2. CONTENIDOS
INTRODUCCIÓN
Características Generales de la Separación por Gravedad
Criterio de Concentración
Separadores de Concentración Gravitacional
Clasificación de los Métodos Gravitacionales
SEPARACIÓN EN MEDIOS DENSOS
Introducción
Medios Densos
SEPARACIÓN EN CORRIENTES VERTICALES
SEPARACIÓN EN CORRIENTES LONGITUDINALES
Introducción
Separación por Escurrimiento Laminar
Mesas vibratorias
Espirales
Vanners
Escurrimiento en Canaletas
Introducción
Canaletas simples
Canaletas estranguladas
Concentración de cono Reichert
CONCENTRADORES CENTRÍFUG

3. REFERÉNCIAS BIBLIOGRÁFICAS

5. Concentración Gravitacional
INTRODUCCIÓN
Características Generales de la Separación por Gravedad
Los métodos de separación por gravedad (concentración gravitacional) se usan
para tratar una gran variedad de materiales, que varían desde los sulfuros
metálicos pesados como la galena hasta el carbón, en algunos casos con tamaños
de partículas inferiores a 5 micrones.
Los métodos de separacióngravitacional perdieron importancia en la primera mitad
del siglo debido al desarrollo del proceso de flotación en espuma. Sin embargo, la
separación por gravedad ha tenido avances muy significativos en los últimos años
incrementándose su aplicación notoriamente. Este tipo de separación permanece
como el principal método de concentración para menas de oro, estaño y otros
minerales de alto peso específico. Los métodos de concentración gravitacional
cuando pueden ser aplicados son preferidos en relación a los procesos de flotación
debido a que los costos favorecen su uso y además son menos contaminantes del
medio ambiente. Los minerales que se liberan con tamaño superior a las
dimensiones aceptadas en el proceso de flotación se pueden concentrar aún más
económicamente usando los métodos gravitacionales.
La concentración por gravedad es, esencialmente, un método para separar
partículas de minerales de diferente peso específico debido a sus diferencias de
movimiento en respuesta a las acciones que ejercen sobre ellas, simultáneamente,
la gravedad u otras fuerzas. Se acepta generalmente que la concentración por
gravedad es el más sencillo y más económico de los métodos de concentración.
El uso de este tipo de separación está recomendado siempre que sea practicable
porque permite la recuperación de mineral útil en un orden de tamaños tan gruesos
como sea posible, reduciendo los costos inherentes a la reducción de tamaño y
disminuyendo las pérdidas asociadas a estas operaciones.
En general, los métodos de separaciónpor gravedad se agrupan en tres categorías
principales:
a) Separación por medios densos, en el cual las partículas se sumergen en un
baño que contiene un fluido de densidad intermedia, de tal manera que algunas
partículas floten y otras se hundan;
b) Separación por corrientes verticales, en la cual se aprovechan las diferencias
entre velocidades de sedimentación de las partículas pesadas y livianas, como es
el caso del
c) Separación en corrientes superficiales de agua o “clasificación en lámina
delgada”, como es el caso de las mesas concentradoras y los separadores de
espiral.

6. Cuantas más pequeñas son las partículas, más fuertes son, con relación a la
gravedad, las fuerzas hidráulicas y de viscosidad, por lo cual el rendimiento de la
separación por gravedad decrece bruscamente en los intervalos de tamaño fino.
Para superar estos problemas en los últimos años se han desarrollado equipos de
concentración basados en la fuerza centrífuga, los cuales permiten que la
separación de las partículas finas tenga lugar en un campo de concentración de
varias G. Entre estos equipos centrífugos se destacan los concentradores Knelson,
Falcon, el jig centrífugo Kelsey y el concentrador Multi-Gravity Separator.

7. Criterio de Concentración
El criterio de concentración (CC) es usado en una primera aproximación y entrega
una idea de la facilidad de obtener una separación entre minerales a través de
procesos gravitacionales, sin considerar el factor de forma de las partículas
minerales. El criterio de concentración – originalmente sugerido por Taggart, con
base en la experiencia industrial – aplicado a la separación de dos minerales en
agua, es definido por la siguiente expresión:
CC = (Dh – Df)/(Dl – Df)
Donde:
Dh = densidad del mineral pesado. Dl = densidad del mineral liviano. Df = densidad
del agua.
La tabla 1 muestra la relación entre el criterio de concentración y la facilidad de
realizar una separación gravitacional.
Tabla 1. Significado del criterio de concentración (CC).
CC Significado
> 2,5 Separación eficiente hasta 200 mallas
2,5 – 1,75 Separación eficiente hasta 100 mallas
1,75 – 1,50 Separación posible hasta 10 mallas, sin
embargo es difícil
1,50 – 1,20 Separación posible hasta ¼”, sin
embargo es difícil
De acuerdo a algunos investigadores, el criterio de concentración puede ser muy útil
si la forma de las partículas fuera considerada, en caso contrario, sorpresas
desagradables en cuanto a la eficiencia del proceso se pueden verificar en la
práctica.
De cualquier modo, la tabla 1 indica la dificultad de alcanzar una separación eficiente
cuando se tratan fracciones inferiores a 200 mallas (74 micrones). Debe señalarse,
que el criterio de concentración fue sugerido en base a equipamientos que operan
bajo la fuerza de gravedad, por lo tanto, la introducción de la fuerza centrífuga amplía
la posibilidad de una separación más eficiente con materiales finos y ultrafinos.

8. Separadores de Concentración Gravitacional
Muchas máquinas diferentes se diseñaron y construyeron para efectuar la
separación de los minerales por gravedad y se examinan con detalle en los textos
más antiguos de procesamiento de minerales.
El proceso de separación en medio denso (SMP) se utiliza ampliamente para
preconcentrar material triturado antes de la molienda. Para la operación eficiente
de todos los separadores por gravedad se requiere que la alimentación esté
cuidadosamente preparada. La molienda es particularmente importante, pero las
partículas de la alimentación deben tener el mayor tamaño compatible con una
liberación adecuada, en la mayoría de las operaciones se necesita la remolienda
de los productos medios (middlings). La molienda primaria se realiza en molinos
de barras en circuito abierto siempre que sea posible, pero si se necesita molienda
fina, se efectúa una molienda en molinos de bolas en circuito cerrado, de
preferencia el circuito se cierra con harneros para reducir la remolienda selectiva
de los minerales pesados.
Los separadores por gravedad son extremadamente sensibles a la presencia de
lamas (partículas ultrafinas), las cuales aumentan la viscosidad de la pulpa y por
consiguiente el grado de separación, confundiendo el punto de corte visual. En la
mayoría de los concentradores por gravedad, es práctica común eliminar de la
alimentación las partículas menores que 10 micrones y desviar esta fracción hacia
las colas, lo cual ocasiona una considerable pérdida de valores. Muchas veces el
deslamado se realiza mediante el uso de hidrociclones, pero si se emplean
clasificadores hidráulicos para preparar la alimentación, es preferible deslamar en
esa etapa ya que las fuerzas de corte que se producen en los hidrociclones tienden
a degradar los minerales quebradizos.
Aunque la mayor parte del transporte de la pulpa se realiza por medio de bombas
centrífugas y tubería, el flujo natural por gravedad se aprovecha mientras sea
posible. Así muchas de las antiguas concentradoras por gravedad se construyeron
sobre las laderas de cerros para lograr este objetivo. La reducción del bombeo de
lodo a un mínimo, no sólo reduce el consumo de energía, sino que también reduce
la producción de lamas en el circuito. Las velocidades de bombeo de la pulpa
deben ser tan bajas como sea posible y compatible con el mantenimiento de los
sólidos en suspensión.
Uno de los aspectos más importantes en la operación de los circuitos
gravitacionales es el correcto balance de agua dentro de la planta. Casi todas las
concentradoras por gravedad tienen una densidad óptima de pulpa en la
alimentación, siendo indispensable el control preciso de la densidad de pulpa en la
alimentación fresca al proceso. Normalmente en la mayoría de las plantas es
necesario recircular el agua, así se provee la capacidad adecuada del espesador
y del ciclón resultando conveniente la minimización de la formación de lamas en el
agua recirculada.
Si la mena contiene una apreciable cantidad de minerales sulfurados, entonces si
la molienda primaria es más fina que alrededor de 300 micrones, se deben extraer
por una flotación previa a la concentración por gravedad, ya que estas partículas
reducen el rendimiento de las mesas concentradoras, espirales, etc.

9. Si la molienda primaria es demasiada gruesa para efectuar una flotación efectiva
de los sulfuros, entonces el concentrado por gravedad se remuele antes de
extraer los sulfuros. Las colas de la flotación de los sulfuros normalmente se
limpian mediante concentración por gravedad.
En muchas oportunidades el concentrado final obtenido mediante concentración
gravitacional se limpia por separación magnética, lixiviación, o algún otro método,
para eliminar la presencia de minerales contaminantes.
Clasificación de los Métodos Gravitacionales
Los métodos gravitacionales se pueden dividir en: a) Métodos de concentración en
medio denso, cuando la densidad del medio es intermedio a las densidades de las
especies que se quieren separar; y b) Métodos de concentración en corrientes,
cuando la densidad del medio es inferior a las densidades de las especies que se
quieren separar. Los métodos de concentración en medio denso pueden ser
estáticos o dinámicos. Los métodos de separación en corrientes pueden ser por
corrientes verticales, corrientes longitudinales (escurrimiento laminar o
escurrimiento en canaletas) y corrientes oscilatorias. En la figura 1.1 se presentan
las características de concentración de los métodos de separación en corrientes.
Figura 1.1. Características de concentración de los métodos de separación en
corrientes.

10. SEPARACIÓN EN MEDIOS DENSOS
Introducción
La separación en medio denso consiste en separar sólidos en función de sus
densidades usándose como medio un fluido de densidad intermedia, donde el
sólido de densidad más baja flota y el de densidad más alta se va al fondo (se
hunde).
Los medios densos usados son: líquidos orgánicos, solución de sales en agua y
más comúnmente suspensiones de sólidos de granulometría fina en agua.
La separación en medio denso se divide en dos métodos básicos: estático y
dinámico.
En el sistema estático se emplean aparatos concentradores con recipientes de
varias formas, donde la separación se realiza en un medio relativamente tranquilo
bajo la influencia de simples fuerzas gravitacionales, en este sistema la única
fuerza actuante es la fuerza de gravedad. La separación en los sistemas estáticos
se realiza en estanques, tambores, conos y vasos. En las figuras 2.1 y 2.2 se
presentan las características de operación de los separadores de tambor.
La separación dinámica se caracteriza por el uso de separadores que emplean
fuerzas centrífugas 20 veces mayores que la fuerza de gravedad que actúa en la
separación estática. En la figura 2.3 se muestran los separadores en medio denso
Dyna Whirlpool y ciclón de medio denso, los cuales aplican un método dinámico
de separación.
Teóricamente, cualquier tamaño de partícula puede ser tratada por medio denso.
Prácticamente, en la separación estática se trabaja en un rango granulométrico de
150 mm (6”) a 5 mm (1/4”), pudiéndose tratar tamaños de hasta 35,6 cm (14”). Por
otra parte, en la separación dinámica el tamaño máximo tratable varía de 50 mm
(2”) a 18 mm (3/4”) y el mínimo de 0,5 mm (28 mallas) a 0,2 mm (65 mallas).
En general, se puede señalar que existiendo una diferencia de densidad entre las
partículas útiles y la ganga, no hay límite de tamaño superior, excepto el que
determina la capacidad de la planta para manejar el material.
En la separación en medio denso es posible trabajar con menas en la que los
minerales estén regularmente unidos. Si los minerales valiosos están finamente
diseminados, no se puede desarrollar una diferencia apropiada de densidad entre
las partículas que han sido trituradas por la aplicación de una etapa de chancado
grueso.

11. Figura 2.1. Características de los separadores de tambor observadas desde dos
posiciones diferentes.

12. Figura 2.2. Separadores de tambor, mostrándose la foto del equipo y el proceso de
concentración de metales no ferrosos.

13. Medios Densos
El líquido ideal para utilizar como medio denso es aquel que tiene las siguientes
propiedades: barato, miscible en agua, estable, no tóxico, no corrosivo, de baja
viscosidad y que tenga densidad ajustable en un gran intervalo.
Como no existe un líquido ideal, se han desarrollado y usado comercialmente
varios medios densos para separar minerales útiles de los estériles. Prácticamente,
un medio denso se debe caracterizar por lo siguiente: a) barato en el local de uso;
b) estable físicamente, para que no se descomponga ni se degrade en el proceso;
c) fácilmente recuperable, pera ser reutilizado; d) químicamente inerte, para no
atacar ciertos minerales; e) fácilmente removible de los productos de separación;
f) tener baja densidad; y g) tener la estabilidad que pueda mantenerse en el
intervalo de densidad requerida.
Tres tipos de medios densos son usados comercialmente: líquidos orgánicos, sales
disueltas en agua y suspensiones de sólidos de granulometría fina en agua.
Líquidos orgánicos. Estos líquidos tienen baja viscosidad, son estables y
prácticamente inmiscibles en agua. Su aplicación industrial es limitada debido a
que se descomponen químicamente, son tóxicos, corrosivos y de costo elevado.
Los líquidos más usados son
: yoduro de metileno (D = 3,32 g/cm3); tetrabromoetano (D = 2,96 g/cm3);
bromoformo (D = 2,89 g/cm3); pentacloroetano (D = 1,67 g/cm3); tetracloruro de
carbono (D = 1,50 g/cm3). Algunos líquidos se pueden mezclar con tetracloruro de
carbono y dar una variedad de densidades menores.
Suspensiones de sólidos. Son los líquidos densos más utilizados en la industria.
Se definen como líquidos en los cuales sólidos insolubles se dispersan
manteniendo sus características de fluidez. El agua se utiliza como el líquido de
las suspensiones. Los factores principales que se consideran en la elección del
sólido para las suspensiones, son los siguientes: a) dureza alta; b) peso específico
alto; c) estable químicamente, resistente a la corrosión; d) sedimentación lenta y
viscosidad adecuada; e) distribución granulométrica, tamaño y forma de las
partículas. Los materiales normalmente usados para las suspensiones son:
arcillas, cuarzo, barita, magnetita, galena, hierro-silicio molido o atomizado y plomo
atomizado. El hierro-silicio es el material más utilizado en las suspensiones,
pudiéndose alcanzar densidades de hasta 3,5 g/cm3. Las mezclas Fe-Si tienen
entre 15 a 22 % de Si pueden ser usadas molidas y atomizadas y se recuperan por
separación magnética de baja densidad. Las mezclas con menos de 15 % de Si se
cubren rápidamente de Fe, mientras que a partir de 22 % de Si se tornan muy débil
magnéticamente. En la tabla 2.1 se presenta la granulometría de medios densos
típicos de mezclas de Fe-Si.
Recuperación del medio denso. Los materiales usados en las suspensiones por su
apreciable valor y por el alto costo de su preparación deben ser recuperados para
su reutilización. En la figura 2.4 se presenta un esquema general de recuperación
del medio denso.
Algunas aplicaciones de los medios densos son las siguientes:

14. Producción de un concentrado final: carbón y algunos minerales industriales.
Preconcentración: diamante, sulfuros y óxidos metálicos.
Tabla 2.1. Distribución granulométrica de medios densos correspondiente a
mezclas típicas de hierro-silicio.
Tamaño
(micrones)
65 D
molido
(%)
100 D
molido
(%)
150 D
molido
(%)
270 D
molido
(%)
Fino
Normal
atomizado
(%)
Ciclón 60
atomizado
(%)
Ciclón 40
atomizado
(%)
+ 210 1 - - - 1 - -
-210/+150 2 - - - 7 - -
-150/+105 5 1 1 - 10 2 -
-105/+74 12 4 1 - 15 5 2
-74/+44 35 30 23 10 22 20 8
-44 45 65 75 90 45 73 90

15. Figura 2.4. Circuito de recuperación del medio denso.

16. SEPARACIÓN EN CORRIENTES VERTICALES
A pesar que en estos métodos también están presentes las fuerzas de separación
de corrientes longitudinales, los efectos causados por corrientes verticales les
confieren características propias por eso se estudian separadamente. Uno de los
equipos que es representativo de la separación por corrientes verticales es el jig.
El jig se utiliza normalmente para concentrar material relativamente grueso y si la
alimentación es adecuada y se encuentra bien clasificada por tamaños, no es difícil
alcanzar una buena separación en los minerales con una gama medianamente
limitada de densidad relativa entre el mineral útil y los estériles. Cuando la densidad
relativa es grande, es posible alcanzar una buena separación en un rango
granulométrico más amplio. Las industrias del carbón, estaño, tungsteno, oro, bario
y menas de hierro, operan muchos circuitos con jigs de gran tamaño. Estos equipos
con una alimentación clasificada tienen una capacidadrelativamente alta y pueden
alcanzar buenas recuperaciones hasta tamaños granulométricos de 150 micrones,
y recuperaciones aceptables hasta 75 micrones. La presencia de altas cantidades
de arenas finas y lamas dificultan el tratamiento, por lo cual el contenido de finos
debe ser controlado para conseguir óptimas condiciones de operación.
SEPARACIÓN EN CORRIENTES LONGITUDINALES
Corrientes longitudinales aplicadas a partículas en sedimentación producen al
movimiento de caída un movimiento longitudinal. Durante la sedimentación, las
partículas trazan trayectorias diferentes de acuerdo con el tiempo a que quedan
expuestas a las corrientes longitudinales.
Las partículas mayores y de mayor peso específico tienen mayor velocidad de
caída, y sedimentan en primer lugar, próximo al punto de la alimentación. Las
partículas menores y más livianas sufren mayor acción de transporte longitudinal,
y son depositadas más lejos. Otras partículas son depositadas de acuerdo con sus
velocidades de caída, que dependen de sus tamaños y pesos específicos.
Partículas de tamaños y pesos específicos diferentes pueden depositarse en el
mismo lugar, si obedecen lo señalado anteriormente.
En la separación por corrientes longitudinales son observados dos tipos de
escurrimientos: el escurrimiento laminar y el escurrimiento en canaletas. Entre los
principales equipamientos en los cuales la concentración se realiza en régimen de
escurrimiento laminar, se destacan las mesas vibratorias, las espirales y los
vanners. Además de estos equipamientos, se puede citar, entre otros, la mesa de
Bartles-Mozley. Esta mesa, se emplea para la concentración de minerales finos
(entre 100 micrones a 5 micrones, pudiendo llegar, a 1 micrón) esta constituida de
40 superfícies planas superpuestas y espaciadas entre sí, siendo la alimentación
distribuida igualmente para cada plano. En la figura 4.1 se muestra la meas de
Bartles-Mozley. Por otra parte, la separación mediante régimen de escurrimiento
en canaletas se presenta en canaletas simples, canaletas estranguladas y cono
Reichert.

17. Separación por Escurrimiento Laminar
Mesas vibratorias
Las mesas vibratorias son equipamientos de concentración que actúan a través de
superficies con movimientos acelerados asimétricos, combinados muchas veces
con el principio de escurrimiento laminar.
CONCENTRADORES CENTRÍFUGOS
El uso de la fuerza centrífuga para aumentar la velocidad de sedimentación de
partículas ha sido aplicada con éxito desde hace muchos años para la clasificación
(centrífuga de sedimentación e hidrociclón) y filtrado (centrífuga de filtración).
El uso de la fuerza centrífuga para mejorar la eficiencia de la concentración
gravitacional de finos sería, de modo análogo, teóricamente posible, y fue motivada
por la pérdida elevada de valores minerales asociados a las fracciones finas. La
operación de los concentradores centrífugos se basa en el principio de aumentar
el efecto gravitacional con el propósito de conseguir una mayor eficiencia en la
recuperación de las partículas finas.
Separadores centrífugos fueron desarrollados en la Unión Soviética en los años 50
y también fueron empleados en la China por veinte años para el tratamiento de
relaves de menas de estaño y tungsteno. Solo después se prestó mayor atención
al potencial de estos equipos en el Occidente.
La utilización de concentradores centrífugos para el beneficiamiento de menas
auríferas fue una novedad tecnológica introducida en la década del 80 en el
Occidente. Fueron empleados inicialmente con menas aluvionares, posteriormente
tuvieron su aplicación extendida a menas primarias. La versatilidad de los
concentradores centrífugos incluye:
Modelos de capacidad variable.
Porcentaje de sólidos en peso de la alimentación que varía de 20% a 40%.
Mayor posibilidad de recuperación de finos, si se comparan con equipamientos
convencionales de concentración gravitacional.
Tienen un costo relativamente bajo de operación y de mantención.
Estas características asociadas al costo relativamente bajo de la operación y de la
mantención, pueden explicar la larga diseminación de ese tipo de concentradores
en la industria minera a nivel mundial. Merecen destaque los concentradores
centrífugos Knelson, Falcon, el jig centrífugo Kelsey y el concentrador Multi-Gravity
Separator.

18. Aplicaciones en Oro de los Concentradores Centrífugos
Dependiendo de las características en que se presente el oro, los concentradores
centrífugos se utilizan en las siguientes situaciones:
Cuando los muestreos de un depósito aluvial indican presencia de oro libre.
Cuando las pruebas metalúrgicas han confirmado la presencia de oro libre en
circuitos de roca dura.
Cuando se ha detectado la presencia de oro en las colas de los procesos de
molienda.
Cuando se ha detectado una alta cantidad de oro en la carga circulante.
Un concentrador centrífugo no debe usarse para recuperar oro en los siguientes
casos: si el oro es refractario; si el oro está encapsulado; si el oro no se encuentra
en su estado libre (a menos que la gravedad específica global de la partícula que
contiene el oro es alta en relación a la ganga).
En relación a los circuitos de concentración de oro, los concentradores centrífugos
se aplican en los siguientes casos:
En el tratamiento de un placer con oro aluvial.
En un circuito primario de molienda de roca dura.
En la recuperación de oro como subproducto en circuitos de molienda de minerales
metálicos.
En la recuperación de oro de concentrados de flotación.
En la recuperación de oro de un retratamiento de colas.
En la recuperación de oro para elevar la ley del concentrado.
En la recuperación secundaria de oro y metales de alta gravedad específica como
plata, mercurio y platino.

24. Figura 2.3. Separadores en medio denso que aplican método dinámico de
separación: el Dyna Whirloop y el ciclón de medio denso.

27. El jig es un aparato que permite alcanzar mejores resultados cuando se tratan
menas de un estrecho rango granulométrico. Este equipo se aplica a menas de
granulometría entre 5 pulgadas y 1 mm, obteniéndose rendimiento superiores en
fracciones granulométricas gruesas.
El proceso de separación con jig es probablemente el método de concentración
gravitacional más complejo, por causa de sus continuas variaciones
hidrodinámicas. En este proceso, la separación de los minerales de densidades
diferentes es realizada en un lecho dilatado por una corriente pulsante de agua,
produciendo la estratificación de los minerales.
En el caso de los jigs las corrientes verticales son generadas por el movimiento de
pulsación del agua, al contrario de los elutriadores donde la corriente vertical se
genera por una inyección de agua.
Los jigs de parrilla fija se pueden dividir en:
Jigs de pistón, en los cuales el movimiento de pulsación es producido por un pistón
ubicado en un estanque de agua.
Jigs de diafragma, en los cuales las pulsaciones son producidas por movimientos
alternados de una pared elástica del propio estanque.
Jigs pulsadores, en los cuales las pulsaciones son producidas por chorros
discontinuos periódicos del agua y del aire.
En la figura 3.1 se presentan los tipos de jigs de lecho fijo.
Hay diferentes tipos de jigs, los cuales difieren por la geometría, accionamiento, y
otros detalles de construcción. A pesar de la gran variedad de jigs se puede decir
que ellos se componen de los siguientes elementos básicos:

28. Figura 3.1. Tipos de jigs de lecho fijo.

29. Una caja fija, en cuyo interior el medio fluido sufre el movimiento de impulsión y
succión.
Un mecanismo de accionamiento, generalmente compuesto de motor, pistón,
sistema de lubricación, etc.
Una criba para mantener el lecho.
Un sistema de descarga del flotado y del hundido.
En cuanto al sistema de accionamiento, existen jigs con accionamiento mecánico,
hidráulico-mecánico, hidráulico y neumático.
Varios factores ejercen influencia en la estratificación obtenida en un jig, entre
estos se pueden señalar el tipo de lecho, distribución de la mena, distribución del
agua, frecuencia, amplitud, etc.
Según Gaudin, tres son los efectos principales que contribuyen a la estratificación
en los jigs:
Clasificación por caída retardada.
Aceleración diferencial en el inicio de la caída.
Consolidación intersticial al final de la caída.
Acción de caída retardada. Si se considera una mezcla de partículas en una
columna hidráulica, donde existen corrientes ascendentes en su interior, la fuerza
de gravedad ejercida en las partículas será en dirección contraria a la fuerza
producida por estas corrientes. Así, las partículas se dividen en dos categorías :
aquellas en que la fuerza de gravedad es mayor que la impuesta por la corriente
ascendente, y que por lo tanto sed acumularán en el fondo y las que, por el
contrario, no tienen esta fuerza gravitacional, y serán arrastradas por la corriente.
Estas partículas en sedimentación pueden aún chocar entre sí, alternando el
régimen de caída libre para caída retardada. Este es el caso del jig. Debe
recalcarse que la razón de separación es mayor en condiciones de caída retardada
que en caída libre.
Aceleración diferencial en el inicio de la caída. Cada partícula tendrá al inicio de la
caída un determinado valor de aceleración, que puede ser determinado por la
ecuación:
m dv/dt = mg – m”g – R(v) donde:
m = masa de la partícula
m” = masa del líquido desplazado g = aceleración de gravedad
R(v) = resistencia del medio al movimiento de la partícula En el inicio del
movimiento R(v) = 0, luego:
dv/dt = (m – m”/m)g
debido a que la partícula y el fluido desplazado tienen igual volumen:

30. dv/dt = (1 – Df/Ds)g
Ds y Df son las densidades del sólido y del fluido, respectivamente.
Se puede apreciar que la aceleración inicial depende del valor de la densidad del
sólido y del fluido. La distancia recorrida por las partículas en el jig depende mucho
más de las aceleraciones iniciales (velocidades iniciales) que de las velocidades
terminales. Esto significa que las partículas estarán más afectadas por la
aceleración inicial que por su velocidad terminal, es decir, serán más afectadas por
su densidad, que por su tamaño. Así, si se quiere separar partículas minerales
pequeñas (pero pesadas) de partículas grandes (pero livianas), se necesita un jig
de ciclo corto ya que en cada pulso un inicio de un nuevo periodo de caída.
Consolidación intersticial al final de la caída. Las diferentes partículas de la misma
especie o especies diferentes no recorren las mismas distancias durante cada uno
de los periodos de la caída a que son sometidas. Ellas también alcanzan un estado
de reposo en diferentes instantes. Existe un espacio de tiempo en que las
partículas pequeñas están depositadas sobre el lecho de las partículas gruesas,
las cuales están compactadas unas a otras, incapaces de moverse, mientras que
las pequeñas están libres. Las partículas pequeñas se depositan en los intersticios
entre las partículas gruesas, así, la consolidación intersticial permite que los granos
pequeños, pesados, se muevan a través de los intersticios, inclusive después que
el lecho inicie su compactación. La recuperación de las partículas finas depende
de la duración del ciclo de consolidación.
En la figura 3.2 se presentan los tres mecanismos básicos del jig aplicado a
partículas esféricas. En la figura 3.3 se muestra el funcionamiento del jig Denver.
En resumen, en el jig gran parte de la estratificación supuestamente ocurre durante
el periodo en que el lecho está abierto, dilatado, y resulta de la sedimentación
retardada, acentuada por la aceleración diferencial. Estos mecanismos colocan los
granos finos/livianos arriba y los granos gruesos/pesados en el fondo del lecho. La
consolidación intersticial, durante la succión, pone las partículas finas/pesadas en
el fondo y las gruesas/livianas en la parte superior del lecho. Los efectos de
impulsión y succión, si se ajustan adecuadamente, deben resultar en una
estratificación casi perfecta, según la densidad de los minerales. En la figura 3.4
se presenta el efecto que produce el lecho abierto y el lecho cerrado en la
separación del jig.
La distribución de flujos y sólidos en el jig comprende básicamente tres capas :
capa superior, capa rougher (desbastadora) y capa separadora.
La capa superior es una capa transportadora, fina y fluida, responsable por el
esparcimiento de la alimentación (de manera que todas las partículas alcancen la
capa desbastadora) y por la rápida eliminación de lamas y otros materiales no
deseados. La capa rougher (desbastadora), es aquella en la cual las partículas
livianas son inmediatamente eliminadas para la capa superior y las partículas de
densidad indeterminada son rápidamente pasadas a la capa separadora, la cual
acepta y deja pasar las partícula pesadas y elimina los medios. En la figura 3.5 se
muestran las diferentes capas en el funcionamiento del jig

31. Figura 3.2. Los tres mecanismos básicos del jig aplicado para cuatro partículas
esféricas.

32. Figura 3.3. Funcionamiento del jig Denver.

33. Figura 3.4. El efecto que produce el lecho abierto y el lecho cerrado en la separación del jig.
Lecho cerrado, solamente consolidación intersticial. Lecho abierto, las partículas grandes y
pesadas pasan a través del él.
Figura 3.5. Distribución de flujos y sólidos en el jig, mostrándose la capa superior, la capa
rougher (desbastadora) y la capa separadora.

34. Los lechos utilizados en el jig pueden ser de varios materiales y de formas
diferentes. Los lechos pueden ser de bolas de acero, de hierro, de mena o de
material con densidad intermedia. En general, se deben tener los siguientes
cuidados:
El lecho no debe tener una alimentación de partículas de tamaño inferior a la criba,
ni de tamaño próximo a la dimensión de la abertura de ésta.
Un lecho formado por partículas grandes puede tener el inconveniente de no
desplazarse cunado se produce un impulso ascendente, anulando el efecto de
jigagen.
La altura del lecho, cuando es muy pequeña, puede producir un efecto de
turbulencia que perturbará el movimiento alternado de impulsión y succión. De
modo general, cuanto más fina es la alimentación, más espesa es la capa del
lecho.
En relación a la criba, la abertura mínima de ésta debe ser igual a dos veces el
tamaño máximo de la partícula de la mena que se va a concentrar, para evitar el
entupimiento de las aberturas. Se recomienda una abertura igual a tres veces el
tamaño de la partícula mayor, entendida ésta como el tamaño de partícula cuyo
porcentaje retenido acumulado sea 5 %. Las cribas son de acero, goma o
poliuretano.
Aplicaciones de los jigs. Actualmente, la mayoría de los jigs actúan en el
tratamiento primario de menas de aluvión o placer y en la preparación de carbón.
En el primer caso, la ley del mineral valioso es muy baja y muchas veces no es
posible el levantamiento de balances de masa que permitan la determinación de la
eficiencia del proceso. En el tratamiento de menas de estaño y oro, el tamaño
máximo está normalmente entre 10 a 20 mm, a pesar de ser remota la ocurrencia
de materiales de estas dimensiones. En el tratamiento de carbón es posible la
alimentación de partículas de hasta 200 mm, a pesar de ser común la remoción de
partículas de tamaño superior a 50 mm. Otras aplicaciones de la concentración con
jigs se presentan en el tratamiento de menas de estaño, manganeso, hierro. En la
figura 3.6 se muestra un flow sheet de tratamiento de una mena de manganeso
usando jigs.

35. Figura 3.6. Flow sheet de tratamiento de una mena de manganeso usando jigs.

36. En 1985 fue lanzada la mesa de Wifley que vino a constituirse en el principal
modelo de mesa vibratoria. Efectivamente, solamente después de la constatación
de su eficiencia el uso de la mesa fue propagado y surgieron nuevos modelos. En
la tabla 4.1 se presentan los diferentes modelos de mesas Wilfley. Algunas de
estas mesas vibratorias se muestran en la figura 4.1.

37. Tabla 4.1. Modelos de mesas Wilfley.
Modelo Flujo másico de sólido (kg/h)
500 5 – 15
800 5 – 30
3000 100 – 800
7000 500 – 2500
8000 200 - 2500
Figura 4.1. Mesas Wilfley.

38. La mesa de Wilfley tuvo como principal modificación el cubrimiento parcial del
tablero con “riffles” paralelos al eje longitudinal que posibilitó el tratamiento de la
alimentación gruesa y aumentó su capacidad. Los “riffles” fueron introducidos con
las siguientes finalidades: formar cavidades donde ocurra la formación de lecho y
estratificación por acción semejante a la encontrada en el jig, ocultar las partículas
pesadas para la transmisión de las vibraciones e exponer las partículas grandes y
livianas al flujo transversal de agua de lavado después de la estratificación. La
mesa Wilfley dispone de un mecanismo que proporciona un movimiento de
vibración lateral diferenciado en sentido transversal al flujo de pulpa que causa el
desplazamiento de las partículas a lo largo de los “riffles”.
Los “riffles” tienen las siguientes funciones:
Retener las partículas pesadas en el fondo.
Transmitir efectivamente la acción de estratificación del “deck” a la pulpa.
Tornar el flujo turbulento para producir la separación entre las partículas.
Mecanismos de separación de la mesa vibratoria. Los mecanismos de separación
que actúan en la mesa vibratoria pueden ser mejor comprendidos si se consideran
separadamente la región de la mesa con “riffles” y la región lisa. Las partículas
minerales alimentadas transversalmente a los “riffles”, sufren el efecto del
movimiento asimétrico de la mesa, resultando en un desplazamiento de las
partículas para adelante; las pequeñas y pesadas se desplazan más que las
gruesas y livianas. En los espacios entre los “riffles”, las partículas se estatifican
debido a la dilatación causada por el movimiento asimétrico de la mesa y por la
turbulencia de la pulpa a través de los “riffles”, comportándose este lecho entre los
“riffles” como si fuera un jig en miniatura
con sedimentación retardada y consolidación intersticial (improbable la aceleración
diferencial) – haciendo que los minerales pesados y pequeños queden más
próximos a la superficie que los grandes y livianos. Las camadas superiores son
arrastradas por sobre los “riffles” por la nueva alimentación y por el flujo de agua
de lavado transversal. Los “riffles” van disminuyendo de altura de modo que,
progresivamente, las partículas finas y pesadas son puestas en contacto con el film
de agua de lavado que pasa sobre los “riffles”. La concentración final tiene lugar
en la región lisa de la mesa, donde la capa de material se presenta más fina. La
resultante del movimiento asimétrico en la dirección de los “riffles” y de la velocidad
diferencial en escurrimiento laminar, perpendicularmente, es el esparcimiento de
los minerales. En la figura 4.2 se muestra el movimiento de las partículas en una
mesa vibratoria, mientras que, en la figura 4.3. se presenta la estratificación vertical
de las partículas entre los “riffles”.
En relación al revestimiento del “deck” de la mesa, los diferentes materiales
impermeables se han utilizado son: linóleo, goma natural, goma sintética, uretano,
metano impregnado de zircón y fibra de vidrio.
La mesa vibratoria se utiliza desde hace varias décadas, siendo un equipamiento
diseminado por todo el mundo para la concentración gravitacional de menas y
carbón. Es considerada de modo general el equipo más eficiente para el
tratamiento de materiales con granulometría fina. Su limitación es la baja capacidad
de procesamiento (menos de 2 ton/h), haciendo que su uso, particularmente con
menas de aluviones, se restrinja a las etapas de limpieza. Es un equipamiento muy
utilizado en la limpieza de concentrado primario o secundario de menas de oro libre
y menas aluvionares.

39. Figura 4.2. Movimiento de las partículas en una mesa vibratoria parcialmente
“riffleada” y una mesa vibratoria totalmente “riffleada”.
Figura 4.3. Estratificación vertical de las partículas entre los “riffles”.

40. Las variables de diseño de la mesa vibratoria son: forma de la mesa, tipo de
material de la superficie de la mesa, forma y distribución de los “riffles”, profundidad
de los “riffles” (altura de los “riffles”), sistema de aceleración y desaceleración,
forma de la alimentación de la pulpa y distribución del agua de lavado. Por otra
parte, las variables operacionales son las siguientes: inclinación de la mesa,
porcentaje de sólidos de la pulpa alimentada, flujo de agua de lavado, posición de
los cortadores de productos, frecuencia de vibración de la mesa y longitud del
desplazamiento de la superficie de la mesa al vibrar.
La capacidad de la mesa depende de la frecuencia, inclinación, cantidad de agua,
características de la mena, densidades de las partículas útiles y de los estériles,
forma de las partículas, granulometría de la alimentación. La capacidad varía de 5
ton/día (materiales finos) hasta aproximadamente 50 ton/día (materiales gruesos).
Los consumos de agua serían los siguientes: 38-83 L/min (alimentación) y 11-45
L/min (lavado). El consumo de potencia medio por mesa es de 0,6 HP.
El límite superior del tamaño de partículas minerales tratadas en las mesas
vibratorias es de aproximadamente 2 a 3 mm (para carbón puede llegar hasta 15
mm), mientras que el tamaño mínimo de las partículas que se pueden concentrar
en estos equipamientos es del orden de 75 micrones. Es necesario señalar que el
tamaño mínimo de los materiales que se pueden tratar en una mesa es función del
volumen de agua y del movimiento de la mesa, siendo esencial que las partículas
sedimenten para que puedan ser recogidas en el concentrado.
El porcentaje de sólidos en la pulpa alimentadas debe ser suficientemente bajo
para permitir la estratificación y dilatación entre los “riffles”. Densidades de pulpa
máximas típicas son del orden de 25 % para las arenas y de 30 % para materiales
finos.
Las características operacionales de las mesas vibratorias en etapa “rougher”,
etapa “cleaner” y en el tratamiento de partículas finas y gruesas son las siguientes:
Etapa rougher: más agua, más mena, más inclinación, golpes más largos, riffles
completos.
Etapa “cleaner”: menos agua, menos mena, menor inclinación, golpes más cortos,
“riffles” parciales.
Alimentación fina: menos agua, menos alimentación, mayor velocidad, golpes más
cortos, “riffles” bajos.
Alimentación gruesa: más agua, más alimentación, menor velocidad, golpes más
largos, “riffles” altos.
Las aplicaciones de las mesas vibratorias se podrían resumir en lo siguiente:
Limpieza de carbón fino.
Tratamiento de óxidos de estaño (casiterita), tungsteno, tantalio, zirconio, cromo,
minerales industriales y arenas, plomo, cinc.
Tratamiento de menas de oro libre y menas aluvionares.
Tratamiento de escorias y residuos.

41. En las figuras 4.4 y 4.5 se presentan flow sheet de tratamiento de minerales en los
cuales se utilizan mesas vibratorias.

42. Figura 4.4. Circuito de lavado de carbón fino.
Figura 4.5. Flow sheet de tratamiento de una mena de tantalio.

43. Espirales
El primer tipo de espiral Humphrey fue introducido en 1945. El principio básico se
ha mantenido hasta la actualidad, pero con evoluciones considerables en cuanto
al diseño y técnicas de fabricación. Los materiales de construcción empleados han
evolucionado desde la madera y hierro fundido hasta el poliéster reforzado con
fibra de vidrio, pasando por aleaciones, hormigón, goma, etc.
Actualmente, la mayoría de los fabricantes construyen en poliéster reforzado con
fibra de vidrio, con recubrimientos de poliuretano o goma, y este relativamente
sencillo proceso de fabricación ha sido uno de los motivos del rápido avance en el
diseño de estos separadores. Los mayores avances en el diseño han incidido en
el perfil y paso de la espiral. El campo de aplicación se ha expandido
principalmente, debido al desarrollo de espirales en las cuales el paso y el perfil
cambian a lo largo de su longitud.
Las espirales se dividen en dos tipos: espirales de múltiples retiradas y espirales
de retiradas limitadas. La tecnología se está inclinando a la construcción de
espirales con menos puntos de retiradas del concentrado, varias con un único
punto en el fondo de la hélice. También el agua de lavado ha sido reducida e
incluso en algunos casos ha sido eliminada.
La espiral consiste de un canal helicoidal cilíndrico con sección transversal semi
circular modificada. En la parte superior existe una caja destinada a recibir la
alimentación en forma de pulpa. A medida que ella se escurre, las partículas más
pesadas se encuentran en una faja a lo largo del lado interno del flujo de la pulpa
y son removidas por aberturas localizadas en la parte más baja de su sección
transversal. Existen dos aberturas para cada vuelta de la espiral. Estas aberturas
están provistas de un dispositivo que permite guiar los minerales pesados para
obtener la separación deseada, a través de una regulación conveniente. Cada
abertura es conectada a un tubo colector central, a través de mangueras de tal
forma que se juntan los materiales recogidos en las diferentes aberturas en un
único producto. En el extremo inferior del canal existe una caja destinada a recoger
los minerales livianos que no son recogidos por las aberturas.
El principio de funcionamiento de la espiral es una combinación de escurrimiento
laminar y acción centrífuga. Una vez en la espiral, los minerales comienzan
inmediatamente a depositarse de acuerdo a sus tamaños, forma y densidades.
Partículas de mayor peso específico se depositan casi inmediatamente. Una vez
en contacto con la superficie del canal o próximo de ella, estas partículas son
aprisionadas por una película de fluido adherente a la superficie. Esta película se
mueve con velocidad mucho menor que el resto de la corriente fluida que contiene
los minerales livianos y pequeños que no se depositaron. Como resultado, la pulpa
se divide en dos partes distintas: la película fluida conteniendo los minerales
predominantemente gruesos y pesados y el resto de la corriente, conteniendo los
minerales pequeños y livianos y casi toda el agua introducida con la pulpa. La
película fluida prácticamente no tendrá su trayectoria influenciada por la acción
centrífuga y se moverá lentamente para el interior del canal donde será removida
por las aberturas. Al contrario, el resto de la corriente fluida, libre de la acción

44. de fricción con la superficie del canal, desarrolla una velocidad varias veces mayor,
siendo lanzada contra la parte externa del canal, por la acción centrífuga. Así, la
diferencia de las fuerzas centrífugas, actuando sobre las dos corrientes, causa una
rotación transversal mientras ellas se mueven a través del canal. Esta rotación de
la corriente actúa en el sentido de remover los minerales pesados en dirección a
las aberturas y los minerales livianos para el interior de la corriente, de tal forma
que adquieran trayectorias diferentes y se separen. En la figura 4.6 se muestra
esquemáticamente la distribución de las partículas en la seccióntransversal de una
espiral.
En cada abertura donde se recogen los minerales pesados se adiciona
transversalmente a la corriente una cantidad de agua suplementaria que tiene
como finalidad suplir la pulpa de la cantidad de agua que se pierde en las aberturas
e devolver a la corriente fluida las partículas no recogidas, para que sean
reclasificadas. Esta agua recibe el nombre de agua de lavado y auxilia
considerablemente el proceso.
La concentración en espirales ocurre rápidamente. Una vez introducida la pulpa,
posteriormente en las dos primeras vueltas se puede retirar un concentrado puro.
El material recogido por las aberturas de las últimas vueltas puede ser retirado
separadamente, pasando en este caso a constituir un producto medio.
La espiral que ha sido largamente utilizada es la espiral Humphrey (introducida en
1945), la cual es fabricada básicamente en dos modelos: el primero conteniendo 5
vueltas, cuando se destina a las primeras etapas de concentración de menas de
alto peso específico, o de 3 vueltas, para las etapas de purificación de estas
mismas menas; el segundo conteniendo 6 vueltas, usada principalmente para la
concentración de carbón fino, o menas de bajo peso específico.
Un modelo conteniendo varias innovaciones fue desarrollado por la Mineral
Deposits Limited de Australia: el concentrador espiral Reichert. Este equipo
consiste de una hélice continua de fibra de vidrio, conteniendo revestimiento de
poliuretano y goma en las regiones de mayor desgaste. Son fabricados diferentes
modelos: el modelo convencional, conteniendo una hélice simple; el modelo doble,
conteniendo dos hélices independientes que se enrollan en torno del mismo eje. El
modelo doble presenta las siguientes ventajas: es aproximadamente 5 veces más
liviano que los modelos de hierro fundido y ocupan la mitad del espacio ocupado
por los modelos convencionales.
Actualmente, las mejoras en los diseños de las espirales Reichert, junto con la
utilización de nuevos materiales más livianos en su construcción, han permitido
montar en una misma columna, una, dos, tres y hasta cuatro canales entrelazados
alrededor de la columna de soporte del centro, formando lo que se conoce como
espirales simples (“single”), gemelas (“twin”), triples (“triples”), etc. Pueden
formarse bancos de espirales con hasta 8 columnas formando un módulo muy
compacto. De este modo, pueden formarse unidades agrupando hasta 24 o 32
canales con capacidades del orden de 60 ton/h, y ocupando un espacio muy
reducido. La relación capacidad/superficie ocupada es mucho más favorable que
para otros equipos como mesas vibratorias, jigs, etc. El consumo de agua con el
empleo de esas nuevas espirales se ha reducido considerablemente. Además, y
ésta es la mayor innovación y ventaja, especialmente en cuanto a la flexibilidad de
la operación, no poseen tomas de concentrado, por lo cual los productos obtenidos
(concentrado, medios y relaves), son separados al final del canal

45. mediante una cuchillas ajustables, lo cual simplifica notoriamente el control y
operación del equipo. En la figura 4.7 se muestra un módulo de espirales.
Figura 4.6. Sección transversal de una espiral mostrando la posición del
concentrado, productos medios y relave.

46. Figura 4.7. Módulo de espirales.
A continuación se describen las principales características funcionales de las
espirales:
La capacidad de tratamiento de sólidos varía de 0,5 a 2,5 ton/h, la tasa más
utilizada es 1,5 ton/h. El flujo de pulpa de la alimentación depende de las
características de la mena. Para materiales finos se aconsejan flujos de 50 a 60
L/min; para materiales medios, 70 a 90 L/min y para materiales gruesos, entorno
de 110 L/min.
El consumo de agua para cada espiral, incluyendo el agua de lavado, varía de 50
a 110 L/min. Industrialmente, esta agua es normalmente recuperada y recirculada.
Debe señalarse que la nueva generación de espirales no necesita aporte de agua
de lavado (“waterless”), ya que funciona eficientemente sin el uso de esta agua.
El porcentaje de sólidos es de 20 a 30%, pulpas que contienen granulometría
gruesa pueden operar con hasta 50% de sólidos. Sin embargo, las espirales más
modernas pueden trabajar con porcentajes de sólidos superiores a los
convencionales, 30 a 50%.
Los límites granulométricos de los minerales pesados contenidos en la pulpa deben
ser de 8 mallas hasta 200 mallas. El tamaño de los minerales de bajo peso
específico contenido en la pulpa no es crítico, pudiendo variar hasta 4 mallas sin
perjudicar el desempeño. Cuanto más amplio es el rango granulométrico, menor
será la eficiencia del equipo. Por otra parte, debe señalarse que la eficiencia de las
espirales disminuye para granulometrías inferiores a 200 mallas.
La diferencia de pesos específicos entre los minerales útiles y los minerales de la
ganga debe ser siempre mayor que 1,0 para que se obtenga una concentración
satisfactoria. La eficiencia tiende a incrementarse con el aumento de los pesos
específicos de los minerales pesados.
La forma o tamaño de las partículas puede influir de tal forma a la concentración
que en ciertos casos, tratando minerales de pesos específicos muy próximos se
puede alcanzar una buena separación.
A menudo un proceso de concentración gravitacional, a similitud de los procesos
de flotación, precisa de varias etapas de concentración: desbaste (“rougher”),
limpieza (“cleaner”), afino (“recleaner”), barrido (“scavenger”). En la figura 4.8 se
presenta un circuito de concentración gravimétrico con espirales en tres etapas.
Las aplicaciones de las espirales serían las siguientes:
Producción de un concentrado y un relave en una etapa solamente.
Producción de un concentrado final y el relave se trata en otro proceso.
Producción de un concentrado “bulk” de varios minerales pesados (la separación
se realiza por otro proceso) y un relave final.
Tratamiento del material “scavenger” de otro proceso.
En un circuito cerrado de molienda, recuperando los minerales pesados y
liberados.
En cuanto a las menas y minerales que se pueden tratar mediante concentración
en espirales, se pueden mencionar los siguientes:

47. Menas de hierro.
Minerales de arenas de playa.
Oro y plata
Cromita, tantalita, scheelita, barita, casiterita.
Minerales de plomo y cinc
Carbón
Figura 4.8. Flow sheet de concentración gravitacional utilizando espirales en tres
etapas.

48. Vanners
Los vanners son concentradores gravitacionales en húmedo que trabajan en
régimen de escurrimiento laminar.
Consisten de una correa sin fin, ligeramente inclinada en relación a la horizontal, y
que recibe movimientos oscilatorios en el plano de la correa destinados a
estratificar la pulpa. Esta agitación auxilia la sedimentación de los minerales de
mayor peso específico para las capas inferiores próximas de la correa y aún ayuda
a expulsar los minerales livianos para las capas superiores del flujo de la pulpa. Un
movimiento lento contínuo de la correa para arriba, arrastra los minerales pesados
en el sentido contrario de la corriente que contiene los minerales livianos en
suspensión, de modo que se separen. Los minerales livianos son descargados en
una canaleta , mientras que los minerales pesados continúan adheridos a la correa
hasta que ella se introduce en un tanque que los recoge mediante un chorro de
agua.
Las correas son generalmente de 4 a 6 pies de ancho por 12 pies de largo. La
velocidad de la correa es la principal variable de operación, normalmente se usa
entre 22 a 80 pulgadas por minuto. La inclinación puede variar entre 2 a 8 pulgadas
en 12 pies. El número de vibraciones por minuto varía de 120 a 280.
El tamaño de máximo de la mena no debe ser superior a 1 mm. El rango de tamaño
ideal es de 0,01 mm a 0,25 mm.
Actualmente, los vanners son equipos que están prácticamente en desuso.
Escurrimiento en Canaletas
Introducción
El escurrimiento en canaletas se caracteriza por la existencia de una masa de
partículas minerales en suspensión o arrastrada por una corriente de agua a lo
largo de una canaleta, que está sujeta a fuerzas gravitacionales y de presión de la
corriente, llevando a una estratificación por densidad.
Es importante observar que este tipo de escurrimiento no se confunde con el
escurrimiento laminar. En el escurrimiento en canaletas, las fuerzas de atricción y
los mecanismos de adherencia entre partículas y superficie de arrastre,
características del escurrimiento laminar, no tiene efecto significativo en la
estratificación. También en las canaletas, los volúmenes de agua usados son
considerablemente mayores y por consiguiente el régimen de escurrimiento es
algo tumultuoso, muy diferente del régimen de lámina líquida observado en el
escurrimiento laminar.

49. Canaletas simples
Las canaletas (“sluices”) son posiblemente los aparatos concentradores más
primitivos que se conocen. Son usados principalmente para el tratamiento de
menas aluvionares en los cuales el mineral valioso se encuentra libre en
granulometría fina y la diferencia de su peso específico en relación al de los
minerales de la ganga es grande. Su aplicación principal es en la concentración
del oro, platino y casiterita. Generalmente son construidas de tablas y contienen el
piso irregular para aprisionar los minerales pesados. El piso irregular se consigue
desgastando el fondo, con tacos de madera, bloques, reglas, gradas, etc. Estos
resaltos son llamados “riffles”, debido a su función de recoger de la corriente de
agua los minerales pesados y transportarlos.
La selección de la forma del “riffles” ideal depende de las necesidades de
transporte, tamaño y cantidad de material valioso. Todas ellas son construidas en
módulos que facilitan su instalación y su remoción.
El tamaño de las canaletas es variable. Existen canaletas de 12 pulgadas hasta 10
pies de ancho por 6 pulgadas hasta 4 pies de profundidad. Presentan una
inclinación que depende principalmente de los tamaños mayores de la
alimentación y de la cantidad de agua disponible. Su largo depende de la fineza y
del peso específico de los minerales valiosos y de la distancia que los minerales
estériles deben ser transportados. El largo varía generalmente de 50 a 150 metros.
La operación de las canaletas es intermitente. La alimentación se realiza por la
parte superior y dura el tiempo necesario para saturar la canaleta. Posteriormente
los “riffles” son desmontados y el material pesado es recogido. En el caso del oro,
este material aún puede ser enriquecido en bateas.
Canaletas estranguladas
La canaleta estrangulada (“pinched sluices”) es una pequeña canaleta de paredes
convergentes. En su forma elemental posee 2 a 3 pies de largo, estrechándose de
9 pulgadas de ancho en la parte superior, hasta 1 pulgada en la descarga. La
alimentación se realiza en la parte superior con pulpa que contiene 50 a 55 % de
sólidos y se estratifica a medida que desciende por la canaleta. En el extremo de
la descarga existe una placa formando un pequeño ángulo con la canaleta, que
tiene como finalidad hacer que la pulpa se desparrame antes de alcanzar los
cortadores. Estos cortadores interceptan el flujo fuera de la canaleta y lo dividen
en los productos: concentrado, medios y relave.
El rango granulométrico ideal para la alimentación de las canaletas estranguladas
es inferior a 10 mallas y superior a 200 mallas. Las capacidades dependen de la
granulometría que se va a tratar, variando de 0,5 ton/h para arenas finas hasta 2,0
ton/h para arenas más gruesas. Las variables operacionales son: la densidad de
pulpa de la alimentación, la posiciónde los cortadores, la inclinación de la canaleta
(en general entre 16º y 20º con respecto a la horizontal) y la orientación de la placa.

50. Las canaletas estranguladas son construidas de metal liviano y revestidas en goma
para soportar el desgaste. Son aparatos simples, baratos, livianos y ocupan poco
espacio.
En la figura 4.9 se muestra el concentrador Lamflo de la Carpco Research and
Engineering, Inc., cuyo principio de funcionamiento es básicamente el de una
canaleta estrangulada. El aparato está compuesto de tres canaletas, la primera y
la tercera tienen paredes curvas, mientras que la del medio tiene paredes planas
covergentes. Este concentrador fue desarrollado para el tratamiento de minerales
pesados de arenas de playa, sin embargo también se aplica en la concentración
de minerales de hierro y en la purificación de finos de carbón.
Las principales características operacionales del concentrador Lamflo son:
Tiene alta capacidad. Dependiendo de la granulometría del material, se puede
trabajar con flujos de alimentación que varías entre 4 y 10 ton/h de sólidos. Los
porcentajes de sólidos de la alimentación deben estar entre 56 a60 %.
Normalmente se opera con una inclinación de 15º respecto de la horizontal, sin
embargo el ángulo puede cambiar dependiendo de las características de la mena
a ser tratada.
El concentrador acepta partículas de hasta 2 mm en la alimentación, sin embargo
el tamaño máximo inicial es del orden de 0,5 mm. Los tamaños inferiores deben
ser de aproximadamente 0,04 mm y, en casos excepcionales, hasta 0,02 mm.
Concentrador de cono Reichert
El concentrador de cono Reichert (figura 4.10) es un concentrador que trabaja en
húmedo, de alta capacidad, originalmente concebido en Australia como un pre-
concentrador de minerales pesados de arenas de playa. Los primeros estudios
fueron desarrollados por la Mineral Deposits Limited, en los inicios de 1960.
El elemento básico del concentrador es un cono construido de fibra de vidrio con
revestimiento de goma en las zonas de mayor desgaste, midiendo 2 metros de
diámetro y con inclinación de 17º. El sistema consiste de un montaje de conos, uno
sobre otro, de tal forma que el cono superior queda encajado exactamente sobre
el cono inferior, Son construidos conos dobles y conos simples. En los modelos
dobles existe un cono superior y dos conos inferiores sobrepuestos. Este arreglo
permite un aumento del área útil de separación dentro de la máquina sin aumentar
la altura o la superficie del cono. El cono superior recibe la pulpa de una caja
distribuidora existente en su parte superior y la distribuye alrededor de su periferia,
alimentando enseguida el (los) cono (s) inferior (es). No hay efecto de
concentración en el cono superior, el cual funciona distribuyendo la pulpa
homogéneamente para el (los) cono (s) inferior (es). En el caso de los conos
dobles, el cono superior presenta en su periferia un divisor de flujo destinado a
distribuir igualmente la pulpa para los dos conos inferiores. El principio de
operación es similar al de una canaleta. El flujo de pulpa, entretanto, no es
restringido o influenciado por la acción de paredes, lo que generalmente ocurre en
las canaletas. Mientras la pulpa fluye para el centro del (de los) cono (s) inferior
(es) ocurre la separación. Las partículas más

51. densas sedimentan más rápidamente y se desplazan en el fondo del film en
dirección al centro, donde son removidas por una abertura anular. Las partículas
más livianas son
Figura 4.9. El concentrador Lamflo.

52. Figura 4.10 El concentrador de cono Reichert.
arrastradas por la corriente y fluyen sobre la abertura, siendo colectadas por un
tubo central. La eficiencia de este proceso es relativamente pequeña y par obtener
una buena separación, la operación debe ser repetida varias veces, repasándose
el concentrado en otros conos. En la figura 4.11 y 4.12 se muestran las
características de los conos Reichert.
Varios arreglos de conos simples y dobles pueden ser usados. Generalmente los
conos dobles operan en una etapa de desbaste y sus concentrados son sometidos
a las etapas de limpieza en conos simples. Se puede también tratar los
concentrados de los conos simples, para su purificación final en canaletas
estranguladas. Estas canaletas (en un número de seis), son arregladas en forma
radial debajo de los últimos conos simples. Próximo a la extremidad inferior de
estas canaletas existen aberturas destinadas a recoger del film la parte de los
minerales pesados. Los relaves de estas canaletas deben ser recirculados y los
concentrados son reunidos en un único producto que es el concentrado final. En la
figura 4.13 se presentan configuraciones comunes de circuitos que utilizan conos
Reichert.
Las principales características operacionales de los conos Reichert son:
Alta capacidad. Funcionan normalmente con 65 a 90 ton/h de sólidos y en casos
excepcionales, con 40 a 100 ton/h. Operan con pulpas de 55 % a 70 % de sólidos.
El consumo de agua en una planta depende de la ley de la mena a ser tratada.
Menas conteniendo alto porcentaje de minerales pesados requieren porcentajes
de sólidos más bajos y consecuentemente demandan mayores volúmenes de
agua. La cantidad de agua varía de 20 a 35 m3/h.
Los conos aceptan partículas de hasta3 mm, a pesar de que los tamaños óptimos
superiores deban ser entre 0,5 y 0,6 mm, y los inferiores entre 0,04 y 0,05 mm. En
casos excepcionales, se puede obtener una buena concentración con partículas
de hasta 0,02 mm. La presencia de lamas en la alimentación aumenta la viscosidad
de la pulpa, retardando la separación y reduciendo la eficiencia. En el caso de altos
porcentajes de lamas se puede utilizar un ciclón deslamador antes de los conos.
Algunas aplicaciones de los conos Reichert son:
Concentración de minerales pesados de arenas de playas de bajas leyes.
Concentración de minerales de hierro.
Concentración de minerales de estaño.
Recuperación de minerales pesados (uranio y zirconio) de los relaves de flotación
de menas de cobre.

53. Figura 4.11. Características operacionales de los conos Reichert.

54. Figura 4.12. Esquema de la distribución de flujos en el cono Reichert, mostrándose
además el tratamiento del concentrado en canaleta.

55. Figura 4.13. Configuraciones de circuitos con conos Reichert dobles y simples.

56. El Concentrador Centrífugo Knelson
Introducción
En la década del 80 aparecieron una serie de equipamientos para el beneficio de
minerales que utilizan la fuerza centrífuga para efectuar la separación de los
minerales valiosos. El más conocido de ellos fue el concentrador Knelson, que en
poco tiempo obtuvo gran aceptación en la industria minera. Debe señalarse que en
el año 1998 había más de 2500 concentradores Knelson operando en recuperación
de oro en el mundo.
Algunas indicaciones generales respecto a los concentradores Knelson serían las
siguientes:
Los concentradores se fabrican desde tamaños de laboratorio hasta unidades de
alta producción.
El concentrador recupera partículas de oro de tamaños que van desde ¼” hasta
aproximadamente 1 micrón.
En estos concentradores el problema de compactación del mineral que pudiese
originar la fuerza centrífuga, fue solucionado introduciendo agua a presión en el
sistema, contrabalanceando la fuerza centrífuga en el cono de concentración.
Durante la operación de estos concentradores todas las partículas están sujetas a
una fuerza equivalente a 60 g, que es lo que permite que el concentrador pueda
recuperar partículas finas.

57. Características y operación del concentrador Knelson
El concentrador centrífugo Knelson (figura 5.1) consiste de un cono perforado con
anillos internos y que gira a alta velocidad. La alimentación, que en general debe
ser inferior a 1/4”, es introducida como pulpa (20-40% sólidos en peso) por un
conducto localizado en la parte central de la base del cono. Las partículas, al
alcanzar la base del cono, son impulsadas para las paredes laterales por la acción
de la fuerza centrífuga generada por la rotación del cono. Se forma un lecho de
volumen constante en los anillos, los cuales retienen las partículas más pesadas,
mientras que, las más livianas son expulsadas del lecho y arrastradas por arriba
de los anillos para el área de descarga de relaves en la parte superior del cono.
El campo centrífugo en el concentrador varía con la altura del cono. Así, en los
anillos inferiores, hay una tendencia a recuperar las partículas mayores del mineral
de mayor densidad, en cuanto a los anillos superiores, donde el radio del cono es
mayor (es decir, mayor fuerza centrífuga), allí los minerales más finos aún pueden
ser recuperados. La compactación del material del lecho se evita por la inyección
de agua a través de los hoyos en los anillos. El agua es alimentada a partir de una
camisa de agua fija externa al cono. Esta agua fluidiza el lecho de concentrado
permitiendo que las partículas más densas, inclusive finas, penetren en el lecho
bajo la acción de la fuerza centrífuga, varias veces superior a la fuerza de
gravedad.
En la operación de los concentradores Knelson, la eficiencia del proceso es posible
si se evita la compactación del lecho de partículas de ganga dentro de los espacios
inter- riffles, es decir, solamente si este lecho es mantenido dentro de un estado de
fluidización apropiado. El procedimiento adecuado para la fluidización del lecho de
partículas se puede realizar con un circuito hidráulico externo. El agua es inyectada
dentro del cono a través de un ensamble de perforaciones, de aproximadamente
800 µm de diámetro, los cuales son practicados en forma tangencial en la pared
del cono y a la misma altura dentro de cada espacio inter-riffles. Esta agua de
contrapresión desarrolla una fuerza que una vez ajustada, permite contrarrestar la
fuerza resultante, a la cual están sometidas las partículas del lecho dentro del cono
que está girando, de ese modo se asegura la fluidización del lecho. El agua se
inyecta en dirección opuesta a la rotación del cono, lo cual hace que las partículas
continúen en movimiento y se concentren las partículas pesadas. En la figura 5.2
se muestra un corte del cono del concentrador Knelson con sus perforaciones. Los
diferentes tipos de generaciones de conos que se han empleado en los
concentradores Knelson, se presentan en la figura 5.3.
Al final de un periodo de operación del concentrador Knelson, el concentrado que
queda en los anillos es colectado y se retira por el fondo del cono. La duración del
ciclo de concentración varía dependiendo de la aplicación que se esté realizando.
Típicamente los tiempos de duración de un ciclo de concentración serían los
siguientes:
Concentración de material aluvial: 8 a 24 horas.
Concentración de minerales de oro de roca dura: 1 a 6 horas.

58. Los parámetros operacionales generalmente más manipulados en el concentrador
Knelson son el porcentaje de sólidos y la presión de agua de fluidización. La
granulometría de la mena también es un factor importante a ser considerado; el límite
es
Figura 5.1. Concentrador Knelson.

59. Figura 5.2. Corte del cono del concentrdor Knelson mostrando las perforaciones.
Figura 5.3. Diferentes tipos de generaciones de conos que han sido utilizados en los
concentradores Knelson.

60. de 6 mm, no habiendo límite inferior especificado (de acuerdo con los fabricantes).
La razón másica obviamente debe ser también tomada en cuenta.
Series de modelos de concentradores Knelson
Las series de modelos Knelson que se ofrecen en el mercado, son las siguientes:
Serie de descarga manual (MD).
Serie de descarga central (CD).
Serie de servicio pesado (XD).
Los modelos de serie de descarga manual (MD). Son equipos de escala piloto y de
laboratorio. Los modelos disponibles son:
KC-MD 3 (50 kg/h; 1/6 HP).
KC-MD 7.5 (1000 kg/h; ¾ HP).
El KC-MD 3 se ha convertido en el equipo estándar en los laboratorios, mientras
que, el KC-MD 7,5 es un equipo empleado en estudios de investigación de
minerales pesados, proyectos de tratamiento de desechos y como equipo para
mejorar los concentrados de oro de baja ley.
Los modelos de la serie de descarga central (CD). Éstas fueron las primeras
unidades diseñadas para extraer el concentrado rápidamente, no en forma manual,
y en un ambiente de completa seguridad. Los modelos que están disponibles son
los siguientes:
KC-CD 10 MS (2,5 ton/h; 1,5 HP).
KC-CD 12 MS (6 ton/h; 2 HP).
KC-CD 20 MS (25 ton/h; 7,5 HP).
KC-CD 30 MS (60 ton/h; 15 HP).
Los modelos CD 10MS y CD 12MS son apropiados para los siguientes casos:
concentración primaria, operaciones de bajo tonelaje, trabajos de pruebas a escala
piloto, y reconcentración de concentrados primarios. Por otra parte, los modelos
CD 20MS y CD 30MS son adecuados para usos de producción, generalmente en
operaciones aluviales, pero puede usarse en operaciones de molienda de roca
dura en donde hay limitaciones de presupuesto y un ambiente de baja corrosión.
Los requerimientos típicos de agua de fluidización en la serie CD utilizando los
conos de concentración de la Generación-5 (G 5) son los siguientes:
CD10: 3,4-4,5 m³/h
CD12: 4,1-5,7 m³/h
CD20: 7,9-13,6 m³/h
CD30: 17,0-25,0 m³/h

61. Los tamaños máximos de alimentación son los siguientes:
Roca dura: -10 mallas (-1,7 mm) Placeres: -1/4 pulgadas (-6,4 mm)
Los modelos de la serie de servicio pesado (XD). Estos modelos fueron
incorporados en 1997. El concentrador Knelson de la serie XD representa uno de
los últimos avances en concentración centrífuga. Estos equipos han sido
desarrollados para soportar las exigencias de las condiciones más difíciles de
operación. La serie XD incorpora varias características nuevas de diseño
ofreciendo mayor capacidad y mejor recuperación en un modelo fuerte y compacto.
Los modelos disponibles son los siguientes:
KC-XD20 (25 ton/h; 7,5 HP)
KC-XD30 (60 ton/h; 15 HP)
KC-XD48 (150 ton/h; 40 HP)
Los modelos XD son especialmente diseñados para cubrir la demanda en los
ambientes de circuitos de molienda de roca dura. Sin embargo, son también
apropiados para operaciones aluviales o para proyectos de retratamiento de
relaves donde se presentan condiciones de acidez.
En las figura 5.4 y 5.5 se presentan flow sheet de tratamiento de minerales
aluviales y de roca dura, respectivamente, empleando concentradores Knelson.
Figura 5.4. Flow sheet de tratamiento de oro aluvial empleando concentradores
Knelson.

62. Figura 5.5. Tratamiento de minerales de oro de roca dura con concentradores
Knelson.

63. El Concentrador Centrífugo Falcon
El concentrador Falcon consiste de un bolo cilíndrico -cónico que gira a alta
velocidad en el interior de una camisa fija cuya función es colectar el relave. La
pulpa se alimenta en el fondo del cono, es acelerada y se va estratificando a
medida que asciende en el rotor. Dependiendo del tipo de modelos de serie del
concentrador que se trate (Serie SB o Serie C), las partículas serán sometidas a
200 g o 300 g, y el proceso de concentración en el bolo se realizará de acuerdo a
un procedimiento diferente, en forma discontinua o continua.
El concentrador se utiliza en la separación de un gran número de materiales:
minerales de hierro, sulfuros, carbón, tantalio, metales nativos como oro, plata,
níquel, cobre, cinc, estaño, etc.
Concentrador Falcon serie SB
El concentrador Falcon serie SB (figura 5.6) se caracteriza por lo siguiente:
Es un concentrador discontinuo.
Utiliza agua de fluidización.
Permite la recuperación de partículas muy finas, en algunos casos menores a 5
micrones.
Con este equipo se obtienen concentrados de alta ley.
Se logran recuperaciones en peso de concentrado de cerca del 1%.
Permite la recuperación de partículas liberadas finas y ultrafinas.
Las aplicaciones del concentrador Falcon modelo SB se pueden resumir en lo
siguiente:
Recuperación de oro libre, plata y platino.
Tratamiento de flujos de descarga o alimentación a ciclones en circuitos de
molienda.
Limpieza de concentrados.
Retratamiento de relaves.
Tratamiento de materiales aluviares y placeres.
Funcionamiento del concentrador Falcon serie SB. Estos equipos operan en
discontinuo y ocupan una zona de retención de lavado en la parte superior del
rotor, requiriendo de la adición de agua de proceso. Estas unidades pueden tratar
partículas de hasta 6 mm, pero también son eficientes en la recuperación de
tamaños finos. Las partículas que ingresan al equipo son sometidas a una fuerza
de gravedad de hasta 200 g y son segregadas de acuerdo a su gravedad específica
mientras se desplazan por la pared lisa del rotor. Las capas más pesadas pasan a
la zona en que el concentrado queda retenido, que son las ranuras que presenta
el equipo en la parte superior del rotor. La adición de agua a través de las ranuras
presentes en la zona de concentrado permite que algunas partículas migren y sean
retenidas solamente las más pesadas. Las partículas

64. más livianas son eliminadas como relave por la parte superior del rotor. Cuando el
concentrado ha llegado a alcanzar una ley adecuada, la alimentación se detiene por
Figura 5.6.Concentrador Falcon modelo SB 2500
aproximadamente 30 segundos. El rotor disminuye su velocidad y mediante presión
de agua se lava en concentrado, el cual se descarga por la parte baja del rotor y es
conducido a una canaleta.
Tabla 5.1. Especificaciones de modelos Falcon SB.
Modelo Capacidad de
tratamiento de
sólidos (ton/h)
Motor (HP) Agua de proceso
(m3/h)
SB 40 0 – 0,25 0,5 0,24 – 1,2
SB 250 1 – 8 3 1,8 – 2,7
SB 750 5 – 47 10 6 – 9
SB 1350 23 – 114 20 8 – 15
SB 2500 42 – 206 40 15 – 24
SB 5200 105 - 392 100 30 - 42

65. Concentrador Falcon serie C
El concentrador Falcon serie C (figura 5.7) se caracteriza por lo siguiente:
Funciona en continuo.
No utiliza agua de fluidización.
Este equipo es utilizado cuando se requieren altas recuperaciones (etapas “rougher”
y “scavenger”).
Se logran recuperaciones en peso de concentrado de cerca del 40%.
Es utilizado para maximizar la recuperación y disminuir la masa entrante a los
procesos siguientes.
Son adecuadas para preconcentrar o retratar flujos, ya que no se emplea agua
adicional de proceso y los concentrados producidos son efectivamente deslamados
y desaguados (en torno de 70 % de sólidos en peso).
Entre las aplicaciones del concentrador Falcon modelo C se pueden señalar las
siguientes:
Retratamiento de oro fino y sulfuros de relaves de flotación o cianuración.
Preconcentración antes de la cianuración para aumentar el rendimiento.
Retratamiento de relaves de tantalio y estaño fino.
Remoción de cenizas y sulfuros en concentración de carbón.
Retratamiento de hierro fino en relaves.
Preconcentración de depósitos de relaves de oro y plata.
Preconcentración y deslamado de depósitos de minerales pesados.
Preconcentración previa a la flotación o cianuración mediante remoción de partículas
livianas no deseadas.
Funcionamiento del concentrador Falcon serie C. Las partículas que ingresan al
concentrador son sometidas a fuerzas de gravedad de 300 g y son segregadas de
acuerdo a su gravedad específica mientras se desplazan por la pared lisa del rotor.
Las capas más pesadas son recuperadas en forma continua controlando el flujo de
descarga a través de toberas de abertura variable. El concentrador no necesita del
uso de agua de proceso y además, no requiere de interrupción del flujo de
alimentación ya que trabaja en forma continua. El concentrado producido estará
deslamado y parcialmente desaguado. El relave se elimina por la parte superior del
rotor.
Tabla 5.2. Especificaciones de modelos Falcon C
Modelo Capacidad de tratamiento
de sólidos (ton/h)
Motor (HP)
C 400 1 – 4,5 10
C 1000 5 – 27 20
C 2000 20 – 60 40
C 4000 45 - 100 100

66. Figura 5.7. Concentrador Falcon serie C, mostrándose además el detalle de la
descarga del equipo.

67. En la figura 5.8 se comparan los tamaños de los concentradores Falcon SB 2500
y Falcon C 4000. Por otra parte, en las figuras 5.9, 5.10, 5.11 y 5.12 se presentan
diferentes flow sheet de tratamiento que utilizan concentradores Falcon serie SB y
serie C.
Figura 5.8. Comparación de los tamaños de los concentradores Falcon C 4000
(3,50 metros de altura) y Falcon SB 2500 (2,65 metros de altura).

68. Figura 5.9. Diagrama de tratamiento de oro aluvial con concentradores Falcon serie
SB.
Figura 5.10. Tratamiento de minerales mediante concentradores Falcon serie SB,
en un circuito que presenta una etapa reducción de tamaño con molienda
tradicional.

69. Figura 5.11. Tratamiento de relaves con concentradores Falcon serie C.
Figura 5.12. Recuperación de minerales de estaño y tantalio con concentradores
Falcon serie C.

70. Se observa que en los esquemas de tratamiento de minerales mediante
concentradores Knelson y concentradores Falcon, es común que la etapa final de
limpieza se realice con mesa vibratoria Géminis. Las características de la mesa
Géminis se muestran en la figura 5.13.
Figura 5.13. La mesa Géminis.

71. El Concentrador Multi-Gravity Separador (MGS)
En este equipo los materiales que se van a concentrar son sometidos a fuerzas de
gravedad de 22 g, así, partículas de 2 micrones de diámetro se comportan como
si fuesen partículas de 45 micrones. El principio del MGS se puede visualizar como
la superficie horizontal de una mesa vibratoria enrollada dentro de un tambor. De
este modo, el equipo consiste básicamente de un tambor horizontal, al cual se le
aplica un movimiento de rotación en el sentido horario y un movimiento de
oscilación semejante al usado en las mesas vibratorias. De esta forma, se
proporciona un alto movimiento de rotación al tambor, entorno a su eje,
generándose un campo centrífugo del orden de 22
El concentrador MGS puede tratar hasta 30 ton/h de mena, por lo cual puede
proporcionar una producción equivalente a doce mesas vibratorias, disminuyendo
notoriamente los costos de tratamiento. Las aplicaciones industriales han
demostrado que los concentrados producidos por los concentradores MGS pueden
ser filtrados con mayor facilidad. El concentrador MGS se muestra en la figura 5.14.
Hay tres modelos de concentradores MGS: el C900, de laboratorio; el C902 y; el
MeGaSep, de alta capacidad.
Las aplicaciones de los concentradores MGS se pueden resumir en lo siguiente:
Tratamiento de minerales de casiterita muy finos (5 micrones o menos).
Recuperación de wolframio a partir de estériles de lavaderos (Perú).
Enriquecimiento de concentrados de flotación de grafito (Australia).
Separación de concentrados de flotación de oro y cinc.
Tratamiento de minerales asociados con sulfuros complejos.
Concentración de cromita fina.
Aplicaciones industriales para finos de carbón, estaño, zinc, titanio, tantálio,
metales pesados, finos de hierro, oro y metales preciosos.
El Jig Centrífugo Kelsey
El jig centrífugo Kelsey utilizado en procesos de separación gravitacional extiende
la eficiencia de recuperación a partículas finas y ultrafinas permitiendo el
tratamiento de tamaños de minerales inferiores a 10 micrones, e incrementando el
rendimiento de separación en los tamaños inferiores a 600 micrones. En este
equipo se combinan los principios de la tecnología convencional de los jigs con la
fuerza centrífuga, y la novedad principal del diseño consiste en que el jig
convencional se inserta en una centrífuga, aumentando la fuerza de gravedad
hasta 100 g. Este incremento del campo gravitacional aumenta las diferencias de
densidades entre los minerales, creando un incremento selectivo en la aceleración
de las partículas lo que se traduce en una mejora de la recuperación del mineral
valioso y en un incremento de la eficiencia de separación. En la figura 5.15 se
muestran las características del jig centrífugo Kelsey.

72. Figura 5.14. El Multi-Gravity Separator.

73. El jig centrífugo Kelsey.

74. En este equipo las variables operacionales que pueden ser ajustadas son las
siguientes:
La fuerza centrífuga.
La selección de lechos de diferentes pesos específicos.
La distribución de tamaño del material del lecho.
El flujo de agua de elutrición.
Las aplicaciones del jig centrífugo Kelsey se pueden resumir en lo siguiente:
Se utiliza en Australia, Sudáfrica, Brasil, Perú, Bolivia y USA.
Se aplica en la concentración de oro, estaño, níquel, tantalio, zircón, hierro,
minerales pesados desde arenas de playa.
Las modelos de jig centrífugos Kelsey que se ofrecen en el mercado son los
siguientes:
J200 KCJ – unidad de pruebas de laboratorio, con capacidad nominal de 15-100
kg/h de sólidos.
J1300 MkII KCJ – unidad comercial pequeña, de capacidad nominal de 2-30 ton/h.
J1800 KCJ – unidad comercial grande, con una capacidad nominal de 5-60 ton/h
de sólidos.

75. REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS
Anon. Concentración Gravimétrica. Mining, sep. 1999, p. 29-36.
Aplan, F. F. Gravity Concentration. In: The SME Mineral Processing Handbook (ed.
Weiss N. L.), SME, Vol. 1, 1985, Section 4, p. 4-1 – 4-55.
Brewis, T. Separación por Gravedad. Mining, oct. 1995, p. 30-35.
Burt, R. O. Gravity Concentration Technology. Developments in Mineral Processing
5, Elsevier, Amsterdam, The Netherlands, 1984, 605 p.
Kelly, E. G.; Spottiswood, D. J. Introduction to Mineral Processing, John Wiley &
Sons, USA, 1982, 491 p.
Métodos Físicos de Concentraçäo de Minérios. In: Tratamento de Minérios e
Hidrometalurgia, Recife, ITP, 1980, p. 115-164.
Wills, B. A. Tecnología de Procesamiento de Minerales. Editorial Limusa, 1ª
edición, México, 1987, p. 345-419.
http://www.knelson.com/
http://www.concentrators.net/
http://www.freivokhtech.com/knelson/machine-s.asp
http://rochemt.com.au/
http://www.natcogroup.com/

76. CONCENTRACIÓN MAGNÉTICA Y ELECTROSTÁTICA

77. CONCENTRACIÓN MAGNÉTICA
Introducción
La separación magnética de menas de hierro ha sido utilizada por casi 200 años,
empleando para ello, una amplia variedad de equipos. Los separadores
magnéticos aprovechan la diferencia en las propiedades magnéticas de los
minerales componentes de las menas. Todos los materiales se alteran en alguna
forma al colocarlos en un campo magnético, aunque en la mayor parte de las
sustancias, el efecto es demasiado ligero para detectarlo.
Los materiales se clasifican en dos amplios grupos, según los atraiga o los repela
un magneto: paramagnéticos y diamagnéticos. Los diamagnéticos se repelen a lo
largo de las líneas de fuerza magnética, hasta el punto donde la intensidad de
campo ya es muy leve. Las sustancias diamagnéticas no se pueden concentrar
magnéticamente. Los paramagnéticos son atraídos a lo largo de las líneas de
fuerza magnética hasta los puntos de mayor intensidad del campo.
Los materiales paramagnéticos se pueden concentrar en los separadores
magnéticos de alta intensidad. Ejemplo de minerales paramagnéticos que se
separan en los separadores magnéticos comerciales: ilmenita, rutilo, wolframita,
monacita, siderita, pirrotita, cromita, hematita y los minerales de manganeso.
Algunos elementos son paramagnéticos en sí mismo, tales como, Ni, Co, Mn, Cr,
Ce, Ti y los minerales del grupo del platino, pero en la mayoría de los casos las
propiedades paramagnéticas de los minerales se deben a la presencia de hierro
en alguna forma ferromagnética. En la tabla
se presenta un listado de minerales y la intensidad magnética requerida para su
separación.
El ferromagnetismo se considera como un caso especial de paramagnetismo. Los
minerales ferromagnéticos tienen muy alta susceptibilidad magnética para las
fuerzas magnéticas y retienen algún magnetismo cuando se alejan del campo
(remanencia). Estos materiales se pueden concentrar en los separadores
magnéticos de baja intensidad.
Los principales usos de la separación magnética son: a) eliminación o separación
de fragmentos metálicos y; b) procesos de concentración y purificación magnética.
Los separadores magnéticos que eliminan fragmentos metálicos se utilizan
generalmente para proteger equipos, tales como trituradoras, pulverizadores, etc.
Son normalmente aplicados sobre materiales secos o sobre materiales que
contengan solamente humedad superficial. Los separadores más comúnmente
utilizados son: tambores o poleas magnéticas, electroimanes suspendidos, placas
magnéticas, parrillas magnéticas y detectores de metales.
En relación a los separadores magnéticos empleados en procesos de
concentración y purificación magnética, generalmente, la concentración magnética
involucra la separación de una gran cantidad de producto magnético desde la
alimentación de características magnéticas, mientras que la purificación considera
la eliminación de pequeñas cantidades de partículas magnéticas desde una gran
cantidad de material de

78. Tabla 7.1. Intensidad magnética requerida en la separación magnética de diferentes
minerales.
Intensidad magnética requerida para la
separación
Mineral
500 – 5.000 Fuertemente magnéticos Magnetita,
franklinita, leucita, sílice, pirrotita
5.000 – 10.000 Moderadamente magnéticos
Ilmenita, biotita, granate, wolframita
10.000 – 18.000 Débilmente magnéticos
Hematita, columbita, limonita, pirolusita,
rodocrosita, siderita, manganita
18.000 – 23.000 Pobremente magnéticos
Rutilo, rodonita, dolomita, tantalita,
cerusita, epídota, monacita, fergusonita,
zircón, cerargirita, argentita, pirita,
esfalerita, molibdenita, bornita, wilemita,
tetraedrita, scheelita
alimentación no magnético. Los separadores magnéticos y purificadores se dividen
en:
separadores del tipo húmedo o por vía húmedo y; b) separadores del tipo seco o por
vía seca.
En la separación magnética la unidad más comúnmente usada es el Gauss (G). La
fuerza magnetizadora que induce las líneas de fuerza a través de un material se
llama intensidad de campo. La intensidad del campo magnético se refiere al número
de líneas de flujo que pasan a través de una unidad de área. La capacidad de un
magneto para elevar un mineral particular depende no solamente del valor de la
intensidad de campo, sino también del gradiente de campo, es decir, de la velocidad
a la cual aumenta la intensidad de campo hacia la superficie magnética. El gradiente
del campo magnético se asocia a la convergencia del campo magnético. Donde las
líneas de fuerza convergen se induce un alto gradiente.
En todos los separadores magnéticos, ya sean de alta o de baja intensidad, o para
trabajar en seco o en húmedo, se deben incorporar ciertos elementos de diseño.
Una partícula magnética que entra al campo no solo será atraída a las líneas de
fuerzas, sino que también migrará a la región de mayor densidad de flujo, lo cual
ocurre al final del punto. Esta es la base de la separación magnética.
Los separadores magnéticos pueden ser del tipo electroimanes o imanes
permanentes. Los electroimanes utilizan vueltas de alambre de cobre o de aluminio
alrededor de un núcleo de hierro dotado de energía con corriente directa. Los imanes
permanentes no requieren de energía exterior, las aleaciones especiales de estos
imanes continúan produciendo un campo magnético a un nivel constante en forma
indefinida después de su carga inicial, a menos que sean expuestos a influencias
desmagnetizadoras.
En el separador se deben incorporar las medidas necesarias para regular la
intensidad del campo magnético y así permitir el tratamiento de varios tipos de
materiales. Esto se logra fácilmente en los separadores electromagnéticos variando
la corriente, mientras

79. que en los separadores que utilizan magnetos permanentes, se puede variar la
distancia interpolar.
La introducción de nuevas aleaciones magnéticas, normalmente incorporando uno
o más elementos tierras raras, ha permitido a los separadores magnéticos operar
con campos magnéticos mucho mayores que los normales, posibilitando la
aplicación a menas que contienen minerales levemente magnéticos. En este
contexto se pueden destacar los separadores de tambor Magnadrum (magnetos
de tierras raras basados en un elemento magnético muy fuerte : neodimio-hierro-
boro); el separador de tambor con tierras raras Magforce de la Carpco también
construido con tierras raras, los cuales son utilizados exitosamente para separar
una amplia variedad de minerales, en un rango de tamaño de 12,5 mm a 0,074
mm.
Configuraciones de magnetos permanentes especiales pueden ser utilizados para
dar campos magnéticos de alta intensidad. Los campos de alta intensidad permiten
la remoción de minerales contaminantes débilmente magnéticos desde
concentrados no magnéticos de arena vidriosa, talco, caolín, etc.
Imanes Permanentes
Hay una vasta gama de imanes permanentes: ferritas, tierras raras, Alnicos, entre
otros.
Ferritas: Estos imanes tuvieron su inicio el año 1952. Actualmente estos imanes
conocidos como cerámicos, son los que poseen costos menores. Son resistentes
a la corrosión, a los ácidos, sales lubricantes y gases. La máxima temperatura de
trabajo es de 250 ºC.
Alnicos: Los imanes AlNICo (aleación de aluminio, níquel, cobalto y hierro) son
fabricados a través de un proceso de fundición. Los primeros imanes fueron
desarrollados en 1930. Los imanes AlNiCo tienen buena resistencia a la corrosión
y pueden ser utilizados en ambientes con temperatura de hasta 500-550 ºC,
manteniendo a estas temperaturas buena estabilidad.
Samario-Cobalto (SmCo): Los imanes de samario-cobalto (SmCo) fueron
desarrollados en 1960, como resultado de investigaciones de nuevos materiales
magnéticos basados en aleaciones de Fe, Co, Ni, tierras raras. A pesar de las
excelentes propiedades magnéticas y resistencia a la temperatura (hasta 250 ºC),
el alto costo de estos imanes puede limitar sus aplicaciones. Poseen razonable
resistencia a la corrosión y no necesitan de revestimientos particulares. Debido a
su elevada fragilidad deben ser manejados con cuidado.
Neodímio-Hierro-Boro (NdFeB): Los imánes de neodímio-hierro-boro, también
conocidos como tierras raras o “súper imanes”, entraron en el mercado en 1980.
En la actualidad, es el material magnético más moderno. Poseen las mejores
propiedades de todos los imanes existentes y una increíble relación
inducción/peso. A pesar de tener una resistencia a la temperatura menor que la del
SmCo, el costo es muy competitivo. Son altamente susceptibles a la corrosión y
deben casi siempre poseer revestimiento.

80. Son normalmente niquelados, tratados con cinc o revestidos con resina epóxi. La
máxima temperatura de trabajo es 180 ªC.
Separadores Magnéticos para la Separación de Fragmentos Metálicos
Existen varios equipamientos magnéticos para la separación de fragmentos
metálicos, tales como, placas magnéticas, poleas, separadores suspendidos,
tambores.
Placas magnéticas: Los fragmentos o piezas metálicas que van por conductos y
canaletas inclinadas (chutes), son eliminados adhiriéndose en una placa
magnética a medida que el materia se desliza por el canal o conducto. Este equipo
debe ser limpiado periódicamente. Estas placas funcionan en forma
electromagnética o mediante imanes permanentes. En la figura 7.1 se muestran
los lugares donde se ubican las placas magnéticas.
Poleas: Las poleas son utilizadas en la separación automática de impurezas
ferrosas que contaminan productos transportados por correas transportadoras u
otros sistemas. Debido a la gran capacidad de atracción, protegen trituradoras,
molinos, y otras máquinas en el tratamiento de minerales, así como a las propias
correas transportadoras. Las poleas son montadas en un cilindro de acero
inoxidable de gran resistencia mecánica, en cuyo interior se encaja la bobina, en
el caso de las poleas electromagnéticas, o el conjunto de imanes permanentes, en
el caso de las poleas magnéticas. El campo magnético es generado a lo largo de
toda la superficie de la polea. Diferentes poleas magnéticas se presentan en la
figura 7.2.
Tambores: A diferencia de las poleas, los tambores son instalados exteriormente
a la correa transportadora. Se aplican para la limpieza automática de productos
transportados por cintas o en caída libre. Igual que en el caso de las poleas, el
campo magnético se puede originar de dos formas: mediante una bobina
electromagnética o a través de un conjunto de imanes permanentes. Los tambores
pueden captar pedazos de hierro de peso y tamaños considerables. Son los
separadores ideales para materiales finos.
Separadores suspendidos: Estos equipos separan las impurezas o piezas ferrosas
del material no magnético transportado por correas, alimentadores vibratorios, etc.,
sin ninguna necesidad de intervención manual y sin la interrupción del flujo. Estos
separadores son instalados externamente al transportador (evitando
modificaciones al sistema pre existente) y captan el material ferroso que pasa
sobre o bajo el separador. La limpieza puede ser hecha de dos maneras:
manualmente o automáticamente. Los separadores de limpieza manual requieren,
de tiempo en tiempo, que un operador retire manualmente el material ferroso a él
adherido, mientras que los separadores de limpieza automática poseen un sistema
automático de limpieza. En estos equipos el campo magnético puede ser generado
de dos formas distintas: a través de una bobina energizada (separadores
electromagnéticos) o, a través de imanes permanentes (separadores magnéticos).
En la figura 7.3 se muestran diferentes separadores magnéticos suspendidos.

81. Figura 7.1. Placas magnéticas. Diferentes lugares de instalación de placas
magnéticas y una placa magnética de alta intensidad con magneto de tierras raras.

82. Figura 7.2. Operación de diferentes poleas magnéticas.

83. Figura 7.3. Diferentes separadores magnéticos suspendidos.

84. Parrillas magnéticas: Consiste en una serie de barras magnetizadoras y se utiliza
para eliminar tanto partículas finas de hierro como fragmentos metálicos. Este
equipo debe ser periódicamente limpiado. Las parrillas magnéticas están
disponibles en el mercado con imanes convencionales o con imanes de tierras
raras, estos últimos son de alta intensidad y pueden extraer del producto,
contaminaciones ferrosas finas y débilmente magnéticas.
Detectores de metales: En aquellos casos en que los fragmentos metálicos no
responden positivamente a los efectos magnéticos, se utiliza un detector
electrónico de metales para indicar su presencia. Los detectores magnéticos son
a veces utilizados para detectar fragmentos o piezas metálicas allí donde no puede
emplearse o instalarse un adecuado separador convencional. Se encuentran
disponibles en el mercado detectores con alto nivel de sensibilidad para ser
instalados en torno de la correa transportadora, y detectores con bajo nivel de
sensibilidad.
Separadores Magnéticos que Operan como Concentradores y Purificadores
Separadores magnéticos por vía húmeda
Tres tipos de separadores magnéticos por vía húmeda son los más frecuentemente
usados:
Separadores de tambor con magnetos permanentes y electromagnéticos.
Filtros magnéticos.
Separadores magnéticos de alta intensidad por vía húmeda.
Los separadores de tambor por vía húmeda son equipos utilizados como unidades
de recuperación en plantas de medios densos, en la concentración de minerales
de hierro ferromagnéticos y, los separadores de alta intensidad se aplican en la
separación de minerales débilmente magnéticos. Los filtros magnéticos son
utilizados para eliminar o separar partículas ferromagnéticas finas de los líquidos
o suspensiones de líquidos. Los separadores de alta intensidad por vía húmeda
son aplicados para la separación de materiales débilmente magnéticos de los
sólidos contenidos en suspensión líquida. Los tambores magnéticos por vía
húmeda y los separadores magnéticos de alta intensidad por vía húmeda están
diseñados para la descarga magnética continua. Los filtros magnéticos acumulan
las partes magnéticas y el elemento filtrante tiene por lo tanto que ser
periódicamente desmontado y limpiado.
Separadores magnéticos de tambor
En estos separadores se pueden utilizar magnetos permanentes o
electromagnetos, sin embargo la tendencia actual es la substitución de estos
últimos por magnetos permanentes debido a los avances y desarrollos que se han
alcanzado con nuevos materiales (magnetos de tierras raras, por ejemplo).