3. fundamentos teoricos de flotación

Operaciones Concentradora Laguna Seca – MODULO 1
1.0 FUNDAMENTOS TEÓRICOS APLICADOS A PLANTAS
CONCENTRADORAS DE SULFUROS DE COBRE
1.3 FUNDAMENTOS TEÓRICOS DE FLOTACIÓN
Al finalizar satisfactoriamente el estudio de este tópico, Usted debe ser capaz de:
• Identificar el fenómeno de flotación
• Aplicar conceptos básicos referidos al lenguaje de flotación.
• Identificar las variables de operación y sus efectos en la flotación.
1.3.1 FENÓMENO DE FLOTACIÓN
En la naturaleza las especies minerales se encuentran en concentraciones bajas, siendo necesario
concentrar estos minerales, para posteriormente aplicar un proceso de refinación que sea técnica y
económicamente factible.
El objeto de la concentración de minerales, independientemente de los métodos usados, es siempre el
mismo: separar los minerales en dos o más productos, como concentrados y colas, y algunas veces,
materiales mixtos.
Los objetivos de la concentración por flotación más significativos son: obtener una alta recuperación
del mineral y conjuntamente una alta ley de concentrado.
Como método de concentración, la flotación, consiste en la separación selectiva de especies minerales
útiles, en base a sus propiedades fisico-químicas de la superficie de las partículas de minerales. Esta
separación se efectúa provocando la adhesión selectiva de burbujas de aire a una determinada especie
mineral, cuando la mezcla de minerales finamente divididos está sumergida en agua. Durante la
flotación, normalmente el mineral se adhiere a la burbuja que formará parte de la espuma, dejando la
ganga en la pulpa o cola (flotación directa), mientras que en la flotación inversa la ganga se transfiere a
la espuma.
La flotación permite separar partículas minerales dependiendo de sus características en el momento de
alcanzar su granulometría de liberación de los otros minerales de la ganga ó minerales no útiles. La
flotación espumante o flotación convencional funciona bien entre los tamaños dados por las mallas 48
Tyler (0,3 milímetros) y los 20 micrones (0,02 milímetros), dependiendo del peso específico
(densidad) de los minerales valiosos y su tamaño de liberación. La flotación columnar se aplica a
partículas de granulometría fina, tamaños menores a 20 micrones (0,02 milímetros), las cuales por su
tamaño tienen problemas para ser recuperadas en la flotación convencional. El proceso se aplica
únicamente a partículas finas, ya que si son demasiado grandes, la adhesión entre la partícula y la
burbuja será menor que el peso de la partícula y la burbuja deja caer su carga.
La flotación surge como alternativa de proceso para concentrar minerales a comienzo de este siglo
(1905). Su importancia tecnológica es que hace posible la explotación económica de yacimientos de
baja ley, que hasta ese momento eran reservas marginales. Esto permitió su rápido desarrollo,
lográndose reducir por lo menos en diez veces las leyes de mina mínimas a tratar en forma económica,
ha subido las leyes de concentrado, ha bajado las pérdidas en colas y relaves, reducido los costos y
aumentado la eficiencia.
Sep 2004 Página 29 de 69 Modulo 1: Fundamentos Flotación
Rev. No. 1 Archivo: Teoria Flotación.DOC

Explique porque los minerales sulfurados de cobre de Minera
Escondida, son concentrados mediante un proceso flotación.
1.3.1.1 Fundamentos Físico Químicos
La flotación es un proceso de separación de una mezcla de materiales finamente divididas, presentes en
pulpas acuosas, por medio de la adhesión selectiva de una determinada especie de mineral a las
burbujas de aire. La fuerza de separación fundamental se origina en las diferencias de las energías
interfaciales fluido-sólido, conocidas generalmente como tensión superficial.
Propiedades hidrofílicas e hidrofóbicas
El proceso de flotación está basado sobre las propiedades hidrofílicas o hidrofóbicas de las materias
sólidas a separar. Estas propiedades expresan el comportamiento de los sólidos frente al agua, es decir,
la mojabilidad de las materias. Las propiedades hidrofílicas e hidrofóbicas que determinan la
flotabilidad natural de los minerales, están directamente relacionada con su polaridad. Es decir, con su
capacidad de hidratación. Se ha podido establecer que los minerales apolares, son hidrofóbicos, ya que
no reaccionan con los dipolos del agua. Por su parte, los minerales polares son hidrofílicos.
Los minerales hidrofóbicos: son aquellos que no son mojables por el agua. Entre estos minerales están
los sulfatos de metales y los metales nativos entre otros.
Los minerales hidrofílicos: son aquellos minerales que son mojables por el agua. Entre estos
minerales están los óxidos, sulfatos, silicatos, carbonatos y otros que generalmente representan la
mayoría de los estériles o ganga.
Además, los minerales hidrofóbicos son aerofílicos, es decir tienen afinidad con las burbujas de aire,
mientras que los minerales hidrofílicos son aerofóbicos, es decir no se adhieren normalmente a las
burbujas de aire.
En el proceso de flotación las partículas hidrofóbicas que se adhieren a las burbujas de aire, ascienden
a la superficie y entonces, ambas constituirán parte de la espuma, mientras que las partículas
hidrofílicas se van a mojar y caer al fondo de la máquina de flotación.
Características de las fases
La flotación en sí contempla un contacto íntimo entre tres fases, líquida (agua), gaseosa (aire) y sólida
(minerales).
a) Fase sólida
Toda partícula sólida que se trata por el proceso de flotación, previamente, debe ser reducida de
tamaño (etapa de molienda), fenómeno que inevitablemente va acompañado por el rompimiento de los
enlaces físicos y químicos creando fuerzas residuales en su superficie.
Para la flotación, es de interés con relación a los sólidos, los siguientes aspectos:
Carácter de la superficie creada en la ruptura del sólido (tipo de superficie, fuerzas residuales de
enlaces). Es la superficie y no la estructura interior del mineral la que determina el comportamiento de
la especie en el proceso de flotación.
• Imperfecciones en la red cristalina natural.
• Contaminaciones provenientes de los sólidos, líquidos y gases.

Los dos últimos factores son específicos para todo yacimiento, de acuerdo a los antecedentes
geológicos, condiciones climáticas, o método de explotación, lo que impide predecir con toda
seguridad el comportamiento del mineral en un proceso de flotación. Es decir, todo mineral tiene su
método específico de flotación.
b) Fase líquida
Constituida principalmente por agua, debido a su abundancia. Es necesario tener en consideración, las
impurezas y contaminación que tiene toda agua natural o industrial, (la dureza del agua, sales calcio,
magnesio y sodio); ellas pueden cambiar la naturaleza de flotabilidad de ciertos minerales, y provocar
un considerable consumo de reactivos de flotación con los cuales a menudo forman sales insolubles.
También existe la contaminación orgánica, en particular la procedente de aguas servidas, ya que llevan
coloides que se adhieren a los sólidos y cambian su superficie y la característica de los reactivos de
flotación.
c) Fase gaseosa
Es el medio de transporte de las partículas de minerales hasta la superficie de la pulpa, y normalmente
se emplea la palabra aire, para designar la mezcla aire, gases, vapor de agua y una pequeña fracción de
agente de espumación volatilizado. Aunque la proporción de estos compuestos en la burbuja varía
ampliamente, esta apenas modifica el comportamiento de la burbuja. El gas introducido en una
operación de flotación es aire. El aire influye químicamente en el proceso de flotación.
Las burbujas de aire no se pueden fijar directamente sobre el sólido si éstos no han adsorbido una
cierta cantidad de gas, principalmente oxígeno, ya que este contribuye a la hidrofobización, resultando
así un aumento de la propiedad aerofílica, o sea más activas en la adsorción del oxígeno que las
partículas hidrofílicas.
Se ha comprobado que las especies puras de ciertos minerales no flotan si no hay una pequeña
oxidación o más bien, fijación del oxígeno en la red cristalina de los minerales en cuestión, por esto los
metales nativos adquieren flotabilidad solamente después de la acción del oxígeno sobre su superficie.
¿Qué fases deben existir para poder concentrar por flotación? Explique.
Características de las interfaces.
El comportamiento molecular que tiene un sistema en su límite físico es distinto que en el seno de la
fase, es decir, las moléculas ubicadas en la región interfacial tienen propiedades especiales y distintas a
las mismas moléculas en el interior de la fase.
Por lo general, siempre que tengamos un sistema compuesto de dos fases, ya sean estas, líquido - gas,
líquido - líquido o sólido - líquido, tendremos un plano de separación entre las dos fases. Las
moléculas de ambas fases ubicadas en este plano, llamado también interface o región interfacial,
presentan propiedades diferentes a aquellas del seno de la fase. La propiedad más importante de esta
región es la tensión superficial.
La tensión superficial se puede definir como una fuerza normal al plano superficial, dirigida hacia el
interior de la fase y que tiene su origen en la descompensación de fuerzas existente en las moléculas de
la región superficial.
Las moléculas del interior de una fase líquida se encuentran rodeadas por un número definido de
moléculas vecinas, con las cuales interactúan a través de una serie de fuerzas intermoleculares. Sin
embargo, en la región interfacial sólo disponen de vecinos en el plano inmediatamente bajo y
adyacente a ellas, lo cual determina la existencia de componentes de fuerzas intermoleculares no
compensadas. La magnitud de esta fuerza está directamente relaciona con la tensión interfacial.

Debido a lo anterior, las moléculas de la superficie serán energéticamente más ricas y será necesario
aportar trabajo para llevar moléculas desde el interior de la fase líquida hasta la superficie.
A consecuencia de esta fuerza, las moléculas de la capa superficial ejercen una cierta presión sobre el
resto de la fase, lo cual determina que los líquidos se comportan como si estuviesen rodeados de una
membrana elástica contráctil.
Luego la posibilidad de que algunas partículas floten selectivamente va depender de su
comportamiento en las distintas interfaces.
Ángulo de contacto
El concepto de ángulo de contacto y su equilibrio es valioso, porque da una definición de la noción de
mojabilidad e indica los parámetros superficiales que se necesitan medir.
Se define ángulo de contacto como el ángulo formado por el plano tangente a la interface líquido/gas y
el plano formado por el sólido, en un contacto trifásico sólido - líquido – gas, ver Figura 3.1.
Tendremos entonces que, cuando un líquido moja completamente a un sólido, el ángulo de contacto θ
será igual a cero. Por otra parte, θ> 0º indica mojabilidad parcial y mientras mayor sea el ángulo de
contacto, menor será la mojabilidad y consecuentemente mayor el grado de hidrofobicidad.
Desafortunadamente, de los términos involucrados en la definición de ángulo de contacto sólo puede
determinarse experimentalmente la tensión superficial del líquido, pero no sucede lo mismo con la
tensión superficial sólido-gas y la tensión superficial sólido-líquido. Sin embargo, es posible hacer un
análisis cualitativo de su influencia sobre el ángulo de contacto:
LV
SL
γ
γγ
θ
−SV
=Cos (3.1)
Entonces, si :γSV > γSL el ángulo de contacto será < 90º ; γSV < γSL el ángulo de contacto será >
90º
Para que exista un contacto estable debe cumplirse que: γ γ γSV SL LV− <
Si el líquido moja completamente la superficie del sólido:γ γ γSV SL LV− >
La misma ecuación puede aplicarse para una burbuja de gas en contacto con la superficie plana de un
sólido puesto en un medio acuoso; o bien, para una gota de aceite bajo las mismas condiciones.
1.3.1.2 Reactivos de Flotación
Durante el proceso de molienda, se procura liberar el material, es decir, que cada partícula de mineral
represente una sola especie mineralógica. El mineral así preparado se acondiciona con diferentes
reactivos. La necesidad de utilizar estos reactivos en la flotación, surge porque el proceso se basa en
las propiedades superficiales de las partículas de mineral.
Cada reactivo adicionado al proceso, tiene una función específica, así:
• Unos tienen como objetivo preparar las superficies de los minerales para la absorción de reactivos
(modificadores)
• Otros aumentan las propiedades hidrofóbicas de los minerales (colectores)
θ
Sólid
o
Aire
Agua
γSV γSL
Figura 3.1. Angulo de contacto entre burbuja de aire y partícula en un medio acuoso

• y finalmente, aquellos que facilitan la formación de una espuma pareja y estable (espumantes)
El acondicionamiento con reactivos se efectúa a la pulpa antes de ingresar a las celdas de flotación.
Los reactivos de flotación son, sin duda alguna, el componente y la variable más importante
del proceso debido a que la flotación no se puede efectuar sin ellos. En el proceso de flotación
no sólo es importante el tipo de reactivo adicionado, sino que también la combinación de
estos (fórmula de reactivos); la cantidad y el método de adición. Se ha comprobado que la
importancia de la fórmula de reactivos, es muchas veces más relevante que otras variables
(molienda, aireación, densidad de pulpa). Es por esta razón, que se le dedica el mayor
esfuerzo al estudio de los reactivos, en la solución de problemas metalúrgicos de la flotación.
La fórmula de reactivos es específica para cada tipo de mineral y la define el metalurgista de
planta. Las características del mineral y especialmente la composición química del
componente útil flotable y de la ganga, determinan el tipo de tratamiento y de los reactivos
que se usarán, de manera de lograr un resultado de alta selectividad por el mineral útil.
¿Por qué la fórmula de reactivos es considerada un factor importante en el análisis
metalúrgico?¿Conoce Ud. la fórmula de reactivos empleada en su faena?
Clasificación de reactivos
Los reactivos de flotación se clasifican en tres grupos principales:
a) Colectores
Los colectores se adsorben selectivamente en la superficie de los minerales sulfurados, lo hidrofobizan,
lo que le permite alcanzar mayor estabilidad en la interface sólido-aire, dándose las condiciones para
que las partículas de mineral se unan a las burbujas de aire y puedan separarse en la espuma.
Los colectores son reactivos tensoactivos, es decir, son reactivos químicos que tienen una cabeza polar
activa que es capaz de reaccionar (forma enlace químico) o adsorberse físicamente, en la superficie del
mineral, principalmente en los sitios activos metálicos y una cadena no polar (apolar) que sólo
interactúa a través de fuerzas muy débiles, lo que le da como característica principal el ser
hidrofóbica. Los colectores pueden ser aniónicos o catiónicos, grupo que se forma en solución acuosa
(pulpa) por disociación de la sal correspondiente.
En la selección de un colector deben considerarse las siguientes especificaciones técnicas:
Elevada selectividad del mineral: Los colectores con grupos activos –CSS
-
y =PSS
-
separan
netamente los sulfuros de los silicatos y otros minerales corrientes de las rocas. Las aminas aromáticas
establecen una marcada diferencia entre los sulfuros de cobre y las gangas silicosas. Suele emplearse
colectores sulfhídricos para los sulfuros y sus minerales oxidados.
Efecto de Colección intenso: El poder colector se relaciona con una elevada eficacia a
concentraciones bajas y un fuerte poder de adhesión a las burbujas. Debe considerarse que la fuerza de
adherencia a las burbujas aumenta normalmente con el contenido de carbono y especialmente con la
longitud de las cadenas de carbono, y que estos factores son junto con la naturaleza del grupo activo,
determinantes de la concentración efectiva.
Estabilidad química: Un colector debe ser estable en un amplio rango de pH, tanto en el periodo de
almacenamiento como en la pulpa de mineral donde se ha adicionado. Una pulpa inestable conduce a
adiciones por etapas durante el curso de la operación, demandando mayor cantidad de reactivo y un
control más riguroso de la operación. La inestabilidad química aumenta con la oxidación de los
compuestos activos.

Fácil solubilidad en agua: Facilita la operación y disminuye el consumo de reactivo.
Carencia de efecto espumante: Es importante considerar que la velocidad de flotación depende tanto
del efecto de colección como de espumación. Por lo tanto, si un reactivo presenta ambas propiedades,
ninguno de estos efectos es susceptible de regularse con independencia uno del otro.
b) Acondicionadores o Modificadores
También es necesario, en muchos casos, la utilización de reactivos activantes o depresores, los cuales
modifican selectivamente la superficie de los minerales para facilitar o inhibir la adsorción de los
colectores, y la utilización de reactivos reguladores de pH (cal o ácido sulfúrico) los cuales determinan
las condiciones de la pulpa. Los acondicionadores o modificadores se clasifican en: modificadores de
pH, depresantes o depresores, y activadores.
b.i. ) Modificadores de pH
Los reguladores de pH definen la alcalinidad (pH de 7 a 14) y acidez (pH 0 a 7) de la pulpa, y el tipo
de colector a usar, ya sea aniónico (pulpa alcalina) o catiónico (pulpa ácida).
El pH interpretado como la concentración de H
+
y OH
-
en una pulpa, tiene gran influencia en el
proceso de flotación, pues los iones indicados tienen gran movilidad y compiten por las superficies de
los minerales con otros iones, además de influir en la disociación de otras sales. El pH manifiesta
también influencia en la flotabilidad de ciertos minerales a través de efectos oxidantes y reductores de
pulpas de distinta acidez o alcalinidad y del efecto depresor de los iones OH
-
.
Para producir la acidez o alcalinidad deseada, normalmente se usan ácidos o bases industriales de bajo
costo. En el caso del circuito alcalino, generalmente se usa cal, hidróxido de sodio y ceniza de soda.
La cal es más barata, pero a veces tiene el inconveniente de flocular las pulpas.
En la práctica, las flotaciones se hacen en el rango de pH entre 3 y 12, pues con pH extremos se
descomponen los reactivos, se afecta la espuma, se destruyen los equipos y se producen reacciones
incontrolables.
Un ejemplo en que la modificación del pH alcanza una gran importancia práctica es en la depresión de
Pirita (FeS2) en circuitos de alta alcalinidad (pH>12), al flotar súlfuros de cobre y de otros metales. Si
la pirita esta parcialmente oxidada y tiene superficies alteradas, la depresión o efecto de oxidación
superficial por pH, se obtiene fácilmente y con pequeñas cantidades de cal.
b.ii. ) Los activantes
Permiten aumentar la adsorción de los colectores sobre la superficie de los minerales, ya sea renovando
y limpiando la superficie de un mineral oxidado, o bien reemplazando en la red cristalina los iones
metálicos por otros que forman un compuesto más firme con los colectores.
b.iii. ) Los depresores
Tienen como función específica la de disminuir la flotabilidad de un mineral estéril o ganga, haciendo
su superficie más hidrofílica o impidiendo la adsorción de los colectores que pueden hidrofobizarla, o
bien favorecer la desorción de colectores previamente adsorbido.
c) Espumantes
Los espumantes dentro de su acción, son capaces de orientarse en la interface líquido-aire,
disminuyendo la tensión superficial del agua, logrando con ello una espuma estable cuyas burbujas no
se rompen (no coalecen), lo cual permite la recolección y posterior evacuación de las burbujas
cargadas con los minerales valiosos. Las sustancias empleadas para espumar la pulpa de flotación
(agentes espumantes), son generalmente compuestos orgánicos: alcoholes y ciertos ácidos (cresílicos)
y aceites (de pino, eucalipto y otros). Estos agentes espumantes deben poseer limitada solubilidad en
agua. Las solubilidades óptimas se encuentran en un rango de 0,001 a 3 o 4% referido al agua.
En un proceso de flotación, las burbujas de aire sirven de centro de colección de las partículas
minerales que van a flotar y como medio de transporte, desde la pulpa hasta la superficie. Al agregar a
la pulpa pequeñas cantidades de espumantes y soplar aire a través de esta se forman pequeñas esferas
(burbujas), que al subir a la superficie del líquido, antes de entregar su contenido de aire a la atmósfera,
tratarán de detenerse en forma de espuma. El tamaño de estas burbujas y su estabilidad dependerán de

la cantidad de espumantes agregados. Con un aumento de la cantidad de espumante el diámetro de las
burbujas disminuirá para producir con la misma cantidad de aire mayor superficie de contacto, y la
estabilidad de la espuma aumentará debido al mayor grosor de su película.
Sin embargo, este aumento de la superficie de contacto y de estabilidad de las burbujas con el aumento
del espumante se va a notar solamente hasta un cierto punto. Pasada una cierta concentración de
espumante no se producen cambios particulares, y al pasar a una concentración más alta empiezan a
sentirse efectos negativos, la espuma empieza a decaer. Al llegar a la saturación del espumante en el
líquido, la espuma desaparece completamente. En los líquidos saturados igual que en los puros, no se
produce el fenómeno de espumación.
Mencione y explique el rol de los diferentes reactivos (clasificación
general) que se emplean en el proceso de flotación. Ejemplifique con
los empleados en su faena.
1.3.1.3 Conceptos Básicos de Cinética de Flotación
La cinética de flotación es el estudio de la variación de la cantidad del producto que rebalsa en la
espuma, con respecto al tiempo y la identificación cuantitativa de todas las variables que controlan la
velocidad.
Manteniendo constante todas las variables, la relación algebraica entre la proporción de minerales que
flota y el tiempo de flotación es una ecuación de velocidad de flotación.
El enfoque cinético aplicado al proceso de flotación requiere de una definición de variables dinámicas,
especialmente respecto al tipo de flujo existente en la celda o banco de celdas. Además, es necesario
separar lo concerniente a pruebas de laboratorio batch o semibatch con la operación en continuo de un
circuito industrial.
La operación batch en sentido estricto no se da en flotación, por cuanto el concentrado o espuma
siempre se remueve de la celda en forma continua, es decir, las pruebas batch convencionales son
realmente operaciones semi - batch que no alcanzan el estado estacionario. La flotación industrial
siempre comprende el paso de un flujo de pulpa a través de una serie de tanques agitados. De aquí se
desprende las limitaciones de usar pruebas de laboratorio semi - batch como modelo para una celda o
un banco industrial que operan bajo condiciones de flujo continuo.
Flotación Semi - Batch.
Se considera una celda de flotación como un compartimento aislado que no tiene entremezcla o
intercambio de pulpa con compartimentos adyacentes. La alimentación y la descarga de colas o relaves
es discontinua y sólo el concentrado se remueve continuamente desde la celda durante el tiempo que
dura la flotación.
Si hacemos una prueba de flotación semi – batch, donde se mantienen constantes todas las variable
(flujo de aire, velocidad de agitación, tipo y dosificación de reactivos, etc.) y retiramos concentrados
parciales a distintos tiempos de flotación, observaremos que la cantidad y la calidad del concentrado
cambia con el tiempo. Entonces se obtiene la expresión usual, en donde la única variable es la
concentración de material flotable:
n
nCk
dt
dC
−= (3.2)
donde:
Kn : es la de velocidad de flotación.

n : es el orden del proceso, (n = 1, para la cinética de primer orden).
(-dC/dt): representa la velocidad de recuperación instantánea desde un compartimento semi - batch.
Si se considera que todas las partículas tienen idéntica flotabilidad y no se contempla la distribución de
tamaños de partículas y burbujas, existentes normalmente en una celda de flotación entonces, el valor
de K está relacionado con las condiciones de flotación, tales como concentración del colector,
velocidad de flujo de aire, etc. y que se suponen constantes a lo largo de la prueba. Para cualquier
condición dada, K es una medida cuantitativa de la probabilidad de que las partículas de una especie
sean recuperadas en el concentrado. Las dimensiones de K en una cinética de primer ( min -1).
Integrando la ecuación 3.2 para n = 1:
tK
eCC o
1−
=
(3.3)
donde C0 y C corresponden a la concentración del
material flotable en la celda al tiempo cero y al
tiempo t respectivamente. Una representación
gráfica de la ecuación 3.2, se puede obtener de:
tK
C
Co
1ln =




 (3.4)
al graficar los valores experimentales de ln(C0/C)
versus el tiempo, se obtendrá una línea recta cuya
pendiente será igual a k1 si n = 1, según se aprecia
en la Figura 3.2.
Un simple cálculo de la recuperación acumulativa
nos mostrará que esta crece muy rápidamente en
los primeros minutos de flotación y que después la
curva se hace asintótica con el tiempo sin alcanzar
una recuperación completa. La forma de esta curva
se aprecia con claridad en la Figura 3.3.
La recuperación al tiempo t1 será dada por
la pendiente de la tangente A - B y así
sucesivamente. Es evidente que la velocidad
de recuperación decrecerá con el tiempo.
Se ha encontrado con frecuencia que la velocidad
de flotación a un tiempo dado, depende de la
cantidad de partículas flotables que aún
permanecen en la celda en ese instante.
Sin duda existe una dificultad para determinar el
tiempo cero, puesto que transcurre un espacio de
tiempo desde que se abre el paso de aire en una
celda hasta que se forma una espuma mineralizada
adecuada para la remoción del concentrado. Sin
embargo, cualquier tiempo en una prueba batch puede considerarse como tiempo cero.
y en términos de recuperaciones se tiene:
nn
on RRCK
dt
dR
)(1
−= ∞
−
(3.5)
tiempo [min]
k1
ln (C0 / C)
Figura 3.2 Representación
gráfica ln (C0
/C)
versus tiempo
50
100
75
0 2 4 6 8 10 12 14 16 18
t1 t2
R1
R00
R2
tiempo [min]
%Recuperación
A
B
C
D

considerando n = 1, el término de Co desaparece y por integración queda:
)1( Kt
eRR −
∞ −= (3.6)
Donde
R = recuperación acumulativa al tiempo t.
R∞ = es la recuperación de equilibrio a tiempo prolongado
K = constante de velocidad de primer orden
Esta es una ecuación básica de la cinética de flotación y fue sugerida por primera vez por Zúñiga y
posteriormente por Arbiter y Harris. De ella se puede concluir que K no es una medida de recuperación
de una especie de mineral en una operación, sino que la recuperación es una función de la constante K
y del tiempo de flotación.
1.3.1.4 Flotación de Minerales Mixtos y Óxidos de Cobre
Las investigaciones en los últimos años, se han centrado en el estudio de los mecanismos de flotación
de sulfuros de cobre. Sin embargo, existe poca bibliografía relativa a la flotación de óxidos de cobre.
Al respecto, se cita en bibliografía, que la Cuprita, Cu2O, responde bien al proceso de flotación,
comportándose de manera similar a los súlfuros, con colectores Tiólicos. Por su parte, la Tenorita y la
Brochantita son de baja flotabilidad. Los Carbonatos de cobre, Malaquita y Azurita, pueden ser
flotados con colectores de cadena larga. Por otro lado, la Crisocola, que constituye el primer problema
de los yacimientos chilenos de cobre, y que es refractaria a la lixiviación, presenta muy bajas
recuperaciones con colectores de cadena larga y altas concentraciones.
Los mayores éxitos, en la flotación de minerales mixtos y óxidos de cobre, se logran mediante la
activación por sulfidización, con la adición de diferentes reactivos que aportan iones S= y HS- al
proceso.
El rol de estos iones es reaccionar con la superficie oxidada, modificando completamente la naturaleza
físico - química de su estructura superficial, permitiendo la adsorción de colectores en ella y su
posterior flotación.
Para la Malaquita, investigadores como S. Castro y colaboradores, han demostrado que además de la
reacción de sulfidización ocurre una oxidación catalítica de los iones HS-. Pero no está claro si la
oxidación es una reacción paralela o consecutiva, desconociendo el rol de los sitios cúpricos y CuS
superficiales y el mecanismo de acción del oxígeno, por lo que propone el siguiente mecanismo de
reacción superficial:
( ) 2
322323 )(.)(.12)(. −−
+−→+ COOHCuOHyCuCuCOxOHOHyCuxCuCO
3.7)
( ) ( ) OHOHCuSOHyCuCuCOxHSOHCuOHyCuCuCOx 223223 .)(.1)(.)(.1 ++−→+− −−
(3.8)
Es decir, en medio alcalino y en presencia de Na2S o NaOH los sitios superficiales hidroxilados se
transformarían en sitios sulfurados y al mismo tiempo ocurriría una disolución parcial de la Malaquita,
generando nuevos sitios hidroxilados.
Se puede postular entonces, que la sulfidización transformaría la superficie hidrofílica de la Malaquita
en una superficie hidrofóbica. Esta hidrofobización es parcial, pero es suficiente para mejorar por sí
misma la flotabilidad de la especie. Un efecto similar, se ha encontrado para la Crisocola.
De acuerdo a lo anterior, se puede establecer que un efecto importante de la sulfidización consistiría en
reducir el carácter hidrofílico de la capa superficial del mineral oxidado, y de esta forma proporcionar
un grado de hidrofobicidad mínimo necesario para que la adsorción de dixantógeno sea espontáneo.
Sin embargo, la experiencia ha demostrado que la eficiencia de este proceso está limitada por dos
aspectos fundamentales: la presencia de oxígeno en el sistema que incorpora una reacción de
competencia por el sulfhidrato con los óxidos, y el límite de concentraciones residuales de azufre en

solución (HS-
+ S=
), debido al bajo aprovechamiento de estos iones, requiriendo de un estricto control
de: pH, potencial electroquímico (Eh), concentración de azufre (HS-
+ S=
), a fin de lograr una
operación eficiente. Este proceso ha sido estudiado y aplicado en medio básico, pH 8 a 11, región en
que son más estables los iones HS-
y S=
.
Los desarrollos actuales en este campo están orientados hacia el control potenciométrico del
proceso (Jones, 1991; Ahumada, 1997).
El proceso de sulfidización debe llevarse a cabo manteniendo ciertas condiciones de operación
(Ahumada, 1997), a saber:
• Dosificación del reactivo en varias etapas, a fin de evitar la depresión de sulfuros por acción del
sulfidizante.
• Agitación moderada durante la flotación, a fin de mantener la capa sulfidizante.
• Control estricto del potencial electroquímico de la pulpa en el orden de los –450 mV/Calomel,
para mantener una concentración de iones HS-
y S=
, entre los 100 a 150 gramos por toneladas,
evitando de esta forma, la acción depresora del sulfidizante respecto de los minerales sulfurados.
De este modo, cuando se presentan minerales mixtos de cobre, se recomienda flotar los sulfuros,
en primer lugar, y luego tratar los relaves con el sulfidizante y flotar los óxidos.
Según la última condición, en un sistema de flotación convencional, ocurre una rápida
oxidación del reactivo sulfidizante, por la acción del aire introducido a la celda. Esta
oxidación puede ser a sulfito o sulfato, dependiendo de las condiciones oxidantes del medio
(Pourbaix, 1963).
Normalmente, se requiere de tiempos largos de flotación para alcanzar una recuperación adecuada. La
respuesta a la flotación ocurre normalmente luego de un tiempo de sulfidización, generalmente 2 a 3
minutos, durante el cual se supone, ya que no se dispone de estudios al respecto, toma lugar la
sulfidización debido a que esta ocurre por un contacto trifásico líquido-sólido-gas.
En general, referidos a la flotación de óxidos de cobre, se han propuesto los siguientes métodos:
• Sulfidización, seguido de flotación con colectores sulfhídricos, Xantatos (Gaudin, 1932).
• Flotación con jabón (Gaudin, 1932)
• Proceso LPF (Lixiviación-precipitación-flotación) (Millieken y Goodwin, 1943; Sutulov, 1963).
• Activación con iones metálicos pesados, seguido por flotación con colectores aniónicos (Aplan,
1984).
• Reactivos colectores específicos, por ejemplo del tipo mercaptano (Aplan, 1984).
1.3.2 LA OPERACIÓN DE FLOTACIÓN
La operación de flotación se realiza en
una celda de flotación, ver Figura 3.4,
que corresponde a una máquina que:
dispone de una agitación suficiente
para mantener todas las partículas
sólidas en suspensión, inyección de aire
y dispositivos de alimentación y
evacuación de productos.
Las partículas de mineral valioso
forman sistemas partículas-burbuja,
que suben y flotan en la espuma (su
densidad es menor a la densidad del
agua), de donde son evacuadas para
formar el concentrado. Las partículas
Rev. No. 1 Archivo: Teoria Flotación.DOCFigura 3.4 Representación
de una celda de flotación.

de minerales de la ganga (hidrofílicas) tienen una densidad mayor que la densidad del agua, luego
tienden a sedimentar en el fondo de la máquina de flotación para formar la cola.
Los objetivos de la operación de flotación más significativos son obtener una alta recuperación
conjuntamente con una alta ley de concentrado.
La recuperación de flotación es la relación en peso de mineral útil (cobre) contenido en el concentrado
respecto del mineral útil contenido en la alimentación de mineral. En cambio, la ley de concentrado
relaciona el peso de mineral útil contenido en el concentrado con el peso de concentrado.
1.3.2.1 Tipos de Celdas de Flotación
En los últimos 50 años el diseño de las celdas de flotación se ha centrado en aumentar la capacidad de
estas, debido principalmente a la continua disminución en las leyes de los minerales tratados y el grado
de molienda a que deben ser sometidos.
La mayoría de las máquinas de flotación poseen o están equipadas con:
• Sistema de entrada y salida de pulpa.
• Sistema de entrada y dispersión de gases.
• Sistema de descarga y transporte de espuma.
• Reguladores de la velocidad de entrada y descarga de la pulpa.
• Sistema de velocidad de agitación y nivel de la pulpa.
Las celdas de flotación pueden clasificarse en celdas neumáticas y celdas de sub-aireación.
Celdas de flotación Neumáticas.
Las celdas del tipo neumática se caracterizan porque la aireación se realiza vía aire comprimido a
través de un aparato inyector o soplador. El aire que se introduce en las celdas neumáticas cumple
varias funciones: agita, produce espuma y airea la pulpa; por ello el aire debe ser introducido en exceso
lo que es una desventaja respecto a otras máquinas de flotación. Dentro de esta clasificación se
distinguen la celda de flotación a presión y las columnas de flotación.
a) La celda de flotación a presión
Es una versión moderna de estas máquinas. El aire necesario para la flotación, es proporcionado a
través de la alimentación de agua, la cual se inyecta a presión obteniendo buenos resultados para
partículas que estén en un rango entre 45-600 µm. Estas máquinas también son aptas para tratar pulpas
con contenido de partículas finas, en donde es esencial que existan condiciones de inmovilidad
(reposo).
b) Columnas de flotación.
Las columna de flotación se emplean en casi todas las plantas de flotación, principalmente en las
etapas de limpieza de concentrado. Pruebas realizadas para comparar la efectividad de las columnas de
flotación con las celdas de sub-aireación han indicado, que una columna de flotación es comparable al
menos con un banco de esas celdas cuando se procesan materiales finos.
Las columnas de flotación se especifican en detalle en sección 3.2.1.3, de este tópico.
Celdas de sub-aireación.
En las celdas de sub-aireación el aire es introducido a la pulpa a través de un dispositivo especial,
ubicado en el eje central rotatorio. También es posible una combinación de succión y soplado
(supercarga ) o soplado del aire bajo el impulsor.
El principal elemento en este tipo de máquinas es el impulsor, el que es responsable de la distribución
de burbujas de aire a la pulpa. Un ejemplo típico de este tipo de máquinas lo constituyen las celdas del
tipo Denver, Agitair y Wemco.
a) Celdas Denver

Poseen dos formas de aireación: flotación celda a celda (sub-A) y flotación con flujo libre. Ambos tipo
de celdas cumplen con los requisitos necesarios para recuperar minerales y limpiar concentrados.
La celda Denver “sub-A”, corresponde al tipo de flotación celda a celda. Las celdas de flotación
actúan como unidades individuales, cada una de ellas con su propio sistema de flotación y separadas
desde las otras celdas por medio de una compuerta ajustable. Así la pulpa pasa de una celda a otra a
través de la compuerta y el flujo es succionado por acción del impulsor.
Las celdas Denver con flujo libre, son unidades que se caracterizan porque pueden tratar grandes
tonelajes de mineral. La pulpa entra libremente a la celda, sin pasar por barreras ni tuberías ubicadas
dentro de la máquina de flotación. El nivel de la pulpa es controlado por una compuerta única para las
colas ubicadas al final de la celda. La eficiencia de flotación es alta, la operación es simple y el control
de la operación por un operador es minimizado. Una gran cantidad de plantas que tratan toneladas de
mineral usan hoy en día celdas de flotación del tipo flujo libre y muchas de ellas están equipadas con
controladores automáticos de densidad de pulpa, nivel de pulpa y otras variables.
b) Celdas Wenco
Estas máquinas poseen un sistema 1+1 rotor-dispersor que reemplaza al impulsor de las Denver, y que
permite lograr una mejor distribución interna de la pulpa. Como en el caso de las celdas Denver
también tienen secciones. La alimentación entra por debajo de la primera partición y las colas pasan
sobre las particiones desde una sección a otra.
Al contrario de las celdas Denver Sub-A, la pulpa a través del banco de celdas fluye solo por acción
gravitacional y no por bombeo. Esto significa que hay una mayor energía para producir aireación y
dispersión y por ende es posible obtener grandes cantidades de espuma con este tipo de máquinas, lo
cual aumenta la capacidad y velocidad de flotación.
c) Las máquinas Galigher Agitair
Este sistema también ofrece un flujo lineal de pulpa a través de un número proporcional de celdas, en
donde el movimiento del flujo es producido fundamentalmente por acción de la gravedad. Las
máquinas Agitair son usadas generalmente en plantas de gran capacidad en donde la ley del metal en la
alimentación es baja, de tal forma que para hacer rentable el proceso se requiere de una elevada
cantidad de material tratado.
El aire se inyecta a la pulpa a razón de 175-1000 Kg/m2
a través del conducto que rodea el eje del
impulsor, produciéndose burbujas finas y abundantes lo que permite el tratamiento de partículas finas
de mineral y de pobre flotabilidad.
d) Celdas Outokumpu (OK)
Cuentan con un innovativo impulsor diseñado sobre la base de principios hidrodinámicos. Así las
celdas OK tiene excelentes características de mezclamiento y puede mantener aún sólidos gruesos en
suspensión a través del tanque.
La clave del mecanismo impulsor OK es promover la dispersión de aire a partir de la superficie
completa de las ranuras del rotor más bien que de unas estrecha zona. Esto se logró por un diseño
especial del rotor y estator. La fuerza centrífuga creada por el anillo de pulpa que rota en la separación
rotor-estator, compensa el aumento de la presión hidrostática en las partes inferiores al rotor. El rotor
como una poderosa bomba más que una agitador, puede a pesar de su pequeño tamaño mantener el
material grueso en suspensión.
El diseño del impulsor en forma ovalada y constituido por una serie de hojas verticales radiales,
permite que la pulpa sea bombeada hacia arriba desde el fondo y lanzada enseguida hacia afuera para
mezclarse íntimamente con el flujo de aire disperso. Hojas angostas del estator que rodean al impulsor
convierten ahora al vórtice tangencial de la pulpa a flujo radial.
Las celdas OK garantizan una buena suspensión de la pulpa con un bajo consumo de potencia.
Columnas de flotación.
En las columnas de flotación se distinguen dos secciones que presentan diferentes condiciones de
procesos y flujos internos.
En la sección bajo el punto de flotación (sección recuperación), las partículas suspendidas en el flujo
de agua descendente se contactan con el flujo ascendente de pequeñas burbujas producidas por un

inyector de aire en la base de la columna. De esta forma se producen en esta zona los procesos básicos
de la flotación tales como, colisión, adhesión, y levitación de las partículas por una burbuja de aire.
Las partículas hidrofóbicas, adheridas a una burbuja de aire, son transportadas a la sección de lavado
sobre el punto de alimentación. En esta sección el material que está débilmente adherido a las burbujas
de aire y aquel que se encuentra atrapado entre los canales que forman las burbujas, es removido y
vuelto a la sección de recuperación. De esta manera la columna de flotación minimiza el efecto de
arrastre mecánico, que es muy común en las celdas convencionales, y reduce la contaminación del
concentrado. El agua de lavado también, sirve para obligar a las partículas de la ganga a descender.
Así, hay un flujo de líquido descendente a través de toda la columna, que previene el ascenso de
partículas hacia el concentrado.
Se ha procurado mejorar el grado de mezcla, y de este modo mejorar la cinética del proceso, dando un
contacto más intenso partícula-burbuja. La idea central, sin embargo, es que se debe mejorar el proceso
de transferencia de masa en la etapa de contacto partícula - burbuja, que se inicia con el adecuado
diseño de los burbujeadores. Los nuevos diseños buscan tener un sistema que pueda ser fácilmente
reemplazable, ser resistente al desgaste, que permitan cambiar el tamaño del orificio, ser cortos para
facilitar su manejo, y que permitan usar pocos burbujeadores.
a) Columnas con bafles o empacadas
Se ha demostrado que mientras mayor es el grado de mezcla, menores son la recuperación y
selectividad en flotación. Debido a esto, por ejemplo, se ordenan las celdas en serie en los bancos. La
ventaja de un celda de columna es que puede remplazar varias celdas de un banco, debido a la reducida
mezcla inherente a su geometría.
Una forma de reducir la mezcla es colocando bafles verticales, que dividen la columna en
compartimentos. También, y esto da origen a la columna empacada, es posible usar placas corrugadas
para dar un camino tortuoso a seguir por las burbujas y la pulpa. Se obtiene un reducido grado de
mezcla, y también una altura, limitada de espuma.
b) Diseños reactor/separador
El argumento básico es que la flotación tiene dos funciones fundamentales: unir las partículas a las
burbujas, y entonces separar este conjunto de la pulpa. El diseño actual de las máquinas de flotación es
un compromiso entre estas dos funciones, lo cual podría limitar el comportamiento global. Esto se
manifiesta en el diseño de las celdas mecánicas, que dan una agitación intensa, en la zona del impeler,
y una zona de quietud, en la parte superior, para la separación. El concepto manejado en este nuevo
diseño, es aislar estas dos funciones, con la idea de que ambas funciones puedan ser optimizadas
individualmente, y así mejorar el comportamiento global.
Bajo este concepto, es posible agrupar los diseños de celdas Jameson, neumáticas y de contacto.
c.i ) Celda Jameson
Corresponde a un diseño de columna de flotación corta, que consiste en dos partes: el downcomer o
tubo de descenso, donde se mezcla la pulpa con el aire, y la celda misma. El tubo de descenso de la
alimentación posee una boquilla, que permite inyectar la pulpa en forma de un jet. Ésta atrapa aire,
debido al vacío producido, no necesitando de un compresor para ello. El aire es diseminado en
burbujas, y la colección ocurre en este reactor (downcomer). La mezcla descarga en las celdas, abierta,
y allí toma lugar la separación de los agregados partícula-burbuja de la pulpa. La celda constituye el
separador.
c.ii ) Celda neumática
Esta celda corresponde a una actualización de las antiguas celdas neumáticas, pero con un concepto y
utilización de tecnología actual. En particular, un modelo simple, consiste en que la pulpa forzada a
través del burbujeador, pasa a una tubería y entra a la celda. El burbujeador y la tubería constituyen el
reactor, y la celda se convierte en el separador.
c.iii ) Celda de contacto
En esta celda, el agua y el aire son inyectados en un burbujeador y las burbujas son inmediatamente
contactadas con la pulpa y fluyen hacia el contactor. La combinación de burbujeador y contactor es el
reactor. La cámara de separación es una columna convencional modificada.
Las condiciones para que la flotación ocurra deben establecerse antes de la entrada a la unidad, puesto
que los tiempos de retención son extremadamente cortos.

c.iv ) Celda Centrifloat
En este aparato, la pulpa es alimentada tangencialmente cerca de la parte inferior de un recipiente
cilíndrico (el reactor). El aire se inyecta a través de paredes porosas y se convierte en burbujas por el
flujo tangencial de pulpa. La fuerza centrifuga generada hace que las burbujas se muevan hacia
adentro, contra el movimiento de las partículas, lo que resulta en una alta velocidad de colección.
1.3.2.2 Circuitos de Flotación
Un circuito de flotación representa una solución económica al problema de tratamiento de una mena
particular. La flotación a nivel industrial es un proceso continuo, en el que las celdas están arregladas
en serie, formando bancos distribuidos de acuerdo a las particulares necesidades del mineral sulfurado
a tratar.
La pulpa que entra a la primera celda del banco cede algo de su mineral valioso en forma de espuma; el
derrame de esta celda pasa a la siguiente celda donde se extrae más espuma mineralizada y así sigue
hacia abajo del banco, hasta que las colas estériles derraman en la última celda en el banco. La altura
de la columna de espuma para cada celda se determina ajustando la altura del vertedero de derrame de
las colas; la diferencia en altura entre ésta y el derrame del labio de la celda determina la profundidad
de la espuma. La alimentación nueva que entra a la primera celda de un banco, mantiene alta la
columna de espuma en algunas de las primeras celdas, puesto que existe abundancia de partículas
hidrofóbicas para mantenerla. El nivel de la pulpa se eleva de celda a celda a medida que la pulpa se
agota en minerales flotables, elevando progresivamente la altura de las compuertas de las colas en la
celda. Algunas de las últimas celdas en el banco contienen espumas de grado relativamente bajo, que
contienen partículas débilmente aerofílicas. Estas celdas son llamadas barredoras o depuradoras que
normalmente contienen partículas de los medios (especie útil y ganga), las que muchas veces se
recirculan a la alimentación del sistema. Las celdas barredoras que tienen poco mineral para conservar
una espuma profunda, mantienen sus vertederos o compuertas de colas elevadas, de manera que la
pulpa, siempre esté derramando por el labio de la celda. Esta práctica, usada para extraer todo el
material que casi no flota, asegura una máxima recuperación del banco de celdas. Sin embargo,
deberán evitarse las cargas circulantes excesivas para evitar dos aspectos: 1) diluir la alimentación a la
flotación rougher y 2) reducir los tiempos de flotación.
La combinación de diferentes etapas de flotación permiten configurar los circuitos de flotación, en los
cuales se pueden considerar bancos de celdas en flotación primaria o rougher, flotación de limpieza de
concentrados o cleaner, flotación de relimpieza o recleaner y flotación scavenger de limpieza de colas.
Una operación de flotación primaria o rougher permite obtener una alta recuperación con una baja ley
de concentrado, en cambio una operación de flotación de limpieza o cleaner permite obtener una baja
recuperación con una alta ley de concentrado, generando una cola de alta ley que debe ser recirculada
como alimentación a las etapas de flotación previas o intermedias.
La respuesta de las partículas de mineral al proceso de flotación, es altamente dependiente
del tamaño de liberación de la especie útil, obtenida en el proceso de molienda. Sin embargo,
la molienda fina requiere además de un mayor consumo de energía y acero, mayor cantidad
de agua necesaria para la clasificación y mayor cantidad de reactivos por aumento de la
superficie específica de los materiales. Considerando estos antecedentes, en la mayoría de los
casos, durante la flotación primaria o rougher no se flota el mineral totalmente liberado, sino
que se opta por una molienda que proporcione buenas recuperaciones (en Minera Escondida
Ltda. 30% +100# Tyler). Por lo tanto, la flotación primaria o rougher tiene como objetivo
metalúrgico la recuperación y no la ley de concentrado, de tal modo, que la liberación
adecuada se obtiene en una etapa posterior de remolienda, precedida por una operación de
espesamiento o clasificación del concentrado rougher, el cual se somete posteriormente a una
operación de flotación de limpieza, cuyos objetivos son elevar la ley de concentrado.

Los circuitos de flotación se clasifican de acuerdo a su objetivo dentro del proceso: Circuitos
recuperadores y Circuitos limpiadores.
Circuitos recuperadores:
Son aquellos cuyo objetivo es
recuperar la mayor cantidad de especie
mineral útil. En la práctica es común
encontrar dos tipos de circuitos
destinados a este propósito: circuito
primario o rougher y el circuito de
barrido o scavenger. La Figura 3.5
presenta un esquema del circuito
recuperador incluyendo las etapas
primaria y de barrido.
a) Circuito primario o rougher
La pulpa procedente del proceso de
molienda y clasificación, cuya fracción
fina ha sido acondicionada, se alimenta a este circuito y en él tiene lugar una primera separación por
flotación primaria obteniendo un concentrado y cola rougher.
b) Circuito depurador, de barrido o scavenger
A este circuito se alimenta la cola de limpieza, y dependiendo de las características del mineral
también se puede alimentar la cola rougher. El concentrado obtenido en esta etapa es alimentado a la
flotación de limpieza, mezclándolo con el concentrado obtenido en el circuito primario. Las colas
empobrecidas de la flotación primaria y scavenger, constituyen la cola o relave final.
Circuitos limpiadores:
Los concentrados obtenidos tanto en la flotación primaria como en la scavenger, pueden contener
ganga en cantidad superior a la deseada, por lo tanto, estos concentrados son alimentados a un circuito
de limpieza a objeto de elevar la ley del mineral útil. La cola generada en este circuito es recirculada a
la alimentación de la flotación rougher o primaria, para recuperar las especies valiosas que pudiera
contener.
En el caso particular de Minera Escondida Ltda., el circuito de limpieza se realiza en columnas de
flotación y las colas de la columna retornan al circuito scavenger.
Pueden existir dos tipos de circuitos limpiadores: limpieza o cleaner y relimpieza o recleaner.
La Figura 3.6 muestra un circuito básico de flotación, que incluye las etapas primaria, de barrido y de
limpieza.
Mencione cuántos circuitos de flotación existen en su faena, indique por cuantos
bancos y celdas están constituidos cada uno de ellos.
Cola o Relave
Final
Primaria o Barrido o
Rougher Scavenger
Alimentación
Concentrado
Rougher
Concentrado
Scavenger
Figura 3.5 : Circuito básico de flotación, que incluye las etapas
primarias y de barrido.
Cola o
Relave FinalAlimentación
Concentrado
Limpieza o Cleaner
Figura 3.6 : Circuito básico de flotación, que incluye lasFigura 3.6 : Circuito básico de flotación, que incluye las
etapasetapas primaria, de barrido y deprimaria, de barrido y de limpieza.limpieza.
Primaria o
Rougher
Barrido o
Scavenger

Molienda secundaria o remolienda
El concentrado obtenido en el circuito recuperador y las colas del circuito de limpieza, contienen
básicamente una fracción fina no muy rica en la especie útil y de lenta flotación; y un producto grueso
conteniendo un alto porcentaje de especie útil sin liberar. Si la cantidad de finos es apreciable, estos
productos se deben clasificar y luego enviar al circuito de flotación primaria o de limpieza. El producto
grueso se libera en la remolienda y se alimenta al circuito de limpieza, una vez alcanzada la
granulometría de liberación.
Flexibilidad del circuito
En el diseño de un circuito de flotación es necesario considerar las fluctuaciones en la velocidad de
flujo de la mena a la planta, así como la variación de la mineralización. Esta situación se puede
controlar interponiendo estanques mezcladores entre la molienda y la planta de flotación, que absorban
las variaciones de flujo y permitan acondicionar la pulpa.
La flexibilidad se debe proporcionar también en relación al número de celdas en un banco, que
produzcan concentrado rougher y scavenger, para tener en consideración los cambios en el ley de la
mena alimentada. Por ejemplo, una disminución en la ley de cabeza implicará reducir el número de
celdas productoras de concentrado primario, para alimentar a la flotación de limpieza con material de
concentración adecuada. El número óptimo de bancos dependerá de la facilidad de control del circuito
en particular.
1.3.2.3 Flotación Columnar
La Flotación Columnar, se aplica en los circuitos de limpieza de concentrados. Los concentrados
Rougher generalmente obtenidos en circuitos de celdas convencionales, constituyen un material de
menor volumen en relación a la alimentación de la Planta. En ésta situación, es factible
económicamente realizar en el concentrado, la remolienda necesaria para llevar las partículas de
mineral hasta una granulometría cercana al 100% de liberación, es decir, al tamaño en que los sulfuros
de cobre se encuentran totalmente separados de la ganga. En la Planta Concentradora de Minera
Escondida Ltda., la liberación del mineral se alcanza cuando un 75% de las partículas logra tamaños de
-325 mallas (44 micrones). Para que tenga éxito la flotación, a estos tamaños tan finos, es necesario en
la flotación de limpieza la utilización de las columnas de flotación.
La operación de la columna de flotación se caracteriza por el alto grado de eficiencia con que separa la
ganga del concentrado. Esto se logra por medio de un sistema de riego de agua localizado en la zona de
espumación.
Fundamentos de flotación de partículas finas.
Al flotar partículas finas en celdas convencionales, éstas ya sean de sulfuros o de ganga, se reparten de
igual forma en el concentrado y colas, debido al fuerte arrastre mecánico o hidráulico que genera la
agitación y el flujo ascendente del enjambre de burbujas hacia la espuma. Las partículas finas de ganga
que están en el concentrado bajan la ley de éste, y las partículas finas de sulfuros que están en la cola,
disminuyen la recuperación.
Para eliminar el efecto de arrastre se opera en columnas de flotación, a menor porcentaje de sólidos, de
forma que las partículas se encuentren más separadas. Además, se utiliza aire de alta presión pero en
bajo volumen, a través de un sistema de aire.
El sistema en contracorriente de pulpa y aire (burbujas o partícula-burbuja) permite colectar las
partículas hidrofóbicas, que después de colisionar con las burbujas de aire, se adhieren a ellas y

cambian de dirección hacia la sección superior de la columna. Las partículas hidrofílicas y menos
hidrofóbicas, son removidas por el fondo de la columna constituyendo el relave.
Las partículas hidrofóbicas se adhieren a la burbuja, por la parte inferior de ésta, donde se acomodan
formando una película de espesor igual al diámetro de partícula. Algunas veces, las partículas forman
dos o tres capas de películas, disminuyendo la recuperación de mineral útil, por debilitación de las
fuerzas del proceso de colección. Se dice que cada burbuja sólo puede carga del 40 a 50% de su
superficie (Roger L., 1991).
El flujo de burbujas va interactuando a medida que sube con los sólidos de la pulpa, capturando a los
minerales útiles, para descargarlos en la zona de rebalse de la columna.
Cuando una burbuja
cargada llega a la zona
de interface de
espuma y pulpa, esta
llega con fuerza
originándose un
choque violento con
la pared de la espuma
cargada de mineral,
dando a lugar un
desprendimiento de
carga por
rompimiento y
coalescencia, ver
Figura 3.7. La coalescencia en un proceso de espumación, es la unión de dos burbujas por un choque
de estas, generando una burbuja de mayor volumen.
El aumento de tamaño de una burbuja, genera una disminución de la superficie por unidad de volumen,
es decir disminuye el área especifica de la burbuja, aplicando una pérdida de colección en la
recuperación de las partículas útiles.
Cuando el conjunto partícula-burbuja logra ser parte de la cama de espuma, es sometido a un baño de
agua que tiene por objetivo desprender las partículas débilmente adheridas. La mayor parte de las
partículas desprendidas corresponden a partículas de mineral no liberado y ganga.
En las celdas de columna, se incrementa la flotación de partículas finas, entregando al sistema
microburbujas y considerando columnas de gran altura, para incrementar el tiempo de residencia de las
partículas que permita asegurar el proceso de adhesión partícula - burbuja.
Figura 3.7 Desprendimiento de partículas por coalescencia.
Coalescencia.

Operación de una columna de flotación
La pulpa se alimenta a la columna de flotación aproximadamente a 3 metros por debajo del rebalse de
la columna, este flujo comienza a descender a lo largo de la zona de recuperación, encontrándose a
medida que baja con un volumen de pequeñas burbujas de aire que ascienden al rebalse de la columna,
y que tienen como misión colectar las especies útiles del mineral, contenidas en la pulpa, y
transportarlas a la fase espuma.
En una columna de flotación, se denomina Zona de Recuperación, a aquella sección de la columna,
comprendida entre el punto de entrada del aire y el nivel de alimentación de la pulpa al equipo. Ver
Figura 3.8.
La Zona de Limpieza corresponde a aquella sección de la columna, comprendida entre el nivel de
alimentación de la pulpa hasta el labio de rebalse de concentrado, ubicado en el tope de la unidad
En la zona de limpieza se utiliza agua de lavado, por debajo del nivel de rebalse de la espuma. Los
objetivos de este lavado son dos: 1) garantizar un flujo neto descendente de pulpa en la zona de
limpieza, acorde con un Bias positivo; y 2) limpiar la espuma, es decir, generar una corriente
descendente, para arrastrar la ganga hacia la zona colectora o de recuperación de la columna.
Existe una porción de agua de lavado denominada Bias o Sesgo, con trayectoria vertical hacia abajo,
conocido también, como la división de los flujos de la cola por el de alimentación. Un Bias es positivo,
cuando el flujo de agua de lavado sale por el relave de la columna. En cambio, el Bias es negativo,
cuando el flujo de concentrado tiene agua proveniente del agua de lavado, la Figura 3.9 muestra
ambas situaciones. En una columna de flotación, es esencial mantener un Bias positivo. Por lo tanto, es
fundamental conocer el requerimiento de agua de lavado.
ALIMENTACIÓN
AGUA DE
LAVADO
CONCENTRADO
RELAVES
ALIMENTACIÓN
BiasPositivo
CONCENTRADO
AGUA DE
LAVADO
RELAVES
Biasnegativo
Figura 3.9 Efecto del Bias en una columna de flotación.
Agua de
lavado
Pulpa de
alimentación
Aire de compresores
Cola
Zona de
colección
Zona de
limpieza
Concentrado
final
SPARGER
S
Figura 3.8.Columna de flotación y sus respectivas zonas.

Mencione las diferencias más significativas entre la flotación
convencional y columnar refiriéndose a generación y tamaño de
burbujas, granulometría de alimentación y flotación de partículas
finas.
Aspecto Celdas convencionales Celdas columnares
Generación y tamaño de
burbujas
Tamaño de partículas en la
alimentación
Flotación de partículas
finas

1.3.3 VARIABLES DE OPERACIÓN DEL PROCESO DE FLOTACION
1.3.3.1 Flotación Convencional
a) Tipo de mineral
La composición química del componente útil flotable, determina el tipo de tratamiento y los reactivos
que se usarán, de manera de lograr un resultado de alta selectividad para el mineral útil.
La naturaleza del mineral depende de la composición mineralógica de los minerales útiles y de la
ganga, de su diseminación, dureza, fenómenos secundarios de oxidación, impureza, además de los
antecedentes geológicos del yacimiento y de su método de explotación.
a.i. ) Sulfuros parcialmente oxidados
Cuando los sulfuros están parcialmente oxidados, se producen pequeñas pérdidas en la recuperación
del metal, entonces, los reactivos del tipo sulfhídricos ya no son tan eficientes y se ha de seleccionar
reactivos más poderosos y menos selectivos (ácidos grasos, aminas, etc.). También se deberá ajustar el
pH del circuito.
Como se puede apreciar en la Figura 3.10, los súlfuros puros flotan con un rendimiento de más o
menos 95%, la cual empieza a decaer a medida que se oxidan por un proceso secundario. En los casos
más serios las recuperaciones pueden disminuir en 10 a 20%.
a.ii. ) Dureza del mineral y naturaleza de la ganga
También, es de considerable importancia la dureza del mineral y la naturaleza de sus acompañantes.
Los minerales arcillosos de gangas secundarias descompuestas, en los circuitos de molienda se
desintegran hasta tamaños micrónicos, formando lamas secundarias que se adhieren con gran facilidad
a las burbujas de aire y limitando el acceso de los minerales útiles a éstas; disminuyendo la
recuperación; diluyendo los concentrados y rebajando su ley.
La reducción de los efectos producidos por estos minerales, se logra disminuyendo el porcentaje de
sólidos a un rango más estrecho,entre 20 -23 % de sólidos en la pulpa. En general, se considera
ventajosa para la flotación la presencia de gangas silicosas o cuarzo, que por su dureza no generan
lamas.
b) Granulometría
Existe un tamaño máximo de partículas que se puede flotar. Este tamaño depende de la naturaleza del
mineral, y del grado de flotabilidad del mineral.
b.i. ) Naturaleza del mineral
La mayoría de los minerales útiles yacen en forma dispersa, constituyéndose en partículas que
impregnan la roca matriz, con variados tamaños (desde algunos micrones a cientos de micrones). Por
lo tanto, es fundamental liberar la especie mineralógica útil para incrementar la recuperación. Para
lLEY DE COBRE OXIDADO V S RECUPERACIÓN DE COBRE
60
65
70
75
80
85
90
95
100
0 5 10 15 20 25 30
LEY DE COBRE OXIDADA %
RECUPERACIÓN
%
Figura 3.10 Rrecuperación de sulfuro de
cobre en función de la ley de óxido de
cobre.

lograr este propósito, debe considerarse además, que las especies mineralógicas presentes en una mena
no siempre tienen la misma dureza, y que se podrán generar lamas por efecto de una sobremolienda.
b.ii. ) Flotabilidad del mineral
Si el mineral flota fácilmente y está asociado con una ganga relativamente no flotable, será más
económico producir colas finales gruesa y remoler el concentrado obtenido en la flotación primaria. De
esta forma, el concentrado se lleva a un tamaño bastante fino como para liberar la especie útil y
obtener una mayor concentración.
c) Adición acondicionamientos y dosificación de Reactivos
Cada mena es única y los requerimientos de reactivos, dependen del tipo de mineralización, por lo
tanto, los reactivos deben ser determinados mediante varios ensayos hasta obtener la fórmula de
reactivos de flotación más adecuada.
c.i. ) Fórmula de reactivos de flotación
Ha de ser una combinación tal, que procure selectividad, eficacia, y estabilidad química. Debe ser
definida según tipo de mineralización procesada.
c.ii. ) Puntos de Adición
Los reactivos se deben agregar según sus necesidades de solubilidad. Los reguladores de pH,
normalmente se agregan en la molienda junto a los modificadores y colectores insolubles, los
colectores solubles en el acondicionamiento, en último lugar los espumantes porque estos no
reaccionan químicamente, sólo requieren dispersión en la pulpa. Los colectores y espumantes deben
estar completamente emulsionados antes de su adición.
Cuando los colectores son aceitosos y requieren emulsificación y largos tiempos de
acondicionamiento, se adicionan en los molinos de bolas, procurando así que el colector esté presente
en la formación de la nueva superficie, antes de que la oxidación empiece la desventaja de hacerlo así,
radica en que la proporción de reactivo es difícilmente controlable.
c.iii. ) Dosificación de reactivos
Los reactivos deben alimentarse a la pulpa suave y uniformemente, requiriendo un estrecho control de
la alimentación de reactivos y de la velocidad de flujo de la pulpa. Esta condición normalmente es dada
por el operador, siendo de su responsabilidad el volumen a adicionar por minuto de espumante, según
su apreciación de la espuma.
La adición de reactivos por etapas frecuentemente produce recuperaciones más altas a costos
sustancialmente más bajos que si todos los reactivos se agregaran en el mismo punto del circuito antes
de la flotación.
d) Aireación y Acondicionamiento
El acondicionamiento es una etapa que proporciona el tiempo necesario para que operen los reactivos.
Algunos colectores de cinética de adsorción lenta deben incorporarse al molino, mientras que otros se
agregan directamente al cajón de descarga del molino y los reactivos fácilmente soluble en agua
directamente antes de la flotación.
La aireación es una variable que normalmente controla el operador de flotación y que le permite
apurar o retardar la flotación en beneficio de la recuperación o de la ley, dependiendo si es un circuito
rougher, cleaner o scavenger, normalmente se ajusta mediante el amperaje del motor.
e) Densidad de pulpa
La densidad de pulpa en un proceso de flotación, depende del tamaño granulométrico del rebalse del
clasificador. Al aumentar el porcentaje de sólidos, el producto va a ser más grueso y al disminuirlo más
fino. Considerando la limitación de abastecimientos de aguas de las minas, se trata de trabajar con el
mínimo de agua posible sacrificando con esto, dentro de límites razonables la granulometría del
rebalse y las recuperaciones. Esta pérdida metalúrgica suele compensarse aumentando el tonelaje
tratado. Existe un porcentaje de sólidos óptimo para el proceso, el que influye en el tiempo de
residencia del mineral en un banco o circuito de flotación (tiempo de flotación).
El porcentaje de sólidos óptimo para la molienda es de un 65 - 70% (para Minera Escondida Ltda.,
75%). El cual es reducido agregando agua a la alimentación de los hidrociclones de forma de optimizar
la clasificación, en Minera Escondida Ltda. ,el overflow del ciclón entrega un porcentaje de sólidos
alrededor de 28%, el cual puede ser levemente modificado en los cajones de alimentación a los

circuitos rougher o en la etapa de acondicionamiento previo. Sin embargo, dentro de las densidades
medias de las pulpas, entre 20 y 30%, se ha observado que el porcentaje de sólidos prácticamente no
influye en las recuperaciones ni en las leyes del concentrado. Por ejemplo, en Minera Escondida para
minerales arcillosos, se requiere 20-23 % de sólidos y para minerales con ganga de cuarzo (sílice) entre
23 y 28 %. La situación, sin embargo, empieza a cambiar cuando se llega a condiciones extremas de
gran dilución o de gran densidad, donde esta variable afecta el sistema reduciendo la recuperación.
f) Niveles de pulpa en la celda de flotación
El nivel de pulpa debe asegurar el rebalse continuo de la espuma cargada hacia la canaleta de
concentrado, de forma que las partículas valiosas no se pierdan por coalescencia de burbujas. El
operador debe saber relacionar el nivel de pulpa con la aireación y la dosificación de espumantes, las
cuales aseguran que todas las partículas útiles hidrofóbicas sean recuperadas en el concentrado.
La altura de espuma en la flotación rougher debe ser alrededor de 20-25 cm y está dada por el flotador
del sistema de dardos. Este flotador está flotando en el nivel de la pulpa de la celda. En la flotación
Scavenger se aplican alturas de espumas de 20 cm.
g) pH de pulpa
La flotación es sumamente sensible al pH, especialmente cuando se trata de flotación selectiva, el pH
determina la adsorción de los reactivos colectores que hidrofobizan a los minerales sulfurados. Cada
fórmula de reactivos tiene un pH óptimo, en el caso de ganga ácida los consumos de cal pueden ser
importantes, por lo cual la determinación del consumo de regulador de pH es un dato imprescindible
en un estudio de factibilidad de flotación. En Minera Escondida Ltda. el pH para la flotación rougher
es de alrededor de 10,5.
h) Temperatura de la pulpa
Unos pocos minerales muestran un mejoramiento de la eficiencia con un aumento de temperatura en la
pulpa. Sin embargo, en la actualidad cualquier proceso que signifique un consumo de energía adicional
tiene serias restricciones para su implementación industrial, luego se trabaja en flotación con pulpas en
condiciones ambientales.
i) Tiempo de Flotación
Esta variable es característica de cada tipo de partícula, en la operación de planta se utiliza el tiempo de
residencia de la pulpa en el banco de celdas (el tiempo de residencia debe ser mayor que el tiempo de
flotación de las partículas más lentas que son recuperables).
Un mineral se puede caracterizar por su cinética de flotación y en forma más particular por su
constante específica de velocidad, en otras palabras para obtener una recuperación deseada, es
necesario proporcionarle al mineral el tiempo de flotación adecuado. El tiempo de flotación es una
variable que depende del diseño del circuito, del porcentaje sólidos, del volumen de pulpa, del tipo de
mineral, etc. En Minera Escondida Ltda. el tiempo de residencia mínimo para la flotación debe ser de
28 minutos.
j) Calidad del agua
En la mayoría de las plantas la disponibilidad de agua es limitada. Esto obliga a utilizar agua industrial
o agua de recirculación recuperada desde espesadores y que contiene cantidades residuales de
reactivos. Es necesario tener en consideración, las impurezas y contaminación que tiene toda agua
natural o industrial, (la dureza del agua, sales de calcio, magnesio y sodio); ellas pueden cambiar la
naturaleza de flotabilidad de ciertos minerales, y provocar un considerable consumo de reactivos de
flotación con los cuales a menudo forman sales insolubles.
También existe la contaminación orgánica en particular la procedente de aguas servidas, ya que llevan
coloides que sea adhieren a los sólidos y cambian su superficie y la característica de los reactivos de
flotación.
1.3.3.2 Flotación Columnar
a) Efecto del aire
En general, convendrá generar burbujas de tamaño pequeño (0,4 a 0,8 mm de diámetro), a niveles
óptimos de velocidad superficial del gas, con el objeto de maximizar la velocidad de colección de las

partículas y garantizar su transporte hacia la fase espuma, pero evitando simultáneamente producir un
exceso de turbulencia dentro de la columna.
Existe un tamaño óptimo de burbuja aplicable a cada situación específica de flotación columnar, el que
deberá ser determinado experimentalmente para cada tipo de mineral a tratar.
Para efectos de escalamiento del consumo de aire requerido, se acostumbra emplear la velocidad
superficial del gas, Jg (cm/s), definida como el flujo volumétrico de aire o gas, requerido por área
unitaria de flujo (área de la sección transversal de la columna)
Los valores típicos de la velocidad superficial varían entre 1 y 3 cm/s).
b) Efecto del agua de lavado
El agua de lavado, es el control más efectivo para lograr altas leyes de concentrado. La Figura 3.11
muestra que aún cuando, la recuperación no cambie mucho con variaciones en el flujo de agua de
lavado, la ley de concentrado tiende a subir rápidamente con el incremento del agua de lavado.
La cantidad de agua de lavado que se requiere depende de la cantidad de columnas, de la ley de
alimentación y del tonelaje alimentado, siendo importante operar con un flujo de agua de lavado que
asegure un BIAS positivo.
c) Efecto del nivel de pulpa
El nivel de pulpa o la profundidad de la espuma, también tiene un efecto importante en el rendimiento
general de la columna. Es absolutamente contraindicado incrementar el nivel de pulpa hasta el punto
de rebalse de la espuma en busca de mayores recuperaciones.
Se ha observado, que la ley de concentrado tiende a subir con un mayor lecho de espuma y la
recuperación tiende a bajar. Generalmente, es aconsejable operar con niveles de pulpa entre 0.4 y 0.8
metros.
d) Efecto del pH.
El control de pH es crítico en un circuito de limpieza. Un pH alto permite deprimir la pirita (FeS2)
logrando incrementos en la ley de concentrados. En general, el pH más adecuado depende de la
cantidad de pirita, su rango óptimo de operación es entre 11 y 12.
e) Granulometría fina
El tamaño fino debe asegurar un alto grado de liberación de las partículas y se obtiene por una etapa de
remolienda previa. Para Minera Escondida Ltda. la liberación de partículas obtenida en la remolienda
es de alrededor de 80% -325 mallas.
f) Tiempo de flotación
Las partículas finas presentan baja velocidad de flotación. Por lo tanto, el tiempo de retención mínimo
de la pulpa en las columnas debe ser superior a 22 minutos, obteniéndose el óptimo según la práctica
operacional entre los 40 a 45 minutos (Para Minera Escondida Ltda., 35 minutos). Este valor depende
del volumen de celdas, flujo de pulpa alimentada y porcentaje de sólidos. Esto hace que en general se
opere con baterías de columnas debido a la baja capacidad de éstas.
g) Porcentaje sólidos en la pulpa
Se opera con pulpas más diluidas en comparación a la flotación rougher, consiguiéndose el óptimo
entre 14 y 17% de sólidos. Porcentajes de sólidos inferiores, al rango óptimo, disminuyen mucho su
BIAS
35
36
37
38
39
40
41
42
43
44
45
46
47
48
49
50
51
52
0.8 0.9 1 1.1 1.2
LEYYRECUPERACION,%
+
+
++
RECUPERACIO
N
LEY
Figura 3.11 Efecto del BIAS en la recuperación y ley

capacidad y valores mayores no permiten alcanzar leyes altas de concentrado, porque limitan la
capacidad de transporte de la burbuja.
1.3.4 CUANTIFICACIÓN DEL PROCESO
Para la cuantificación del proceso de flotación, es necesario identificar y representar los diferentes
flujos involucrados en el proceso y establecer los balances. De aquí en adelante representaremos por F,
C, y T los tonelajes de alimentación, concentrado y relave; y por f, c y t sus respectivas leyes en la
especie útil.
En flotación, al igual que en otros procesos de concentración, la cuantificación se puede realizar a
través de dos cantidades: la razón de concentración (selectividad del proceso) y la recuperación
(eficiencia y rendimiento).
1.3.4.1 Balances de Materiales o Balances Metalúrgicos
Se pueden establecer en cada circuito, mediante las expresiones para flujos de material (toneladas) y
para contenido de finos o especie útil (toneladas).
Balance de flujos:
F=C + T
(3.9)
Balance de finos:
F*f =C*c + T*t
(3.10)
Razón de Concentración (F/C)
Expresa la relación entre las toneladas de mineral de cabeza necesarias para obtener una tonelada de
concentrado. La razón de concentración también puede obtenerse en función de los ensayes químicos,
mediante la siguiente expresión:
tf
tc
C
F
−
−
= (3.11)
Recuperación (R)
Corresponde a la relación porcentual entre el peso de especie útil contenida en el concentrado en razón
al peso de especie útil contenida en la cabeza, es decir :
%100,x
f*F
c*C
100x
cabezalaenútilespeciedePeso
concentradelenútilespeciedePeso
==
o
R
(3.12)
Por balance de masa y finos se pueden expresar la recuperación en función de las leyes de la
alimentación, concentrado y relave:
%100,x
t)(c*f
t)(f*c
R
−
−
= (3.13)

Por otro lado, a veces es necesario determinar la velocidad específica de flotación (VEF), que indica la
flotabilidad relativa de un mineral respecto de otro. Mientras mayor es la velocidad específica de
flotación de un mineral mejor será la separación por flotación. Cuando es igual a uno, no hay
separación. La VEF está dada por:
VEF = Q1/Q2 (3.14)
donde,
Vc
p
Q
i
i
i
'
= (3.15)
c`: Concentración de cierta especie mineralógica en la pulpa, gramos/litro
V : volumen de agua
p: Cantidad de la especie mineralógica que flota en i minuto en gramos.

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