujas (Sb [1/s]) ha sido relacionado con el rendimiento metalúrgico y se le ha definido como la “variable de la máquina”. El análisis de datos disponibles en la literatura sugiere que el flujo superficial de burbujas Sb y el gas retenido Eg están relacionados según la ecuación 9 propuesta por el profesor Finch y sus colaboradores (Finch, Chao y colaboradores, 2000).

Sb = 5.5*Eg Eq. 9

La ecuación fue obtenida para el rango de valores contenidos entre el intervalo de Sb menores a 130 1/s y a valores de Eg menores a 25%. Esta relación se obtuvo en columnas y celdas mecánicas, a nivel de laboratorio y de planta. Al analizar cada tipo de máquina se encontró que la relación varía ligeramente, pero en todos los casos tienen una correlación positiva fuerte. Las observaciones contenidas en el paper de Finch les llevó a sugerir que el gas hold up (retención de gas) puede ser substituido por Sb cuando se busca entender el facto de máquina, lo que ofrece ventajas prácticas porque la retención de gas es más fácil de medir con la ventaja de que su determinación no requiere que se mida el diámetro de la burbuja.

El aire retenido (Eg %) se midió usando el Cidra Gas Hold Up Sensor (ver Figura 3), el cual se configuró con la altitud de Minera Fresnillo. Se instaló un sensor de presión para ajustar la medición de gas hold up con lo que se estima el aire retenido en términos simples como:

Eq. 10

Otro parámetro que se calculó fue la recuperación de aire (Jb) que abandona la ceda. El flujo recuperado tiene relación con el aire que liberan las burbujas al reventarse y a la estabilidad de la película de agua de las burbujas. Mientras más aire se recupere en las burbujas que dejan la celda va a ser mayor la recuperación de metales valiosos. Las películas de las burbujas resisten cierta presión hasta que estas finalmente colapsan y drenan el agua y todo lo que ellas contienen, esta presión crítica está en función de las partículas cargadas, la interface de las partículas y el ángulo de contacto y la forma de las partículas (Neethling y Brito-Parada, 2018) . 

Jb describe la cantidad de gas que se pierde cuando las burbujas se revientan en la superficie y se calcula como la diferencia del gas que entra a la celda y el que se va en las burbujas que no se revientan.

 Eq. 11

Donde Vof es la velocidad de la espuma sobre el labio de la celda, medida usando análisis de imágenes utilizando una cámara montada en la celda –ver Figura 4 y Figura 5– la que analiza la imagen y calcula la velocidad de derrame de espuma. 

En la ecuación 11, h es la altura de la cama de espuma y Llabio es la longitud del labio de derrame de la celda.

El aire recuperado (Arecovery)%, es el flujo que sale de la celda cuando las burbujas se revientan en la canala y se mide en porcentaje (ver Figura 5).

La fórmula de aire recuperado queda de la siguiente manera:

 Eq. 12

Donde la Vof es la velocidad con la que la espuma es derramada, Llabio es el perímetro del derrame de la celda, hespuma es la altura de la cama de espuma o nivel de la celda.

Metodología

Personal de Minera Fresnillo instaló el sensor de aire retenido en la segunda semana de octubre de 2018, trabajadores del área de Instrumentación conectaron el sensor de Eg al DCS para que estuviera dando lecturas directas al sistema de control (ver Figuras 7 y 8).

Se configuraron las ecuaciones de Jg, D32, Jb, Arecovery y CCC (Espumante en ppm) en el DCS, además de la lectura de Eg que se lee directamente del sensor.

La configuración del equipo fue midiendo la altura sobre el nivel del mar de la planta con la aplicación de un altímetro (2,200 metros sobre el nivel del mar), además de un sensor de presión que se insertó con el sensor de aire retenido a la celda, también se ajustó la densidad de la pulpa estándar a 1.26. 

Se tomaron muestras de cabeza, concentrado y colas a las que se les hacen análisis químicos y granulométricos para revisar la relación que existe con los diferentes parámetros hidrodinámicos y los resultados metalúrgicos. 

Se recolectó información hidrodinámica en forma continua desde el DCS generando una base de datos amplia.

Para el DOE se mantienen los factores de entrada de reactivos en el sistema experto, como sigue:

ν Aerofina (10%) (ml/min), (ecuación de dosificación con respecto a la cabeza de Ag).

ν Xantato (5%) (ml/min), (ecuación de dosificación con respecto a la cabeza de Pb).

ν 7310 (100%) (ml/min), (en manual se trata de mantener prácticamente fijo).

ν Depre zinc (100%) (ml/min), (se usa cuando el zinc supera 12% en el concentrado).

ν Espumante (ml/min), (se movió manual en la prueba para ajustarlo a los requerimientos) (DOE).

ν Aire (m3/h), (se movió manual en la prueba para ajustarlo a los requerimientos) (DOE).

ν Nivel (- in), (se movió manual en la prueba para ajustarlo a los requerimientos) (DOE).

Las condiciones se establecieron en el sistema de control con una anticipación de 25 a 30 minutos previos a la toma de la muestra, para permitir que el sistema llegue al equilibrio considerando 3 veces el tiempo de residencia para esta celda.

Los balances de materia fueron ajustados con el software Bilmat 9.5.

Estructura del DOE

Se seleccionó un diseño de experimentos (DOE) que estuviera de acuerdo a las restricciones operacionales de tiempo de muestreo y las condiciones operativas de la unidad minera. El diseño tiene 3 factores:

ν Dosificación de espumante en ml/min, que fue transformado a su equivalente, ppm.

ν Aire de alimentación a la celda m3/h, que fue transformado a su equivalente hidrodinámico, Jg en cm/s.

ν Nivel de la celda en (-) pulgadas.

El DOE debió ejecutarse como un diseño 1/2 factorial, con 4 corridas y dos puntos centrales, teniendo 3 bloques (representando los días de muestreo). Se usó bloques para eliminar factores de ruido como la ley de cabeza de Ag-Pb. La Tabla 1 muestra los valores máximos y mínimos del DOE.

La máquina donde se realizó esta experiencia es una celda de flotación Outotec de 600 cm de radio con un área efectiva de la sección transversal de 279,916.5 cm2.

Voz del cliente

Las siguientes 4 condiciones describen las necesidades del cliente:

A. La minera recibe pagos por plata contenida en el concentrado de plomo y en el de zinc, pero el beneficio económico se maximiza si la plata está presente en el concentrado de plomo.

B. Debido a esto minera Fresnillo busca maximizar la cantidad de plata en el concentrado de plomo sin aumentar la recuperación de zinc. Los indicadores de calidad del concentrado final requeridos se encuentran en Tabla 2.

C. Actualmente existe un sistema de lógica difusa que controla la ley de concentrado, más no la recuperación. Esta lógica está basada en una serie de reglas, tal como lo haría un operador experimentado, pero carece de ecuaciones que relacionen matemáticamente las variables de la operación. La lógica modifica la velocidad de recuperación de espuma usando el flujo de aire alimentado a la celda y luego procede a mover el nivel de espuma. Fresnillo considera que este trabajo va a agregar valor a su lógica difusa actual.

D. Un escenario atractivo para Fresnillo es obtener concentrado rougher en la flotación de plomo que tenga una calidad tal que permita que se envié directamente a concentrado final, lo que drenaría el circuito de al menos 40% de los contenidos metálicos que vienen en la alimentación a flotación, esencialmente dejando el circuito con menores cargas circulantes.

Análisis de resultados

Leyes de mineral en alimentación a planta

Se evaluaron las leyes del mineral para determinar si algún grupo de estas se comportaba en forma proporcional a otra de las leyes, porque de ser el caso se va a producir colinealidad al momento de encontrar dependencias entre parámetros.

La multicolinealidad en regresión es una condición que ocurre cuando algunas variables predictoras incluidas en el modelo están correlacionadas con otras variables predictoras. La multicolinealidad severa es problemática, porque puede incrementar la varianza de los coeficientes de regresión, haciéndolos inestables y podría llevar a concluir que los coeficientes de la evaluación tienen una relación insignificante cuando pudiera no ser así. 

Los resultados de este análisis se muestran en las Figuras 9 y 10, donde se observa que existe una gran colinealidad entre los factores de predicción tales como las leyes de cabeza de Pb, Ag y Zn, por lo que en este análisis solo se utilizó las leyes de plomo-plata.

Recuperación y ley de Ag en concentrado

La Figura 11 muestra que el espumante aporta un 34.16% a la recuperación de plata, esto probablemente debido a que las burbujas tienden a alcanzar su tamaño más pequeño cuando el espumante se agrega a la dosis correcta. La Figura 12 muestra que la dosis de espumante es estadísticamente significativa respecto a la recuperación.

La Figura 13 muestra el análisis de efectos de parámetros sobre la ley de Ag en el concentrado, donde se ve que la contribución del nivel (-in) es de 16.99% y el espumante (ml/min) con 16.44%, de igual manera se observa un efecto de interacción entre nivel y espumante que posee un 10.44% de contribución.

Como se observa en las Figuras 14 y 15, cuando el nivel espuma en la celda es de -8” la ley y la recuperación se mejoran. Esta definitivamente es una condición que se tendría que analizar en función de otras variables de salida como velocidad de derrame, pero no hay duda que un nivel más alto de espuma ayuda a mejorar el proceso.

Ley de insolubles en concentrado

En la Tabla 3 se observa que el nivel (en pulgadas -in) afecta la respuesta en 27.4%, el aire en 19.4% y el espumante en 16.4%, lo que permite concluir que la manipulación de la cama de espuma en la celda tiene un efecto mayor sobre el insoluble atrapado en las burbujas. Este debe ser lavado en la fase de espuma, pero tratando de no causar un efecto negativo en la recuperación (ver Tabla 3 y Figura 16).

Análisis del aire retenido (Eg%)

El aire retenido es un factor muy importante ya que se comporta de manera inversa al tamaño de burbuja (ver Figura 17). 

Es sabido que mientras más pequeña son las burbujas se genera mayor área superficial (Sb) y por lo tanto se va a recuperar más agua, lo que se va a observar en la velocidad de derrame de espuma desde el labio de la celda.

El espumante (ml/min) contribuye 65.3% para modificar el aire retenido en la celda, el nivel de espuma (-in) contribuye 4.33% y la interacción entre el nivel y el espumante llega al 14.66% de contribución (ver Tabla 4 y Figura 18).

 Modelación de los resultados obtenidos

Una vez analizadas todas las relaciones se procedió a realizar simulaciones usando Minitab para establecer las diferencias matemáticas entre la línea base y las condiciones mejoradas, según se observa en la Tabla 5. Estas simulaciones se van a convertir en la base de cambios que se van a realizar a nivel de planta para validar los modelos. 

Una vez validados los modelos se va a proceder a la etapa de implementar estas ecuaciones en el sistema de control de Fresnillo, para probar estas teorías por un tiempo.

Una vez que se compruebe que estas teorías funcionan se va a extender esta metodología a toda la planta, en un nuevo proyecto.

Conclusiones

1. Este trabajo permitió encontrar el siguiente grupo de relaciones matemáticas para controlar la eficiencia metalúrgica del proceso.

ν Recuperación Ag = F (Nivel, Jg, % sólidos, Ley Pb cabeza).

ν Lay Ag en Conc. = F (Nivel, Jg, Espumante, % sólidos, Ley Pb cabeza).

ν Ley Insol. = F (Nivel, Jg, Espumante, % solidos, Ley Pb cabeza).

2. El aire retenido al interior de la celda está influenciado en orden de creciente por la dosis de espumante, el flujo de aire y por la interacción entre el nivel de pulpa y la dosis de espumante. 

3. El aire retenido en la pulpa se puede controlar con la dosificación de espumante, dentro de los rangos operacionales que permite el tipo de espumante y el flujo de aire; lo que se puede configurar en el sistema de control si se tienen un medidor de gas retenido en la pulpa (ver Figura 18).

4. La recuperación de plata en la primera celda de flotación de Fresnillo está modulada en gran medida por la adición de espumante (ver Figura 12). La única respuesta que no se obtuvo con este estudio es saber si existe otro tipo de espumante que pueda ayudar a tener mejores resultados, pero esto se estudiará en las fases siguientes de este proyecto.

5. La recuperación de plata que se pierde por cada unidad de nivel, en pulgadas, es 0.5%. Este mismo cambio de nivel hace que baje la ley de insoluble en 3.5%. Este mismo efecto hace que se incremente la calidad del concentrado en 660 g/t (1 pulgada de mayor o menor nivel en la celda hace subir o bajar la ley de plata en 660 g/t). 

6. La ley de insoluble en el concentrado está influenciada, por el nivel de espuma en la celda, el flujo de alimentado y por la tasa de adición de espumante. Todos afectan directamente a la velocidad de derrame misma que está estrechamente ligada con la recuperación y el insoluble. Para controlar el insoluble sin afectar la recuperación es necesario camas de espuma altas.

7. Para llegar a la meta de máximo 17% de insoluble en el nivel primario, se tendría que evaluar niveles de -12 a -14 pulgadas y revisar que el espumante genere las condiciones de estabilidad. Este trabajo se llevará a cabo en las siguientes etapas de este trabajo.

Agradecimientos

Los autores están sumamente agradecidos con Fresnillo PLC, especialmente con el Ing. Jaime Bravo, Ing. Víctor Santana, Ing. Adrián Tolentino Licona y Guillermo Díaz por brindar todas las facilidades para la elaboración de la presente investigación, y de la misma forma con Flottec México, Flottec LLC y especialmente con Frank Cappuccitti y Juan Manuel Rodríguez por apoyar este proyecto.

Bibliografía 

Arellano-Piña R., Delgadillo J., Perez-Garibay R. 2017. Effect of gas superficial velocity (Jg) and frother/collector (MIBC/X-343) reagent dosage on froth horizontal displacement and galena drainage. Minerals Engineering 114. pp. 8–16.

Bell, T. 2019. The World's Top 10 Silver Producers. Abril 02, 2019, de The Balance Sitio web: https://www.thebalance.com/the-10-biggest-silver-producers-2340234 

Cappuccitti, F. and Nesset, J.E. 2009. Frother and Collector Effects on Flotation Cell Hydrodynamics and Their Implication on Circuit Performance. Proceedings 48th Conference of Metallurgists, Sudbury, 23-26 August 2009, 169-182.

Cooper, M., Scott, D., Dahlke, R., Finch, J.A., Gomez, C.O. 2004. Impact of air distribution profile on banks in a Zn cleaning circuit. CIM Bulletin 97 (1083), 1–6.

Escalante, E. 2008. Seis Sigma: Metodología y técnicas. Limusa, vol. 1, pp. 112-113

Finch, J. A. and Dobby, G. S. 1990. "Column Flotation". Pergamon Press, pp. 180.

Finch J., Xiao J., Hardie C., Gomez C. 2000. Gas dispersion properties: bubble surface area flux and gas holdup. Minerals Engineering, vol. 13, pp. 365-372.

Fuerstenau M., Jameson G., Yoon R. 2009. Froth flotation a century of innovation Society for Mining, Metallurgy, and Exploration.

Fuerstenau M., Han K. 2003. Principles of mineral processing Society for Mining, Metallurgy, and Exploration.

García-Salas, S., Rosales Peña Alfaro, M.E., Michael Porter, R., Thalasso, F. 2008. Measurement of local specific interfacial area in bubble columns via a nonisokinetic withdrawal method coupled to electro-optical detector. Chem. Eng. Sci. 63, 1029–1038.

Gorain, B.K. 2005. Experiences at Antamina and red dog. Centenary of Flotation, 843–851.

Gorain B., Franzidis J., Manlapig E. 1995. Studies on impeller type, impeller speed and air flow rate in an industrial scale flotation cell. Part 1: Effect on bubble size distribution, Minerals Engineering, Minerals Engineering, vol. 8, pp. 615-635.

Hernandez-Aguilar, J.R., Reddick, S. 2007. Gas Dispersion Management in a Copper/ Molybdenum Separation Circuit. Cu2007. vol. 2, pp. 173–184.

Jameson, G.J., Narn, S. and Young, M. 1977. Physical factors affecting recovery rates in flotation. Mineral Science Engineer/.ng, 9(3), 103-I 18.

Luo, X., D. Lee, R. Lau, G. Yang and L. S. Fan. 1999. "Maximum stable bubble size and gas holdup in high‐ pressure slurry bubble columns". AIChE, vol. 45, 665-680.

Maldonado, M., Araya, R., Finch, J. 2011. Optimizing flotation bank performance by recovery profiling. Miner. Eng. 24, 939–943.

Neethling S., Brito-Parada P. 2018. Predicting flotation behaviour – The interaction between froth stability and performance Minerals Engineering 120, 60–65.

Neethling S., Lee H., Cilliers J. 2003. The recovery of liquid from flowing foams Journal of Physics: Condensed Matter, vol. 15, pp. 1563-1576.

Rasimone Platinum Mine (BRPM) concentrator. Miner. Eng. 17 (9–10), 989–1000.

Schwarz S., Alexander D. 2005. Gas dispersion measurements in industrial flotation cells. Minerals Engineering, vol. 19, pp. 554 – 560. 

Smith, C., Neethling, S.J., Cilliers, J.J. 2008. Air-rate profile optimisation: from simulation to bank improvement. Minerals Engineering 21, 973–981.

Smith, C., Hadler K., Cilliers J. 2010. Flotation bank air addition and distribution for optimal performance. Minerals Engineering, vol. 23, pp. 1023–1029.

Tavera, F. Gomez, C. O and Finch, J. 1996. A gas holdup sensor for slurry-air systems, Trans. IMM See C, 105, C99- 104.

Vazirizadeh, A., Bouchard, J., & Chen, Y. 2016. Effect of particles on bubble size distribution and gas hold-up in column flotation. International Journal of Mineral Processing, vol. 157, pp. 163–173.

Vinnett L., Yianatos J., Álvarez M. 2013. Gas dispersion measurements in mechanical flotation cells: Industrial experience in Chilean concentrators, Minerals Engineering, vol. 57, pp. 12 - 15.

Wei, Z., Nesset J., Finch J. 2014. Correspondence of bubble size and frother partitioning in flotation, Journal of Central South University, vol. 21 pp. 2383–2390.

Willis B., Napier-Munn T. 2006. Mineral Processing Technology An Introduction to the Practical Aspects of Ore Treatment and Mineral, Elsevier Science & Technology Books, vol. 7, pp. 267.

Yianatos, J. 2015. Flotación de Minerales - Fundamentos, Tecnología y Aplicación, UTFSM.

Zheng, X., Knopjes, L. 2004. Modelling of froth transportation in industrial flotation cells: Part II. Modelling of froth transportation in an Outokumpu tank flotation cell at the Anglo Platinum Bafokeng.

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