1.

INTRODUCCIÓN

Los procesos de flotación son usados para separar o concentrar minerales y otras especies
químicas. La separación por flotación es el resultado de muchos procesos fisicoquímicos
complejos que ocurren en las interfases sólido/líquido, líquido/gas y sólido/gas. La flotación
depende de la probabilidad de unión de la partícula a la burbuja en la celda de flotación, la
cual es determinada por la hidrofobicidad de la superficie de la partícula. En la mayoría de los
sistemas de flotación, la superficie de la partícula se torna hidrofóbica por la adsorción
selectiva de los surfactantes llamados colectores.
La flotación es una técnica de concentración que aprovecha la diferencia entre las propiedades
superficiales o interfaciales del mineral, o especies de valor, y la ganga. Se basa en la adhesión
de algunos sólidos a burbujas de gas generadas en la pulpa por algún medio externo, en la
celda de flotación.
Las burbujas de aire transportan los sólidos a la superficie donde son recolectados y
recuperados como concentrado. La fracción que no se adhiere a las burbujas permanece en la
pulpa y constituye la cola o relave.
De este modo, la condición de flotabilidad es una fuerte adhesión entre las partículas útiles y
las burbujas, las cuales deben ser capaces de soportar la agitación y turbulencia en la celda.
Estas partículas se dicen hidrofóbicas, o repelentes al agua, al contrario de las partículas que
constituyen el relave o cola, que son hidrofílicas.
Para lograr una buena concentración en la etapa de limpieza del concentrado se requiere que
las especies útiles que constituyen la mena estén separadas o liberadas, esta la liberación de las
partículas útiles no es necesaria en la etapa primaria de flotación (etapa rougher). La liberación
de las partículas se consigue con etapas de molienda o remolienda. Para la mayoría de los
minerales se alcanza un adecuado grado de liberación moliendo la mena a tamaños del orden
de –100 m o –74 m.
El proceso de flotación, de esta forma, está gobernado por una gran cantidad de variables las
que interactúan entre sí, y cuyo conocimiento contribuirá a comprender mejor el proceso en sí
y obtener finalmente un mejor rendimiento en las aplcaciones prácticas.
La propiedad que permite la separación en un proceso de flotación es la naturaleza hidrofóbica
(o aerofílica) de las especies mineralógicas que componen la mena, cuyas características hacen
que las superficies presenten afinidad por el aire o por el agua.
Al contrario de otros métodos de concentración, en la flotación es posible variar la diferencia
entre las propiedades útiles y la ganga, modificando el ambiente químico y electroquímico del
sistema mediante la adecuada selección de los reactivos químicos adicionados: colectores,
espumantes, activadores, depresores o modificadores de pH.
Colector es un surfactante, que tiene la propiedad de adsorberse selectivamente en la
superficie de un mineral y lo transforma en hidrofóbico. Las burbujas de aire se adhieren así,
preferentemente sobre estas superficies, atrapando las partículas. Espumante es un surfactante
que se adiciona a la pulpa con el objetivo de estabilizar la espuma, en la cual se encuentra el
mineral de interés. Por otra parte, los reactivos modificadores se usan para intensificar o
reducir la acción de los colectores sobre la superficie mineral.
Para que la flotación de minerales sea efectiva, se consideran los siguientes aspectos:
Reactivos químicos: colectores, espumantes, activadores, depresores, modificadores de pH.
Componentes del equipo de flotación: diseño de la celda, sistema de agitación, forma en que
se dispersa el flujo de aire, configuración de los bancos de celdas, control de los bancos de
celdas.
Componentes de la operación: flujo de alimentación, mineralogía de la mena, granulometría
de la mena, densidad de la pulpa, temperatura.
En la figura 1.1. se muestra la adsorción del colector sobre la superficie de un mineral,
mientras que, la acción de un espumante se presenta en la figura 1.2. Por otra parte, en la
figura 1.3 se muestra la estructura química de dos colectores (etil xantato de sodio y oleato de
sodio).

Figura 1.1. Adsorción de un colector en la superficie de un mineral.

 Figura 1.2. Acción de un espumante.

Figura 1.3. Estructura química de dos colectores (etil xantato de sodio y oleato de sodio).
2. QUÍMICA DE SUPERFICIES

2.1. Tensión Superficial

En toda porción de materia existen fuerzas intermoleculares que en cierta forma mantienen
unidas las moléculas que la componen. Si se considera una molécula ubicada en el seno de un
líquido, ésta estará rodeada de moléculas de su misma naturaleza, por lo cual las fuerzas de
atracción intermoleculares se compensan produciéndose un equilibrio energético. Es decir, las
moléculas superficiales tienen una mayor energía que aquellas ubicadas en el seno del líquido.
La magnitud del desbalance de energía que se produce depende de la naturaleza de las
interacciones moleculares. A este exceso de energía se denomina energía libre superficial. Por
lo tanto, aumentar el área superficial de una cierta masa de líquido significa, entregar energía
al sistema en forma de trabajo. Así, la expresión de la tensión superficial será la siguiente:

§ wG ·
J ¨ ¸
© wA ¹ p ,T ,n

J Gs

donde:
J tensión superficial, con unidades de energía/área o fuerza/longitud.
Gs energía libre superficial.
A = área interfacial.
p, T, n = presión, temperatura absoluta y número de moles presentes en el sistema.
En consecuencia, la tensión superficial es la medida del trabajo requerido para aumentar la
superficie en una unidad de área, a presión, temperatura y masa constantes.
La magnitud de la tensión superficial está directamente relacionada con la magnitud de las
fuerzas intermoleculares. Por lo tanto, si se conoce la naturaleza química del líquido, es
posible estimar el orden de magnitud de su tensión superficial.
Las interacciones moleculares y enlaces químicos más frecuentes, en orden creciente de su
unión, son :
Fuerzas de London, fuerzas de Van der Waals o fuerzas de dispersión.
Interacciones dipolo-dipolo inducido.
Interacciones dipolo-dipolo.
Enlace de hidrógeno.
Enlace iónico.
Enlace covalente.
Enlace metálico.
Las fuerzas de dispersión son fuerzas atractivas débiles existentes en toda materia,
independiente de su naturaleza química y tienen su origen en los llamados dipolos inducidos.

2.2. Adsorción

La flotación es un proceso que involucra el estudio de las propiedades de las interfases. Una
de las formas de caracterizar una interfase es por la medida de la adsorción.
La adsorción puede definirse como la concentración de una entidad química (iones y
moléculas) en una interfase. Generalmente se expresa en moles o moléculas de adsorbido por
área de interfase. Es un fenómeno espontáneo y exotérmico. Es común la clasificación de la
adsorción, con base en la naturaleza de la interacción adsorbido/adsorbente, en adsorción
física (fisisorción) y adsorción química (quimisorción).
La adsorción física es resultante de interacciones químicas secundarias o residuales (tipo Van
der Waals), caracterizándose por un bajo calor de interacción, ninguna o casi ninguna acción
de selección entre el adsorbente y el adsorbido, siendo posible la formación de multicapas. La
adsorción química se debe a interacciones químicas primarias (por ejemplo, covalentes) entre
el adsorbente y el adsorbido. Existe selectividad, formándose compuestos de superficie.
Apenas una camada puede ser adsorbida.
La adsorción puede caracterizarse en relación a la especificidad entre el adsorbido y el
adsorbente. Adsorción no específica ocurre en respuesta a la atracción puramente
electrostática. Es rápida y rápidamente reversible, no pudiendo revertir el signo de la carga
original del adsorbente. En la adsorción específica, la contribución electrostática puede ser
irrelevante y especies adsorbidas específicamente pueden aumentar, reducir, anular o revertir
la carga original del adsorbente. Es relativamente lenta e irreversible.
Varios factores pueden contribuir al proceso de adsorción, tales como, atracción electrostática,
enlace covalente, enlace puente hidrógeno, interacciones no polares entre el adsorbato y
especies interfaciales, interacciones laterales entre las especies adsorbidas.

2.3. Fenómenos Eléctricos en la Interfase

La carga eléctrica de los sólidos presentes en una pulpa acuosa atrae una “atmosfera” de iones
de carga contraria. Parte de la atmósfera es difusa y la carga de superficie, en conjunto con la
capa difusa, constituye la doble capa eléctrica.
En la doble capa eléctrica se distinguen las siguientes zonas. la carga superficial, la capa de
Stern (constituida por los iones de la fase acuosa próxima a la superficie, siguiendo la relación
de Boltzmann con relación a la distancia a la superficie), y la fase líquida (figura 2.1).
En el modelo más simple de la doble capa eléctrica, mostrado en la figura 2.2a, existen apenas
dos zonas de carga, la carga de superficie y la capa de Gouy. Este modelo es aproximadamente
válido si el enlace de adsorción es puramente electrostático, o sea, en ausencia de cualquier
enlace químico primario. Los iones contrarios de la capa de Gouy están plenamente hidratados
y no se aproximan a la superficie más que sus radios de hidratación.
Si ocurre adsorción específica, la doble capa eléctrica se considera formada por tres zonas de
carga (figura 2.2b). Las tres zonas de carga son : la carga superficial, la carga específicamente
adsorbida y la carga de la capa de Gouy. Iones específicamente adsorbidos se aproximan más
a la superficie que aquellos no específicamente adsorbidos. Por otra parte, en la figura 2.2c se
representa la situación de adsorción super-equivalente, cuando iones específicamente
adsorbidos revierten la carga original.
Cuando las partículas de una pulpa se desplazan en relación al fluido, surge un plano en el cual
la doble capa eléctrica se parte, que sería el plano de cizallamiento. Este desplazamiento
diferencial de las partes de la doble capa eléctrica lleva al aparecimiento de un potencial
eléctrico (potencial electrocinético), llamado potencial zeta. Este potencial es medido por
métodos electrocinéticos. El punto donde el potencial zeta se anula es el punto isoeléctrico,
PIE (“isoelectric point”).
Figura 2.1. Representación esquemática de la doble capa eléctrica.
Figura 2.2. Modelos de la doble capa eléctrica.
Caso 1: Modelo simple.
Caso 2: Modelo con iones adsorbidos específicamente.
Caso 3: Modelo con iones adsorbidos específicamente (adsorción super
equivalente).
Generalmente, un conjunto de iones pueden ser identificados como determinantes de
potencial, los primeros responsables por la carga de superficie. Estos iones se denominan
iones determinantes de potencial. Existe una concentración particular de estos iones para la
cual la carga de superficie es nula.
El punto de carga nula (punto de carga cero), PZC (“point of zero charge) se define como el
logaritmo negativo de la actividad de uno de los iones determinantes de potencial,
correspondiente a la carga real de superficie nula. Así, para sales simples, tales como, yodato
de plata, la disolución preferencial y adsorción de iones de la red cristalina, Ag+ y I-, son
considerados como los mecanismos gobernantes. Los iones Ag+ e I- que determinan la carga
superficial son llamados iones determinantes de potencial. La superficie estará cargada
positivamente en condiciones bajas de pAg y cargada negativamente en condiciones altas de
pI. Para los óxidos, la hidrólisis de las especies superficiales seguida por la disociación
dependiente del pH, se considera que es el mecanismo gobernante de la generación de carga
superficial, de aquí que, los iones H+ y OH- son los iones determinantes de potencial. Los
óxidos tienen carga positiva en soluciones que son más ácidas que el pH donde se encuentra el
PZC (en PH<PZC), y carga negativa en soluciones que son más alcalinas que el pH del PZC
(en pH>PZC). Para minerales del tipo sal (“salt-type”) tales como calcita y apatita, la
generación de carga puede ser debido a la hidrólisis preferencial de especies superficiales, así
como también, a la disolución preferencial de iones, lo cual es a menudo acompañado por
reacciones con los constituyentes de la solución y su subsecuente adsorción en la superficie de
los minerales. Así, para calcita, los iones Ca++, CO32- , H+ y OH- pueden ser considerados
como iones determinantes de potencial. En contraste a los minerales de arriba, los minerales
arcillosos presentan características de carga superficial que son dependientes de las
características estructurales de estos minerales, en este caso el control es un mecanismo doble
: ellos están negativamente cargados en las caras, debido a substituciones, por ejemplo, Al3+
por Si4+ en el tetrahedro de la sílice, pero en los ejes el mecanismo de generación de carga es
similar al de los oxidos. El punto de carga cero en tales casos es determinado
aproximadamente por la suma algebraica de las cargas de la cara y de los ejes. Es interesante
destacar que en el punto de carga cero, los lados y las caras de los minerales arcillosos pueden
estar cargados. Debido a estas características, ellos muestran propiedades bastante peculiares
de floculación. Los valores de PZC de varios minerales son listados en la tabla II.1.

2.4. Termodinámica de la Flotación

Para que en la práctica ocurra la adhesión entre una burbuja y una partícula mineral, deben
cumplirse condiciones termodinámicas a la vez que hidrodinámicas.
En primer lugar debe ocurrir un encuentro físico entre la partícula y la burbuja (colisión). Para
que dicha colisión sea exitosa se requiere que durante el corto tiempo que dura la colisión,
tenga lugar el adelgazamiento y ruptura del film de líquido que los separa y se forme una
nueva interfase mineral/aire. Tanto la espontaneidad con que ocurra esta etapa, así como, la
estabilidad en el tiempo de esta adhesión, dependen de la hidrofobicidad del mineral.
Durante la adhesión hay un efecto cinético importante. Hay un tiempo mínimo necesario para
que ocurra una adhesión estable, llamado tiempo de inducción. Lógicamente, en la flotación se
requiere que el tiempo de inducción sea menor que el tiempo de duración de la colisión.
Durante este corto lapso de tiempo debe ocurrir el reemplazo de la interfase mineral/solución
por la interfase mineral/gas, lo cual involucra vencer ciertas fuerzas de oposición que surgen
de la energía superficial del agua dispersa en un film muy delgado que a su vez es función de
la afinidad con la superficie mineral.La flotación es básicamente la adhesión de una partícula
mineral parcialmente hidrofóbica a una burbuja de gas. La propiedad que gobierna la
hidrofobicidad es la tensión superficial.
La flotación ocurre cuando el balance de las tensiones superficiales en el sistema trifásico
mineral/gas/líquido (generalmente agua) son favorables. Termodinámicamente, está dado por
la expresión que define el cambio de energía libre superficial para la adhesión
partícula/burbuja en medio acuoso :

'G s adh JSG  JSL  JLG

Tabla II.1. Valores de PZC de varios minerales (*)

Mineral PZC (Ph)

Augita 2,7
Bentonita < 3,3
Caolinita 3,4
Casiterita 4,5
Cromita 5,6; 7,0; 7,2
Crisocola 2,0
Cuarzo 1,8
Cuprita 9,5
Goetita 6,7
Hematina 5,0; 6,0; 6,7
Magnetita 6,5
Pirolusita 5,6; 7,4
Rutilo 6,7
Turmalina 4,0
Zircón 5,8

(*) Estos son resultados típicos. El origen del óxido, las trazas de impurezas, etc., causan
variaciones en los valores.

donde:

'G s adh , es la variación de energía libre superficial durante la adhesión partícula

mineral/burbuja.
JSG , JSL, JLG son las tensiones interfaciales para las interfases sólido/gas, sólido/líquido y
líquido/gas.
Para el análisis de la espontaneidad de la adhesión y ante la falta de técnicas adecuadas para
medir experimentalmente las tensiones interfaciales sólido/gas y sólido/líquido, se recurre a la
ecuación de Young. Esto último define un parámetro medible vinculado a la hidrofobicidad,
que es el ángulo de contacto, T , en función de las tensiones interfaciales.
En el año 1805 Thomas Young propuso tratar el ángulo de contacto de una gota de líquido
colocada sobre una superficie sólida plana, como un equilibrio mecánico de las tensiones
interfaciales sólido/líquido, sólido/gas y líquido/gas (figura 2.3) :

JLG cos T JSG  JSL

de ahí que:

'G s adh JLG (cos T  1)

Así, para T 0º , 'G s adh 0 , y en consecuencia, para valores de T ! 0º , 'G adh d 0.

De acuerdo a lo anterior, minerales cuyo ángulo de contacto sea cero han sido definidos como
hidrofílicos y termodinámicamente no flotables. Lo contrario es aplicable a minerales que
presentan un ángulo de contacto T ! 0.
Se puede señalar que, cuando un líquido moja completamente a un sólido, el ángulo de
contacto será igual a cero, mientras que, un valor del ángulo de contacto mayor que cero
indica mojabilidad y, por lo tanto, cierto grado de hidrofobicidad. La mayoría de los minerales
presentan características hidrofílicas, por lo cual, para flotar requieren de un reactivo colector
que previamente le confiera hidrofobicidad.
Finalmente, debe dejarse claro, que el ángulo de contacto es una condición termodinámica o
de equilibrio del sistema. Para que en flotación se establezca un ángulo de contacto entre el
mineral y la burbuja de gas, se deben producir los siguientes fenómenos:

Aproximación de la burbuja de gas al sólido. Proceso que está gobernado por la hidrodinámica
de la celda de flotación (agitación, geometría de la celda, tamaño de partícula, etc.).
Adelgazamiento del film de agua que rodea la partícula.
Ruptura del film y desplazamiento del agua.
Establecimiento del ángulo de contacto.

Así, el análisis termodinámico sólo es válido si se cumplen las etapas anteriores y, por lo
tanto, muestra sólo una tendencia o probabilidad de que ocurra el proceso.
La probabilidad de flotación, P, se puede expresar como:

P Pc * Pa * Pp * Pf
donde :
P : probabilidad de flotación.
Pc : probabilidad de colisión partícula/burbuja.
Pa : probabilidad de adhesión partícula/burbuja.
Pp : probabilidad de la que la partícula permanezca unida a la burbuja y sea llevada a la
superficie de la pulpa.
Pf : probabilidad que el agregado partícula/burbuja se mantenga a pesar de la acción
limpiadora de la espuma, y aparezca en el concentrado.
Figura 2.3. Angulo de contacto en un sólido.
3. EVALUACIÓN DEL PROCESO DE FLOTACIÓN

Los índices de evaluación del proceso de flotación son los siguientes:

Recuperación metalúrgica: es la razón entre la masa del material útil obtenido en el
concentrado y la masa del material útil en la alimentación.
Recuperación en peso: es la razón entre la masa del concentrado y la masa de la
alimentación.
Razón de concentración: es la razón entre la masa de alimentación y la masa de concentrado.
En términos prácticos, se refiere a las toneladas de mineral necesarias para obtener una
tonelada de concentrado.
Razón de enriquecimiento: es la razón entre la ley del componente deseado en el
concentrado y la ley del mismo componente en la alimentación.
Considerando la figura 3.1 donde se muestran los flujos de alimentación, concentrado y relave
de un sistema de flotación, se tendrá:

F
Razón de concentración: Rc
C

Cc
Recuperación metalúrgica: Rm x100
Ff

Haciendo un balance másico se obtiene lo siguiente:

F=C+T (balance de flujos másicos)

Ff = Cc + Tt (balance de finos)

T=F–C

Ff = Cc + (F – C)t

Ff = Cc + Ft – Ct

F(f – t) = C(c –t)

ct
Rc
f t

( f  t )c
Rm x100
(c  t ) f

Donde F, C y T son los pesos de alimentación, concentrado y relave, respectivamente,

mientras que, f, c y t son las leyes del componente útil en la alimentación, concentrado y
relave, respectivamente.
Figura 3.1. Flujos de alimentación, concentrado y relave en un sistema de flotación.
4. VARIABLES DEL PROCESO DE FLOTACIÓN

Las variables que más afectan la flotación de los minerales son las siguientes:

ƒ Granulometría de la mena
ƒ Tipo y dosificación de reactivos de flotación.
ƒ Densidad de la pulpa o porcentaje de sólidos.
ƒ Tiempo de residencia.
ƒ pH.
ƒ Aireación y acondicionamiento de la pulpa.
ƒ Temperatura de la pulpa.
ƒ Calidad del agua utilizada.

4.1. Granulometría de la Mena.

Existe un tamaño de partícula que presenta una mayor recuperación metalúrgica,

observándose, en general, una disminución de ésta para tamaños más gruesos y más finos de
la mena. La recuperación disminuye para tamaños pequeños, lo cual se relaciona con la
dificultad de adhesión partícula/burbuja, dedo a que éstas no adquieren la energía cinética
suficiente para producir un agregado partícula/burbuja estable. Por otra parte, las partículas
pequeñas son arrastradas más fácilmente a la espuma, ya que el drenaje a la pulpa se favorece
con el incremento de la velocidad de sedimentación.
Es importante destacar que, en la etapa de flotación primaria (etapa rougher) la flotación se
realiza con una granulometría de mena en la cual no es necesaria la liberación de la partícula,
sin embargo, en la etapa de limpieza donde es necesaria la selectividad de las partículas útiles,
es fundamental realizar una remolienda del concentrado de la etapa rougher para la liberación
de las especies útiles de la mena.
De esta manera, el tamaño de partícula es la variable sobre la cual debe ponerse más énfasis en
su control, debido a su efecto en la recuperación metalúrgica y en la selectividad del
concentrado final, así como, por la alta incidencia que tiene en los costos de operación del
proceso global de concentración.

4.2. Tipo y Dosificación de los Reactivos de Flotación.

La función del colector es hacer hidrofóbica la superficie del mineral deseado, por lo cual, es
el reactivo químico más importante utilizado en la flotación. La amplia experiencia existente
en la flotación de minerales permite usar con eficiencia determinados tipos de colectores
dependiendo de los tipos de minerales y asociaciones mineralógicas presentes.
Por otro lado, la elección de un espumante determina las características de la espuma, que
contribuye a la selectividad de la operación. La altura de la espuma y el flujo de aire a la celda
afectan el tiempo de retención de las partículas en la espuma. La estabilidad de la espuma
depende principalmente de la dosificación del espumante.
Se debe tener en cuenta, que los reactivos de flotación requieren de un cierto tiempo de
acondicionamiento para estar en contacto con la pulpa y de esa forma poder actuar en forma
eficiente sobre las especies útiles de la mena. Así, la etapa de acondicionamiento adquiere
mucha importancia, ya que algunos reactivos se deben adicionar en la etapa de molienda para
tener mayor contacto con la mena, mientras que otros, se adicionan directamente al cajón de
descarga de los molinos de bolas o al acondicionador.
4.3. Densidad de Pulpa o Porcentaje de Sólidos

La densidad de la pulpa o porcentaje de sólidos en la flotación de minerales viene determinada

desde la etapa de molienda/clasificación. Es raro que la pulpa se ajuste en su porcentaje de
sólidos antes de entrar a la etapa de flotación, sin embargo, es un factor importante, ya que la
flotación de los minerales ocurre en forma eficiente cuando la pulpa presenta un valor
adecuado de porcentaje de sólidos.
La densidad de pulpa afecta el tiempo de residencia del mineral en las etapas de flotación, y de
esta forma en la capacidad del circuito. En general, la etapa de flotación rougher de las plantas
concentradoras de cobre operan con un porcentaje de sólidos comprendido entre 30% y 45%,
mientras que, las etapas de limpieza (cleaner y recleaner) trabajan con un porcentaje de sólidos
menor.

4.4. Tiempo de Residencia

El tiempo de flotación depende de las características del material que se va a flotar, y de la

conjugación de todos los demás factores que inciden en el proceso. Para la optimización de los
circuitos de flotación el tiempo óptimo de cada etapa se determina aplicando los criterios de
Agar et al. a través de pruebas cinéticas de flotación.

4.5. pH

El pH es la variable de control más utilizada en el proceso de flotación, ya que resulta

fundamental en la recuperación y selectividad, así como, en la depresión de minerales. El
proceso de flotación es sumamente sensible al pH, especialmente cuando se trata de flotación
selectiva. Los reactivos de flotación, principalmente los colectores, operan mejor en ciertos
rangos de pH. La regulación del pH en la flotación de cobre se realiza con cal. Este reactivo es
importante, ya que, además de actuar como modificador de pH, es un depresor de pirita en la
flotación selectiva de minerales de cobre en la etapa de limpieza.

4.6. Aireación y Acondicionamiento de la Pulpa

El acondicionamiento es una etapa clave ya que proporciona el tiempo necesario para que
actúen en forma eficiente los reactivos de flotación. Algunos colectores y modificadores
presentan cinética de adsorción en los minerales bastante lenta por lo cual deben incorporarse
al molino de bolas, mientras que otros reactivos se incorporan directamente al estanque
acondicionador de la pulpa.
La aireación de la pulpa en la celda es una variable importante que normalmente es controlada
por el operador de la planta, la cual permite la aceleración o retardación de la flotación en
beneficio de la recuperación metalúrgica o de la ley del elemento útil.

4.7. Calidad del Agua

Dada la gran cantidad de interacciones que se producen entre las variables del proceso, las
cuales acondicionan el ambiente fisico-químico de la flotación, un aspecto interesante de
analizar es la calidad del agua que se utiliza en el proceso. Es común en las plantas
concentradoras, que parte importante del agua utilizada sea agua de proceso, recuperada
desde las etapas de separación sólido/líquido (espesadores, filtros,etc.), la cual contiene
reactivos químicos residuales. Esta utilización de agua de proceso produce un ahorro en el
consumo de agua y en el consumo de espumante, pero se puede producir un aumento de
algunos iones en solución cuyo efecto en la flotación de los minerales debe ser evaluado, a fin
de evitar que éstos superen los niveles críticos para la flotación.
5. REACTIVOS DE FLOTACIÓN

5.1. Introducción

En un sistema de flotación los reactivos se dividen de acuerdo a la función específica que

desempeñan en : colectores, espumantes y modificadores.
Los colectores y espumantes son sustancias orgánicas empleadas generalmente en
dosificaciones comprendidas entre 1 a 1000 g/ton de alimentación. Químicamente, son
clasificados como surfactantes (“surfactant”), es decir, molécula de carácter doble, que
consiste de un grupo polar y un grupo no-polar. El grupo polar posee un momento de dipolo
permanente y representa la parte hidrofílica de la molécula. El grupo no-polar no posee un
dipolo permanente y representa la parte hidrofóbica de la molécula.
Los surfactantes cumplen dos papeles fundamentales en la flotación. Primero, se adsorben en
la interfase sólido/líquido y actúan como colectores tornando hidrofóbica la superficie de
ciertos minerales. Segundo, influyen en la cinética de la adhesión burbuja/mineral, actuando
como espumantes. De esta forma el espumante actúa principalmente en la interfase
líquido/aire, promoviendo la formación de la espuma a través de la disminución de la tensión
superficial.
Los modificadores son sustancias inorgánicas u orgánicas empleadas en cantidades que
generalmente varían entre 20 a 1000 g/ton.

5.2. Colectores y Espumantes

5.2.1. Surfactantes

Los surfactantes más importantes en relación a la flotación pueden ser agrupados en tres
clases:

ƒ Tio-compuestos, que actúan como colectores de sulfuros metálicos.

ƒ Compuestos ionizables no-tio, que pueden actuar como colectores o espumantes y se
utilizan en la flotación de minerales no sulfuros.
ƒ Compuestos no iónicos, que actúan principalmente como espumantes.

Los surfactantes utilizados en flotación son integrados a las interfases a través de una fase
acuosa. De esta manera, solamente aquellos reactivos que presentan alguna solubilidad en
agua pueden ser empleados. En algunos casos se utilizan hidrocarburos insolubles o aceites los
cuales deben ser previamente dispersos en agua, en la forma de emulsiones.

5.2.2. Tio-compuestos

En los tio-compuestos el grupo polar contiene átomos de azufre no ligados al oxígeno.

Una relación de tio-compuestos significativos para la flotación se muestra en la tabla V.1. En
dicha tabla R representa un radical hidrocarburo (cadena hidrocarbonada) de la serie de los
alcanos o cíclicos.
Entre los colectores del tipo tio-compuestos sobresalen los xantatos por ser de uso muy
generalizado en la flotación de sulfuros. Algunos xantatos son los siguientes:

ƒ Etil xantato de potasio.

ƒ Etil xantato de sodio.
ƒ Propil xantato de potasio.
ƒ Propil xantato de sodio.
ƒ Isopropil xantato de potasio.
ƒ Isopropil xantato de sodio.
ƒ Butil xantato de potasio.Butil xantato de sodio.
ƒ Isobutil xantato de sodio.
ƒ Amil xantato de potasio.
ƒ Amil xantato de sodio.
ƒ Hexil xantato de potasio.
ƒ Hexil xantato de sodio.

5.2.3. Compuestos ionizables no-tio

Los reactivos de flotación de este tipo más importantes son :

ƒ Carboxilatos: ácido (R-COOH) y sus sales de sodio y de potasio.

ƒ Sulfatos de alquil: R  O  SO3 M 
ƒ Sulfonatos de alquil: R  SO3 M  , la unión C-S presente n los sulfonatos hace que estos
compuestos sean más estables que los sulfatos.
ƒ Aminas: RNH 2 , usadas en las siguientes formas:
ƒ sales de aminas no substituidas.
ƒ sal de amina primaria: R  NH 3 Cl 
ƒ sal de amina secundari: R  R "  NH 2 Cl 
ƒ sal de amina terciaria: R  ( R " ) 2  NH  Cl 
ƒ sales de amina substituida (sales cuaternarias de amonio): R  ( R " ) 3  N  Cl  .

Entre los compuestos ionizables, indicados anteriormente, solamente aquellos con radical C6
a C 20 son usados en la flotación de minerales. Reactivos de cadena más corta que C6 no
presentan una actividad superficial adecuada, por otra parte, reactivos de cadena más larga que
C 20 se tornan muy insolubles.
Tabla V.1. Tio-compuestos en la flotación.
En la tabla V.2 se muestran fórmulas estructurales de sales de sodio de varios colectores
aniónicos. Por otra parte, en la tabla V.3 se presenta la estructura de algunos colectores del
tipo ácidos grasos.

5.2.4. Compuestos no-iónicos

Los compuestos no-iónicos más importantes son los siguientes :

ƒ Alcoholes: R-OH ( C6 a C 9 para R parafínico y C6 y C16 para R ramificado). Alcoholes

cíclicos son representados por “ácidos cresílicos”, terpinoles, naftoles, etc.).
ƒ Eteres: como trietóxibutano.
ƒ Derivados polioxietilénicos de alcoholes, ácidos carboxilicos, aminas no-substituidas u
otras, convertidos en surfactantes amónicos por la adición de n grupos oxietilenos.
ƒ Derivados polipoxi`propilénicos de alcoholes y grupos surfactantes. Las ramificaciones
conteniendo el radical metil tornan los polímeros del grupo propileno mucho más
hidrofóbico que aquellos no oxietileno.

Los espumantes comerciales más importantes son los siguientes: aceite de pino, ácido
cresílico, alcoholes del tipo ROH (metil isobutil carbinol, 2 etil hexanol, poliglicoles).

5.2.5. Nuevos reactivos

Entre los nuevos tipos de reactivos de flotación se destacan los siguientes :

ƒ Nuevos grupos polares: ácidos fosfónicos y sus sales, ácidos grasos sulfonados,
hidroxamatos, oximas, etc.
ƒ Combinación de dos o más grupos polares, unidos al mismo hidrocarburo de cadena
larga. Las combinaciones usadas en flotación incluyen amino-carboxilatos y amida-
sulfonatos.
ƒ Substitución del grupo hidrocarburo del surfactante por un organosilícico o
fluorocarburo.
ƒ Polimerización de surfactantes con el propósito de crear estructuras de bloque alternando
grupos hidrofóbicos e hidrofílicos.

5.2.6. Tendencias actuales en el uso de reactivos de flotación

5.2.6.1. Colectores de súlfuros

ƒ Dosis menores por unidad de metal en la alimentación.

ƒ Mayor énfasis en el tratamiento de menas de súlfuros complejos.
ƒ Mejores niveles de secuencia en los procesos de flotación que involucran tipos diferentes
de colectores.
ƒ Mayor flotación selectiva en relación a sulfuros de fierro.
ƒ Reducción del uso de cal.
Tabla V.2. Formulas estructurales de sales de sodio de varios colectores aniónicos del
tipo no tio-compuestos ionizables.
 Tabla V.3. Estructura de algunos colectores del tipo ácidos grasos.

5.2.6.2. Colectores de oxi-minerales

ƒ Énfasis en una mayor eficiencia para la recuperación de partículas finas.

ƒ Énfasis en el mejoramiento de la flotación diferencial de menas de óxidos complejos.
ƒ Mayor selectividad en la flotación aniónica en relación a la sílice.

5.2.6.3. Espumantes

ƒ Mejorar la dosificación de espumante por unidad de metal en la alimentación.

ƒ Aumentar la recuperación de partículas gruesas y de baja liberación.
ƒ Mejorar los niveles de espuma tendientes a optimizar los efectos del tamaño de partícula.
ƒ Aumentar el énfasis sobre la velocidad cinética de flotación.
6. FLOTACIÓN DE SÚLFUROS Y OXI-MINERALES

6.1. Flotación de Súlfuros

6.1.1. Teorías de flotación

Varias hipótesis fueron presentadas en el pasado tratando de explicar el mecanismo de acción

de los xantatos en la colección de sulfuros.
Tres mecanismos han sido aceptados para la explicación de la interacción mineral
sulfurado/xantato:

ƒ Teoría química o de la oxidación superficial.

ƒ Teoría de los semiconductores.
ƒ Teoría electroquímica.

6.1.2. Teoría química o de la oxidación superficial

En medio acuoso alcalino, la mayoría de los minerales sulfurados sufren oxidación superficial.
Para el caso particular de la galena, existen numerosos estudios que demuestran que la
superficie estaría recubierta por especies oxidadas, especialmente tiosulfato básico de plomo.
La reacción con un xantato ocurriría por mediación de esta capa oxidada, operando un
mecanismo de intercambio iónico. El mecanismo propuesto puede resumirse en las siguientes
reacciones:

2 PbS  2O2  H 2 O œ PbS 2 O3  Pb(OH ) 2

PbS 2 O3  2 ROCS 2 œ Pb ( ROCS 2 ) 2  S 2 O32

De esta forma se explica la formación de un recubrimiento de colector formado por xantato de

plomo, el que sería responsable de la hidrofobización de la partícula. Sin embargo, resultados
experimentales de varios autores, han mostrado que superficies de plomo recubiertas con este
compuesto conservan su hidrofobicidad.
Este mecanismo de oxidación superficial es poco realista para metales como platino y oro, y
ha mostrado ser poco importante para cobre y galena, en algunas experiencias en que se ha
adicionado xantato a superficies libres de especies oxidadas.

6.1.3. Teoría de semiconductores

Esta teoría presenta una diferencia fundamental con la anterior, puesto que, la hidrofobización
se atribuye a la formación de una especie oxidada del colector, un disulfuro orgánico conocido
como dixantógeno, el que se formaría directamente sobre la superficie mineral.
El rol del oxigeno, que es un fuerte aceptor de electrones, se interpreta en el sentido que su
adsorción tomaría los electrones libres de las capas superficiales del retículo cristalino del
súlfuro semiconductor, de tal forma que de semiconductor tipo –n pasaría a semiconductor
tipo –p.
Cuando las bandas de conducción de un súlfuro semiconductor son electrones en exceso, se
habla de semiconductores tipo –n (negativos), mientras que, cuando las bandas están
representadas por huecos, se tienen semiconductores tipo –p (positivos). Así, la adsorción de
especies aniónicas, como xantato, estaría favorecida sobre una especie semiconductora tipo –
p.
La oxidación de xantato a dixantógeno se produciría por el paso de un electrón a la red
cristalina, debido a la presencia de huecos (ausencia de electrones libres). El dixantógeno, por
ser una molécula neutra, permanecería co-adsorbido físicamente en la película de colector,
confiriéndole a la superficie una fuerte hidrofobización.

6.1.4. Teoría electroquímica

Según la literatura, el mecanismo más común de interacción entre xantato y sulfuros es de

naturaleza electroquímica. Iones xantatos son oxidados a dixantógeno o xantato del metal, de
acuerdo con una de las siguientes reacciones:

2 ROCS 2 ( ROCS 2 )  2e
MeS  2 ROCS 2 Me( ROCS 2 ) 2  S  2e
2 MeS  3H 2 O  4 ROCS 2 2 Me( ROCS 2 ) 2  S 2 O32  6 H   8e

Independientemente de la trayectoria de oxidación del xantato, este proceso anódico precisa

ser balanceado por una reacción catódica. Uno de los papeles importantes del oxígeno en
sistemas xantato/mineral sulfurado es entregar la reacción catódica. El producto real de la
reducción de oxígeno en ambiente acuoso puede ser H 2 O o OH  , de acuerdo con una de las
reacciones:

O 2  4 H   4e 2H 2O
O2  2 H 2  4e 4OH 

La primera de estas reacciones es más apropiada para describir el proceso en medio ácido
(bajo acción catalítica de la superficie mineral). La segunda reacción es más realista en medio
alcalino.
El mecanismo electroquímico es coherente con varias evidencias experimentales, tales como,
la presencia de xantato de metal o dixantógeno, la adsorción no uniforme del colector en la
superficie (debido a la diferencia de potencial entre varios puntos) y la necesidad de oxígeno
para la flotación de sulfuros.

6.2. Sistemas de Flotación de Diferentes Súlfuros

6.2.1. Plomo-Cinc

Los principales minerales son la galena PbS y la esfalerita o blenda ZnS. Otras especies:
wurtzita, marmatita y formas oxidadas. Depósitos conteniendo galena finamente cristalizada
en general contienen oro y plata disueltos, actuando como núcleos de cristalización. Metales
preciosos pueden aún estar disueltos en otros sulfuros, por ejemplo a pirita, o estar presente en
los contornos de los granos. Los principales minerales de ganga son pirita y pirrotita
(sulfuros), dolomita y calcita (básicos) y, cuarzo y silicatos (ácidos).
Las menas tratadas presentan en general una ley combinada de plomo y cinc de 3% a 20%. El
procedimiento padrón es flotar secuencialmente el plomo y el cinc, a pesar de existir por lo
menos un ejemplo de flotación “bulk”, seguida de separación.

6.2.2. Plomo-Cinc-Fierro

En estos sistema de emplea la flotación diferencial siendo los sulfuros de fierro los últimos a
flotarse. En algunos casos son producidos concentrados separados de pirita ( FeS 2 ) y pirrotita
( FeS x ) .

6.2.3. Cobre-Plomo-Cinc-Fierro

Las menas complejas que contienen cobre, plomo, cinc y fierro finamente diseminados están
entre los sistemas de más difícil beneficiamiento por flotación, especialmente cuando la
oxidación superficial lleva a la disolución de iones cúpricos que activan la esfalerita,
disminuyendo la selectividad del proceso.
El esquema de flotación es semejante a los anteriores, excepto la primera etapa la cual,
generalmente, involucra la producción de un concentrado “bulk” de cobre y plomo, cuya
separación puede realizarse deprimiendo tanto uno como otro grupo de súlfuros. Existe por lo
menos un ejemplo de producción de un concentrado “bulk” de cobre y cinc, seguido de
desactivación y separación entre el cobre y el cinc.

6.2.4. Cobre

Los sulfuros de cobre se dividen en tres tipos: a) súlfuros puros (calcosita y covelina); b)
súlfuros de cobre y fierro (calcopirita y bornita); y c) súlfuros complejos (enargita, estanita y
tetrahedrita). Es común la presencia de trazas de cobre nativo, siendo poco común su
ocurrencia en cantidades significativas. Los sulfuros de cobre asociados a pirita y pirrotita son
los de más difícil flotación, ya que el uso excesivo de depresor para los súlfuros de fierro
pueden llevar a la depresión de los súlfuros de cobre.

6.2.5. Cobre-Molibdeno

La asociación de molibdenita, MoS 2 , con sulfuros de cobre, especialmente la calcopirita, es

bastante común. A pesar de que la molibdenita es uno de los pocos minerales que presenta
hidrofobicidad natural, los sistemas industriales de flotación pueden presentar dificultades,
tales como: liberación en granulometría muy fina, asociación con sulfuros de fierro (pirita y
pirrotita), oxidación superficial de la molibdenita, asociación con otros minerales de
hidrofobicidad natural, por ejemplo, grafito y talco. El esquema normal de flotación consiste
en la producción de un concentrado “bulk” de Cu-Mo, y posteriormente la separación a través
de la depresión de los minerales de cobre.

6.2.6. Cobre-Niquel

La pentlandita ( Ni, Fe) 9 S 8 , el principal súlfuro de niquel, ocurre en la naturaleza asociada

frecuentemente a calcopirita y pirrotita. La llamada pirrotita niquelifera está constituida por
diseminación extremadamente fina (del orden de algunos micrones) de pentlandita en una
matriz de pirrotita. El tratamiento convencional involucra la producción de un concentrado
“bulk”. La separación de pentlandita/calcopirita puede efectuarse tanto por flotación
(depresión de pentlandita) como por vía pirometalúrgica. La obtención del concentrado de
pirrotita considera generalmente una combinación de flotación y separación magnética.

6.3. Flotación de Oxi-Minerales

6.3.1. Introducción

En el caso de los oxi-minerales, la comprensión de los aspectos más fundamentales de los

mecanismos operantes durante el proceso de la flotación se encuentra aún en una etapa menos
avanzada que en el caso de los sulfuros y sus similares. Una de las razones que explican lo
señalado anteriormente es que los oxi-minerales constituyen un universo mucho más amplio y
diverso que el de los sulfuros. Las diferencias de composición química, estructura
cristaloquímica y solubilidad en agua, están entre los aspectos con mayor grado de diversidad
que presentan los minerales oxidados. También la gran variedad de colectores aniónicos y
catiónicos, usados en la flotación de estos minerales, con grandes diferencias de propiedades
químicas, presentan complejidades mucho mayor que los tio-compuestos usados para los
minerales sulfurados; los tio-compuestos son una clase de compuestos bastante más uniformes
e químicamente más simples que los colectores empleados en la flotación de los oxi-
minerales. En relación a los mecanismos de flotación de los oxi-minerales, a pesar de los
significativos progresos sobtenidos, el panorama general aún no es claro. En general, se
conocen mejor casos específicos de clases de colectores con grupos o minerales aislados.

6.3.2. Teorías de flotación de oxi-minerales

Algunas teorías han sido propuestas para explicar los mecanismos de adsorción de colectores
(catiónicos y aniónicos) en superficies minerales no-súlfuros (óxidos, silicatos, carbonatos,
fosfatos, nitratos, sulfatos, y otros).
De entre estas teorías se destacan las siguientes:

ƒ Teoría de la adsorción iónica o de la formación de hemi-micelas.

ƒ Teoría de la solubilidad.
ƒ Teoría de la formación de complejos ionomoleculares.

6.3.2.1. Teoría de la adsorción iónica o de la formación de hemi-micelas

La teoría de la adsorción iónica o de la formación de hemi-micelas, debido a investigadores

Gaudin y Fuerstenau admite que los colectores son adsorbidos de acuerdo con dos
mecanismos principales (figura 6.1):

ƒ Interacción electrostática de los iones colectores con la superficie del mineral, de

acuerdo con la teoría de la doble capa eléctrica.
ƒ Asociación de las cadenas hidrocarburadas de los iones colectores por fuerzas laterales
de Van der Waals, formando hemi-micelas.
Figura 6.1. Representación esquemáticamente de la doble capa eléctrica en la presencia
de un colector aniónico; (a) adsorción como iones simples en bajas concentraciones; y (b)
formación de hemi-micelas en concentraciones altas del colector.
Parecen seguir este mecanismo diversos sistemas colector catiónico/óxidos y silicatos,
también los colectores aniónicos, especialmente aquellos de cadena más corta (hasta 12
carbonos), pueden ser adsorbidos de acuerdo con los mecanismos de la teoría de la adsorción
aniónica.
Ejemplo típico de un sistema que sigue este modelo de adsorción física de especies ionizadas
del colector en la región interna de la doble capa eléctrica se presenta en la figura 6.2. En ese
ejemplo se muestra claramente que la flotación de goetita (PIE = 6,7), solo es posible cuando
un surfactante aniónico es usado en las condiciones de pH correspondientes a potenciales zeta
positivos, mientras que, en la región de potenciales zeta negativos, solamente un surfactante
catiónico puede promover la flotación de ese mineral.

6.3.2.2. Teoría de la solubilidad

La relación directa entre los datos de producto de solubilidad y la precipitación de las

respectivas sales orgánicas en la interfase sólido/solución, constituye la esencia de la teoría de
la solubilidad. Ésta es una de las teorías más antiguas formuladas para la adsorción,
principalmente de ácidos grasos y sus jabones alcalinos.
La teoría de la solubilidad fue sugerida por Taggart et al. Esta teoría asume que la adsorción
de colectores en los minerales se debe a enlaces químicos que siguen las leyes que gobiernan
la precipitación de sustancias de baja solubilidad. La estructura cristalina, las propiedades
eléctricas de superficie y los fenómenos de adsorción física son generalmente no considerados
por esta teoría.
La quimisorción es un mecanismo frecuente en muchos sistemas, principalmente con ácidos
carboxílicos (de cadena larga) o sus jabones alcalinos. Altas densidades de adsorción, así
como, altas recuperaciones en la flotación de minerales, con colectores aniónicos, en rangos de
pH donde el potencial zeta es altamente negativo, indican adsorción química del colector. Esto
es especialmente válido en el caso de los ácidos grasos y de metales(constituyentes de la red
cristalina), para los cuales los primeros tienen alta reactividad.
En el caso de la químisorción, la fuerza promotora es la reactividad de la parte polar del
colector en relación a los sitios catiónicos, generalmente metales alcalino-térreos y de
transición, o complejos derivados de esos metales. Normalmente, esos metales son
constituyentes originales de la red cristalina de los minerales; pueden, sin embargo, haber sido
adicionados como agentes activadores. Una evaluación muy conveniente de la reactividad de
un colector aniónico con un metal específico es el producto de solubilidad de la sal
correspondiente, en medio acuoso.
Los valores extremadamente bajos de los productos de solubilidad de los jabones de los
metales alcalino-térreos que se presentan en la literatura, muestran claramente que tales
compuestos son muy estables y podrían perfectamente precipitarse en la interfase
mineral/solución. Lo cual ocurre en muchos casos, de acuerdo a lo evidenciado a través de la
espectroscopia infrarroja.
En la figura 6.3 se muestra la flotación de cromita en función del pH empleando miristato
como colector.
Figura 6.2. Dependencia de la recuperación de la goetita (FeOOH) del potencial zeta
(carga superficial) de la interfase sólido/líquido y la carga del grupo polar del colector
utilizado. Las curvas de potencial zeta muestran que el PZC se encuentra en pH 6,7. Las
curvas de recuperación fueron obtenidas con los colectores: cloruro de dodecil amónio
(RNH3Cl), dodecil sulfato de sodio (RSO4Na), y dodecil sulfonato de sodio (RSO3Na).
Figura 6.3. Flotación de cromita en función del pH en presencia de 1x10-4 de miristato.
6.3.2.3. Teoría ionomolecular

Más recientemente, Somasundaran et al. han señalado que asociaciones moleculares diversas
entre las dos especies unitarias, ión y molécula neutra, se formarían en solución, antes de la
adsorción. Estas asociaciones serían bastante simples, y serían abundantes en distintos rangos
de pH, en concentraciones inferiores a las respectivas CMC’s. Particularmente activos en las
interfase, tanto sólido/líquido como líquido/aire, serían los dímeros ión-molécula neutra, los
llamado complejos ionomoleculares. Estudios realizados en soluciones acuosas de oleato de
potasio, y también de cloruro de dodecil-amónio, mostraron una notable disminución de la
tensión superficial justamente en las regiones de pH donde las concentraciones de esos
complejos ionomoleculares eran máximas. Más significativamente aún, pruebas de flotación
reportadas por Somsundaran et al. con varios minerales muestran también máximos en los
mismos rangos de pH; para el oleato, esta región sería entre 7 y 8.
En la figura 6.4 se muestran resultados de la flotación de hematita con oleato de potasio y la
formación del complejo ión-molecula. Por otra parte, en la figura 6.5 se presenta un diagrama
de distribución de especies de oleato en función del pH.

6.4. Efecto de los hidroxi-complejos superficiales

Los iones complejos de metales polivalentes son en general activos en relación a la interfase
sólido/líquido de muchos oxi-minerales. Muy importante es el primer hidroxi-complejo
resultante de la hidrólisis del catión metálico simple; para los metales divalentes, ese ión tiene
la formula general MOH  . Siendo también un catión, este complejo es atraído por las
interfases con carga negativa, donde se adsorbe específicamente. La gran importancia de estos
complejos se debe a la posibilidad de formación de uniones de hidrógeno entre sí (debido a los
oxidrilos) en un proceso de polimerización después de la adsorción. Esto resulta en la
formación de una red de sitios reactivos cubriendo largos trechos de la interfase sólido/líquido.
Esta red promueve cambios de estructura drástica en la doble capa eléctrica (en relación a su
condición original), lo que frecuentemente resulta en el establecimiento de un nuevo plano
interno de Helmholtz (IHP); es exactamente allí que se localizan entonces los nuevos sitios
activos en relación a los iones colectores, que por lo tanto pueden adsorberse específicamente.
Este método de adsorción es bastante típico de casos de activación, esto es, en sistemas
originalmente inactivos, y que por este mecanismo se tornan reactivos. Un ejemplo es el del
cuarzo, que para valores de pH superiores a 3 solo mostraría potencial zeta negativo, por lo
cual, con la adición de iones plomo, hay una reversión de carga, tornándose positivo en el
rango de pH de 6 a 10, con un máximo en pH = 8 (figura 6.6). Es precisamente en ese rango
de pH donde la concentración de la especie PbOH  muestra un máximo (figura 6.7). Por lo
tanto, la flotación de cuarzo, así activado, se torna ahora posible con colectores aniónicos, por
adsorción puramente física, como el dodecil sulfonato, lo cual se muestra en la figura 6.8. En
dicha figura se observa que la recuperación de cuarzo con iones plomo (primer hidroxi-
complejo) aumenta verticalmente cuando el valor del pH está en torno a 6,0, y disminuye
también drásticamente en pH superiores a 12. De igual forma, en esa figura se muestran
curvas de recuperación de cuarzo con el primer hidroxi-complejo de fierro y manganeso.
Figura 6.4. Correlación de la flotación de hematita y la formación del complejo ión-
molécula (acid-soap complex).
Figura 6.5. Diagrama de distribución de especies de oleato en función del pH.
Concentración total de oleato = 3x10-5M.
Figura 6.6. Potencial zeta de cuarzo en función del pH, en la presencia de 1x10-4M PbCl2.
Figura 6.7. Diagrama de concentración logarítmica para 1x10-4M Pb+2. Datos de
equilibrio.
Figura 6.8. Activación del cuarzo con iones metálicos en relación al pH en la flotación de
cuarzo con dodecil sulfato de sodio en concentración de 1x10-4 M (la concentración de los
iones metálicos también es de 1x10-4 M).
7. CIRCUITOS DE FLOTACIÓN

7.1. Introducción

Los circuitos de flotación constan de varias etapas, en general, en la flotación de minerales de

cobre se utilizan las etapas rougher, cleaner, cleaner-scavenger y recleaner. Sin embargo, en la
flotación de otros minerales podrían encontrarse etapas rougher, scavenger, cleaner y
recleaner.
La etapa primaria de flotación (etapa rougher) se alimenta con el rebalse de los hidrociclones
de un circuito cerrado molienda/clasificación. Por otra parte, es común que el concentrado de
la etapa rougher se someta a una remolienda antes de ingresar a la etapa cleaner.
En relación a las celdas de flotación utilizadas en los circuitos, las celdas mecánicas son
utilizadas en las etapas rougher, scavenger y cleaner-scavenger, mientras que, columnas de
flotación se aplican a las etapas cleaner y recleaner. Sin embargo, existen algunas
concentradoras que usan celdas mecánicas en la etapa cleaner y celdas columnares en la etapa
recleaner. En la actualidad, la tendencia es aumentar el tamaño de los equipos hacia celdas
mecánicas de volumen superior a los 4000 pies 3 , originada por la disminución de los costos
de operación (energía, mantención, etc.) de estas celdas de gran volumen.

7.2. Etapas de Flotación

La flotación de minerales se realiza en etapas (también llamados circuitos), cuyos objetivos

involucran una alta recuperación de las especies útiles con la mayor selectividad posible. Para
cumplir con estos objetivos los circuitos estar divididos en etapas destinadas a que se consigan
esos propósitos, y en estas etapas las celdas de flotación están ordenadas en bancos de celdas y
en columnas de flotación. Así, en las plantas concentradoras existe el banco de celdas rougher,
las celdas columnares de la etapa cleaner, el banco de celdas cleaner-scavenger, etc.
La etapa rougher es la etapa primaria, en ella se logran altas recuperaciones y se elimina gran
parte de la ganga. Debido a que esta etapa se opera con la mayor granulometría posible, el
concentrado rougher está constituido por materiales medios o middlings, por lo cual las leyes
de este concentrado son de bajas y requieren una etapa de limpieza que selective el
concentrado. Al circuito rougher llega la alimentación del proceso de flotación, y en algunas
oportunidades, concentrados de la etapa scavenger o colas de la etapa cleaner. Las colas de la
etapa rougher pueden ser colas finales del proceso, o bien, almentación a un circuito
scavenger.
La etapa scavenger o de barrido tiene como objetivo aumentar la recuperación de las especies
útiles desde las colas de la etapa rougher. Producen colas finales del proceso y un concentrado
de baja ley que puede juntarse a la alimentación del proceso de flotación, o a una etapa de
remolienda y su posterior tratamiento.
Los circuitos cleaner o de limpieza, junto a los circuitos recleaner, tienen como objetivo
aumentar la ley de los concentrados rougher, a fín de alcanzar un producto que cumpla con las
exigencias del mercado, o bien, de la etapa del proceso siguiente a que será sometido el
concentrado. Dado que la etapa cleaner es selectiva, normalmente el concentrado rougher es
sometido a una etapa de remolienda previa, para alcanzar la mayor liberación posible de las
especies útiles. antes de alimentarse al circuito cleaner.
En las plantas concentradoras de cobre se utilizan circuitos cleaner-scavenger, los cuales se
alimentan con las colas de la etapa cleaner. En general, el concentrado de la etapa cleaner-
scavenger se junta a los concentrados rougher y alimentan la etapa cleaner. Las colas de los
circuitos cleaner-scavenger, dependiendo de la ley que posea se juntan a las colas finales.
Diferentes tipos de circuitos de flotación son presentados en las figuras 7.1, mientras que, en
las figuras 7.2 y 7.3 se presenta el circuito de flotación de Compañía Minera Candelaria y el
diagrama de flujo del proceso de Minera Los Pelambres.

7.3. Celdas de Flotación

7.3.1. Celdas mecánicas

La celda mecánica está constituida por un depósito en forma de paralelepípedo o forma

cúbica, de distintas capacidades, con un mecanismo rotor-estator para la dispersión del sólido
y el aire. Las celdas se juntan en serie y forman un banco de flotación agrupándose de
diferentes formas. Por ejemplo, un banco de 12 celdas mecánicas podría tener las siguientes
configuraciones, de acuerdo a como se agrupen las celdas: 3-3-3-3; 2-2-2-3-3, etc. En las
celdas de flotación, se pueden distinguir tres zonas típicas (figura 7.4):

ƒ Una zona de alta turbulencia, a nivel del mecanismo de agitación.

ƒ Una zona intermedia.
ƒ Una zona superior.

En la zona de alta turbulencia o zona de agitación se producen los choques para la adhesión
partícula burbuja. En esta zona deben existir las condiciones hidrodinámicas y fisicoquímicas
que favorezcan este contacto.
La zona intermedia se caracteriza por ser una zona de relativa calma, lo que favorece la
migración de las burbujas hacia la parte superior de la celda.
La zona superior corresponde a la fase espuma, esta formada por burbujas separadas por finos
canales de pulpa. La pulpa descarga por rebalse natural, o con la ayuda de paletas mecánicas.
Cuando la turbulencia en la interfase pulpa/espuma es alta, se produce una contaminación
debido al arrastre significativo de pulpa hacia la espuma.
En su desplazamiento vertical, la burbuja va siendo menos estable, adelgazando sus paredes,
con lo que se crea un flujo de agua que retorna a la pulpa y arrastra consigo parte de las
partículas que se encuentran en los canales no adheridas a las burbujas. Esta acción limpiadora
depende de la altura de la zona de espuma y de sus propiedades.
En general, la espuma de flotación debe ser lo suficientemente estable como para retener la
masa de mineral, y lo suficientemente frágil como para romperse al caer a la canaleta de
concentrados, y no producir trastornos en su transporte. Estos mecanismos sugieren las
siguientes variables que controlan la espuma:

ƒ Tipo y dosificación del espumante.

ƒ Flujo o densidad de flujo de aire.
ƒ Altura de rebose o altura de espuma.
ƒ Altura de remoción de la espuma.
Figura 7.1. Diferentes circuitos de flotación.
Figura 7.2. Circuito de flotación de Compañía Minera Candelaria.
Figura 7.3. Diagrama de flujo del proceso de Minera Los Pelambres.
 Figura 7.4. Zonas típicas de una celda de flotación.

Las funciones más importantes de las celdas de flotación son:

ƒ Mantener todas las partículas, aún las más gruesas o las más densas, en suspensión
dentro de la pulpa. Para conseguir lo anterior, la pulpa debe ser mezclada o sometida a
circulación dentro de la celda a altas velocidades, de modo de superar las velocidades de
sedimentación de las partículas más gruesas.
ƒ La aireación, que involucra la diseminación de finas burbujas de aire dentro de toda la
celda.
ƒ Promover la colisión entre las partículas de mineral y las burbujas de aire, con la
finalidad de permitir la adhesión selectiva y el transporte de las partículas de mineral
deseado en la columna de espuma.
ƒ Mantener la pulpa en condiciones de quietud, inmediatamente debajo de la columna de
espuma. Las celdas se diseñan de modo de prevenir la turbulencia en las cercanías de la
espuma, puesto que produce una pérdida de estabilidad de la espuma y baja la
recuperación.
ƒ Proveer un eficiente transporte de la pulpa alimentada a la celda y de la salida del
concentrado y del relave desde el circuito.
ƒ Proveer un mecanismo de control de: la profundidad de la pulpa y la profundidad de la
columna de la espuma; la aireación de la celda e idealmente del grado de agitación de la
pulpa.

En relación al tamaño de las celdas mecánicas de flotación, éstas han ido aumentando
notoriamente en su tamaño a lo largo de los años. Actualmente, las celdas más grandes en
operación tienen un tamaño de 5000 pies 3 .

7.3.2. Columnas de flotación

En años recientes un considerable aumento en el uso y aplicación de las columnas de flotación

en la recuperación y concentración de minerales, acelerado en el interés en métodos
alternativos más económicos y eficaces, ha sido la razón del creciente número de unidades en
operación, no sólo en Chile, sino en el mundo entero.
La columna de flotación (figura 7.5) se ha constituido en uno de los desarrollos más
destacados de los últimos tiempos en el campo de la concentración de minerales. Las celdas
columnares resultan especialmente atractivas en circuitos de limpieza, ya que es posible
efectuar en una sola etapa, varias de estas etapas que anteriormente se realizaban en celdas
mecánicas convencionales. Esto hace posible el uso de circuitos más simples y fáciles de
controlar (figuras 7.6 y 7.7).
En las columnas de flotación la alimentación es inyectada a aproximadamente 2/3 de altura de
la columna, el concentrado sale por la parte superior de la celda, mientras que, la cola o relave
se recoge por la parte inferior de la columna
Básicamente, la columna de flotación consiste de dos zonas: a) la zona de colección también
conocida como zona de recuperación), y la zona de limpieza sobre la interfase (también
conocida como zona de espuma). En la zona de colección, las partículas de la suspensión de
alimentación son conectadas en contracorriente con las burbujas producidas por un
distribuidor de burbujas que se encuentra en el fondo de la columna. Las partículas
hidrofóbicas colisionan con las burbujas, se unen a ellas y son transportadas a la zona de
limpieza. Las partículas hidrofílicas y menos hidrofóbicas son removidas por el fondo de la
Figura 7.5. La columna de flotación.
Figura 7.6. Circuito de flotación sin columna de flotación.
Figura 7.7. Circuito de flotación con columna de flotación en la etapa cleaner.
columna. En la zona de limpieza se agrega agua cerca del tope de la espuma, lo que provee un
flujo neto de líquido descendente llamado bias positivo. La existencia de un bias positivo
previene el arrastre hidráulico de partículas finas al concentrado. La columna ha probado ser
particularmente atractiva en aplicaciones de limpieza y puede alcanzar en una sola etapa
aumentos de ley del concentrado comparables al de varias etapas ejecutadas en celdas
mecánicas, a menudo con mejoras en la recuperación.
Hay tres aspectos en el diseño que distinguen las columnas de flotación de las celdas
mecánicas:

ƒ El agua de lavado (adicionada al tope de la columna).

ƒ La ausencia de agitación mecánica.
ƒ El sistema de generación de burbujas de aire.

Las variables operacionales más importantes de una columna de flotación son las siguientes :

ƒ Flujo de aire.
ƒ Agua de lavado.
ƒ Altura de la espuma.
ƒ Tiempo de residencia de la pulpa.
ƒ Bias y control.
ƒ Porcentaje de sólidos en la alimentación.

7.3.3. Otras celdas de flotación

7.3.3.1. Introducción

Junto con el exitoso resurgimiento de las columnas de flotación, una tecnología que data de
principios de los años sesenta, otras tecnologías han sido desarrolladas más recientemente,
entre ellas: celdas neumáticas, flotación flash, flotación centrífuga, y más recientemente la
celda Jameson.

7.3.3.2. Celdas de flotación Jameson

La tecnología Jameson tiene sus comienzos cercanos a 1985, encabezados por el Prof. Graeme
Jameson, y comercializada por MIM Process Technologies, con sede en Brisbane, Australia.
La celda Jameson fue desarrollada en la Universidad de New Castle, Queesland, Australia.
En la celda Jameson, aire y pulpa son mezclados en el tope de un tubo vertical, denominado
secciñón de contacto o tubo de descenso. La mezcla desciende verticalmente en co-corriente,
descargando en una celda abierta, donde las burbujas mineralizadas ascienden formando la
espuma. El nivel de pulpa dentro de la celda se controla para dar la adecuada altura de espuma
y mantener la descarga del tubo de descenso bajo el nivel de la interfase, asegurando no sólo la
selectividad del proceso, sino también la estabilidad del mismo. Al igual que en las columnas
de flotación, agua de lavado es adicionada a la espuma para mejorar la selectividad del
proceso.
Una ventaja práctica de este arreglo reside en que la presión hidrostática generada en el tope
de la zona de contacto es menor que la presión atmosférica, por lo cual el aire necesario para
la flotación puede ser aspirado naturalmente, eliminándose el compresor de aire, que
normalmente representa una fracción importante de la inversión inicial en cualquier equipo de
flotación.
En la figura 7.8 se muestra un dibujo esquematico de la celda Jameson, mientras que, una
comparación de los tamaños de la celda Jameson y la columna de flotación se presenta en la
figura 7.9.
Algunas ventajas de la celda Jameson, indicadas por los fabricantes, son las siguientes :

ƒ Posee un área comprendida entre un 40% a un 60% del área de las celdas convencionales
y una altura un 30% menor que la de las celdas columnares.
ƒ No necesita compresores ni inyectores.
ƒ No tiene partes móviles.
ƒ No tiene problemas de tiempo de residencia. El tamaño del equipo depende del caudal
que se desee tratar.
ƒ Produce burbujas de tamaño pequeño.
ƒ Los resultados de las plantas piloto se pueden llevar a escala comercial con un alto
porcentaje de precisión.

7.3.3.3. Celdas neumáticas

La tecnología de flotación neumática ha tenido un gran desarrollo desde los años 20 hasta los
nuevos diseños propuestos por el Dr. Rainer Imhof, en Alemania. Básicamente, introduce la
desagregación operacional de la flotación, es decir, un control sobre las condiciones de
alimentación, interacción partícula/burbuja, y la separación del concentrado y el ralave.
Los últimos aportes a la flotación neumática, han sido realizados por el Dr. Imhof, quien a
través de sus diseños comerciales Ekoflot y Ekoflot V, ha generado un avance importante en el
mercado productivo, en aplicaciones industriales no metálicas y en la minería metálica, a nivel
de flotación rougher, scavenger y cleaner.
El principio básico de diseño de las celdas neumáticas, consiste en asignar las diferentes tareas
del proceso a dispositivos específicos. Unidades de aireación introducen aire finamente
distribuido en el seno de la pulpa, mezclada previamente con reactivos de flotación en el
exterior de la celda. Casi todas las partículas hidrofóbicas, se adhieren ya en el interior de
estos dispositivos de aireación, y en su camino hacia el recipiente de flotación, a las burbujas
de aire densamente dispersadas. La energía cinética requerida para la fijación de las partículas,
proviene de la corriente turbulenta de la pulpa en el reactor. Esta corriente turbulenta es
generada por la bomba de pulpa, instalada por delante de la unidad de aireación. La tarea del
recipiente de flotación propiamente tal, al que se alimenta la pulpa aireada, es la de recoger las
burbujas de aire con las partículas sólidas adheridas y extraerlas con producto de espuma. En
la figura 7.10 se muestra una celda neumática.
Figura 7.8. Dibujo esquemático de la celda Jameson.
Figura 7.9. Comparación de tamaños entre la columna de flotación y la celda Jameson.
Figura 7.10. Celda neumática.
8. DISEÑO DE CIRCUITOS DE FLOTACIÓN (9)

8.1. Introducción

La proyección de los resultados de flotación desde el laboratorio a escala industrial pasando

por planta piloto, constituye un problema primordial tanto en el diseño de nuevas instalaciones
como en la optimización de plantas concentradoras existentes.
Un enfoque comúnmente utilizado se refiere al escalamiento de datos de flotación empleando
correlaciones netamente empíricas. En este caso se recurre a técnicas de regresión y análisis
estadístico de la información experimental obtenida desde la planta funcionando y de pruebas
batch de laboratorio.
Finalmente, y para fines de control metalúrgico, en las plantas concentradoras normalmente se
dispone de uno o más ensayos standard de laboratorio, cuyos resultados permiten detectar
variaciones de proceso y/o determinar la conveniencia de efectuar cambios operacionales para
mejorar los índices de eficiencia metalúrgica y/o económica de la planta.

8.2. Pruebas de Flotación

8.2.1. Pruebas batch de laboratorio

Las pruebas típicas de flotación batch se realizan en celdas de flotación de laboratorio de

capacidad nominal de 50 a 2000 gramos.
Es recomendable realizar un roleo y cuarteo cuidadoso de la muestra de cabeza, junto con la
caracterización química y mineralógica para la identificación de las especies útiles y de ganga,
sus asociaciones y tamaño de liberación.
Es práctica usual obtener un mineral 100% -10 mallas Tyler y guardarlo en bolsas. Una vez
decidido el volumen de la celda y el porcentaje de sólidos en flotación, se procede a
determinar el peso específico del mineral de cabeza. Posteriormente se somete a molienda en
un molino de bolas de laboratorio, aproximadamente con 66-68% de sólidos en el molino y se
determina el tiempo de molienda. En general, para cobres porfíricos, una molienda entre un 5
a 16% +65 mallas Tyler es adecuada.
Algunas de las variables más típicas que se estudian en laboratorio son las siguientes : tipo de
reactivos de flotación, dosis de reactivos, densidad de pulpa, aireación y acondicionamiento,
pH, tipo de agua, envejecimiento de la pulpa, temperatura, y tiempo de flotación.
En algunas ocasiones es necesario adicionar algunos reactivos de flotación en la etapa de
molienda, especialmente cuando se requiere un mayor tiempo de acondicionamiento.
Dentro de las pruebas batch de laboratorio deben mencionarse las pruebas cinéticas de
flotación que se realizan cuando se desea obtener el tiempo óptimo de flotación, aplicando los
criterios de Agar et al. Esas pruebas cinéticas se realizan obteniendo concentrados en
diferentes tiempos de flotación, recomendándose que al comienzo de la flotación se obtengan
concentrados en tiempos cortos, ya que, la recuperación acumulada del elemento útil aumenta
rápidamente en los primeros minutos de flotación.

8.2.2. Pruebas de ciclos

Las pruebas de ciclos (“Locked Cycle Test”) son experimentos de pruebas múltiples diseñadas
para medir el efecto de los materiales circulantes en un circuito de flotación. Un test simple
típico puede tener tres etapas en cada ciclo, una molienda, una flotación rougher y una
flotación cleaner, introduciéndose en cada etapa reactivos y recirculándose las colas cleaner a
la molienda o a la flotación rougher. Los objetivos en este caso pueden ser:

ƒ Obtener un aumento en la recuperación al recircular las colas cleaner.

ƒ Encontrar la cantidad de reactivo que debe agregarse para mantener la carga circulante
de los reactivos.
ƒ Determinar si la lamas u otros sólidos o materiales solubles interfieren en la flotación.
ƒ Estudiar los problemas de manejo de espuma.

Las pruebas de ciclos requieren de dos o más celdas de flotación y generalmente es mejor
realizado por dos personas.
Hay una fuerte tendencia a usar el número mínimo de ciclos para minimizar la gran cantidad
de trabajo. Es recomendable que el número mínimo de ciclos sea seis. Si se puede disponer de
análisis químico inmediato, el procedimiento más satisfactorio es correr la experiencia hasta
que la composición de uno o todos los productos alcance el equilibrio.
La pruebas de ciclos, en muchas oportunidades, pueden entregar tanta información como una
pequeña planta piloto continua.

8.2.3. Test continuos y de planta piloto

Muchas operaciones de flotación exitosas han sido diseñadas sobre la base de pruebas batch de
laboratorio, sin emplear pruebas de ciclos o planta piloto. Sin embargo, los nuevos procesos de
flotación que presentan problemas especiales, o que no tienen estrecha contrapartida con
plantas existentes, necesitan pasar por pruebas a escala piloto.
Las razones más obvias para realizar pruebas en planta piloto o test continuos está en
confirmar la factibilidad técnica y económica del proceso, sobre bases continuas, y facilitar
datos de diseño para la operación a escala industrial.
Además, las operaciones en planta piloto pueden realizarse para obtener una cantidad de
producto adecuada para experimentos de procesamiento subsecuentes o para estudio de
mercado. Pueden también efectuarse para demostrar costos de operación y evaluar equipos.
Las pruebas de flotación a escala piloto deben realizarse con cantidades no menores a 200
kg/h de mineral, y si es posible, con 1 ton/h. Cantidades menores de mena causan
inconvenientes debido a:

El problema de alimentar con exactitud cantidades pequeñas de reactivos en polvo o

insolubles en agua.
La tarea casi imposible de bombear cantidades pequeñas de pulpa continuamente y
uniformemente.
La tendencia de bancos pequeños de celdas de flotación a mostrar “oleaje”, embancarse y
rebalsar.
Si se considera molienda, la dificultad de mantener un pequeño molino en equilibrio,
especialmente si el molino está en circuito cerrado de clasificación.

8.3. Diseño de Circuitos de Flotación.

El diseño de circuitos de flotación normalmente se inicia con un conjunto de ensayos batch a

escala de laboratorio, donde se evalúa el efecto de variables típicas de flotación, sobre la
recuperación y la ley del concentrado (granulometría, tipo y dosificación de reactivos de
flotación, pH, porcentaje de sólidos de la pulpa, tiempo de acondicionamiento, etc). Las
pruebas finales normalmente se efectúan evaluando la cinética de flotación.
De los diversos factores involucrados en el diseño y operación de un circuito de flotación, el
tiempo de residencia es probablemente el más crítico. Al respecto, Agar et al. analizaron y
propusieron la aplicación de los siguientes criterios para determinar el tiempo óptimo de
flotación :

1. No agregar al concentrado material de ley menor a la ley de alimentación de la etapa de

separación.
2. Maximizar la diferencia de recuperación entre el mineral deseado y la ganga.
3. Maximizar la eficiencia de separación.

Estos criterios deben aplicarse a cada etapa de flotación en particular.

El criterio 1 es obvio, ya que el proceso de flotación es fundamentalmente una etapa de
concentración, por lo cual, no resulta lógico agregar al concentrado material que tenga una ley
inferior a la ley de alimentación a la etapa.
En el critério 2 la máxima diferencia en recuperación de las dos fases que se pretende separar
corresponde al tiempo en el cual las velocidades de flotación del mineral deseado y la ganga
son iguales.
Con respecto al criterio 3, la eficiencia de separación es máxima, cuando la ley instantánea del
concentrado es igual a la ley de alimentación.
El método de diseño de un circuito de flotación a escala de laboratorio (por ejemplo, un
circuito convencional con etapas rougher, scavenger, remolienda, cleaner), consistirá en
determinar el tiempo óptimo de flotación de la etapa rougher aplicando los criterios de Agar et
al. Si el relave rougher obtenido en el tiempo óptimo de flotación determinado, aún tiene un
contenido significativo del elemento valioso, se debe aplicar una etapa scavenger empleando
los critérios de Agar et al. para conocer el tiempo de flotación de esta etapa. De igual forma se
procede con el concentrado de la etapa rougher, el cual normalmente es remolido y
posteriormente va a la etapa de limpieza, donde a través de pruebas de cinética de flotación se
determina el tiempo óptimo de esa etapa aplicando los criterios ya señalados.
En la figura 8.1 se muestra un ejemplo de aplicación de los criterios de Agar et al. (criterio 1)
a una prueba cinética de flotación rougher de un mineral ce cobre.

8.4. Factores de Escalamiento

En relación a los factores de escalamiento que se aplican para pasar de laboratorio/planta

piloto, laboratorio/planta industrial o planta piloto/planta industrial, se mostrarán algunos
datos reportados en la literatura respecto a experiencias del Centro de Investigaciones Minero
Metalúrgico – CIMM:

ƒ Se correlacionaron datos de planta piloto (banco rougher) de 200 kg/h con los de un
banco industrial que procesa 185 ton/h y aplicando el criterio de recuperaciones iguales,
se obtuvo un factor de escalamiento (planta piloto/planta industrial de 0,6646. El menor
tiempo de flotación requerido a escala industrial se atribuyó al mejor aprovechamiento
del volumen de las celdas de mayor tamaño, es decir, el porcentaje de volumen útil de
las celdas industriales es mayor que a escala piloto.
Figura 8.1. Ejemplo de aplicación de los criterios de Agar et al. (criterio 1) para una
prueba cinética de flotación rougher de un mineral de cobre que tiene una ley de 1,0%
de Cu.. El tiempo óptimo de flotación se obtendría mediante la curva de la ley parcial de
cobre.
ƒ Factores de escalamiento entre 1,7 y 1,8 se obtuvieron para la flotación rougher al pasar
de laboratorio a planta piloto, usando como critério iguales velocidades específicas de
los sulfuros de cobre y de la ganga.
ƒ En la práctica, se aconseja utilizar un factor de escalamiento comprendida entre 1,3 a 1,4
para pasar de laboratorio a planta industrial (manteniendo iguales niveles de
recuperación y/o de razón de enriquecimiento en cada caso).
ƒ Normalmente, el factor de escalamiento es mayor para las etapas rougher y scavenger
(donde el tiempo de flotación es mayor que en las restantes etapas de un circuito), siendo
bastante menor para las etapas cleaner y recleaner (menor tiempo de flotación).

8.5. Antecedentes sobre la Simulación Matemática de Circuitos de Flotación a Escala de

Laboratorio

Las técnicas de modelación matemática constituyen una herramienta de cálculo poderosa para
el diseño óptimo de circuitos de flotación, pudiéndose resolver los siguientes problemas :

ƒ Selección del circuito de flotación más apropiado para el tratamiento metalúrgico de una
mena particular.
ƒ Optimización de los tiempos de flotación y condiciones experimentales asociados a cada
etapa del proceso.

La resolución de los ítems antes mencionados generalmente debe realizarse en forma

sistemática, lo que implica un largo y costoso trabajo experimental, en el cual se distinguen 4
etapas fundamentales:

ƒ Realización de pruebas batch a escala de laboratorio, para determinar y estandarizar

condiciones óptimas de trabajo. Para tal efecto, se estudian normalmente a nivel de
laboratorio los efectos sobre la relación “Recuperación versus Ley” del concentrado
final, de las variables: porcentaje de sólidos, pH, tipo y dosificación de reactivos, etc. En
algunos casos, se incluye, además el estudio cinético de flotación del mineral en cada
etapa del proceso.
ƒ Simulación experimental del circuito de flotación continua a nivel de laboratorio,
utilizando la conocida técnica de pruebas de ciclos (“Locked Cycle Test”) y las mejores
condiciones experimentales determinadas en la etapa anterior.
ƒ Realización de pruebas continuas de flotación a escala planta piloto, tendientes a
verificar, complementar y/o extrapolar los resultados metalúrgicos alcanzados durante
las dos etapas previas de laboratorio. En general, se deberá determinar los factores
apropiados de escalamiento, correlacionando empíricamente los resultados obtenidos a
escala de laboratorio y planta piloto.
ƒ Realización de campañas experimentales a gran escala, para ajustar en la planta
industrial misma, las condiciones operacionales óptimas de carácter definitivo.
Generalmente, el diseño de circuitos industriales de flotación se basa en la información
empírica acumulada de las tres etapas anteriores.

Uno de los métodos experimentales normalmente utilizados en la evaluación y diseño de

nuevos circuitos de flotación a escala de laboratorio, es la realización de pruebas de ciclos, en
los cuales se pretende simular experimentalmente y mediante pruebas de flotación batch, el
comportamiento de una planta de flotación continua.
Considerando el excesivo trabajo experimental que este tipo de pruebas involucra, resulta
altamente atractiva la posibilidad de simular matemáticamente dichos resultados. Un método
particular de simulación matemática de pruebas de ciclos es el método de los factores de
distribución (“Split Factors”) el cual fue originalmente descrito por Agar y Kipkie.
El método de simulación matemática basado en los factores de distribución consiste en asignar
un valor numérico (“Split Factors”) a cada componente del sistema y en cada etapa de
separación considerada. Como componentes del sistema, se podría citar en el caso típico de un
mineral de cobre porfírico : Cu, Mo, Fe e insolubles. En este contexto, el peso total de sólidos
se acostumbra considerarlo como un componente adicional del sistema. Como etapas de
separación, las más usuales a ser citadas son : rougher, scavenger, cleaner, recleaner, cleaner-
scavenger.
El concepto de “Split Factors”, representa la fracción en peso de cada componente alimentado
a una etapa, que aparece junto con el concentrado de la etapa en cuestión; es decir,
corresponde a la recuperación parcial de dicho componente en el concentrado obtenido
durante cada etapa de separación (expresada dicha recuperación como fracción en peso).
La magnitud de los factores de distribución depende principalmente del tiempo de flotación,
de las condiciones fisico-químicas existentes en la pulpa y de las propiedades de flotabilidad
de las partículas (por ejemplo, tamaño de las partículas, grado de liberación, etc.).
9. ALTERNATIVAS NO CONVENCIONALES PARA EL TRATAMIENTO DE
PARTÍCULAS FINAS Y ULTRAFINAS (12)

9.1. Introducción

Diversas alternativas tecnológicas han sido propuestas y estudiadas para la concentración de

partículas minerales finas y ultrafinas. Sin embargo, con excepción de algunos procesos
específicos y en ciertas fracciones finas, la mayoría de los procesos propuestos, no han
encontrado aplicación práctica.
Las dificultades encontradas se derivan de las características intrínsicas de las partículas finas
y ultrafinas : masa pequeña, alta superficie específica y alta energía superficial.
En flotación, por ejemplo, los principales problemas que se observan son los siguientes :
pequeña probabilidad de colisión entre partículas y burbujas, dificultad para superar la barrera
energética entre ellas, arrastre mecánico, recubrimiento por ultrafinos, “slime coating”,
elevada adsorción de reactivos, rigidez de la espuma y una baja selectividad en la adsorción de
reactivos. Todos estos factores contribuyen a una disminución de la cinética de flotación, una
menor recuperación y un mayor consumo de reactivos.
Los aspectos cinéticos tienen relación con la adhesión, el número de colisiones efectivas entre
partículas y burbujas y las características de resistencia al cizalle de estas unidades partícula-
burbuja.
Actualmente, la flotación columnar es la alternativa de mayor aplicación en la concentración
de ciertas fracciones de tamaño. Sin embargo, la eficiencia disminuye en partículas de tamaño
inferior a 6 micrones y concentración de sólidos superiores a 30%.

9.2. Principales Problemas en la Flotación de Finos y Ultrafinos

ƒ Pequeña masa: baja probabilidad de colisión de las partículas con las burbujas, arrastre
de partículas al concentrado.
ƒ Alta área superficial: alto consumo de reactivos, alta solubilidad en agua, alta
viscosidad de la pulpa, rigidez de la espuma, problemas de recubrimiento por lamas.
ƒ Alta energía superficial: adsorción no específica de reactivos, aumento de la
hidratación y solubilidad en agua, rápida reacción superficial.

9.3. Clasificación de Tecnologías Existentes y Nuevas Tecnologías

De un modo general, los principales procesos de tratamiento de fracciones minerales finas

pueden ser clasificados de la siguiente forma :
ƒ Procesos que utilizan una fase gaseosa.
ƒ Procesos que emplean una fase orgánica.
ƒ Procesos basados en la agregación de las partículas finas y ultrafinas.

9.3.1. Procesos que utilizan fase gaseosa

a) Flotación con macroburbujas (600-2000 micrones)

Su aplicación industrial data del año 1903 y hoy es considerada como una de las más
importantes operaciones unitarias en el campo del tratamiento de minerales. La
eficiencia de este proceso baja con la disminución de tamaño de las partículas.
b) Flotación con burbujas de tamaño medio (100-600 micrones)
En esta clasificación se encuentran las columnas de flotación convencionales que tienen
aplicación industrial a partir de la década de 1980. Las columnas de última generación
incluyen celdas pneumáticas, celdas centrífugas, celdas con contractores externos e
internos. Este tipo de flotación presenta en la actualidad un alto grado de desarrollo.

c) Flotación con microburbujas (50-100 micrones)

En este campo se destacan :
ƒ La electroflotación.
ƒ La flotación por aire disuelto, FAD.
Ambas tecnologías tienen aplicación industrial en la remoción de partículas finas no minerales
y se encuentran en fase de investigación para partículas minerales.

9.3.2. Procesos que emplean una fase orgánica

Los aceites no polares han sido utilizados en procesos de concentración de partículas finas
adicionados como tal o en la forma de emulsión (para aumentar su difusión en solución
acuosa). Dependiendo de la concentración de aceite, pueden ser definidos los siguientes
procesos:
ƒ Para concentraciones bajas del orden de 20-50 g/ton en conjunto con colectores, el
proceso se conoce como “extender flotation” (en este proceso el aceite aumenta la
hidrofobicidad que imparte el colector).
ƒ Si la concentración del aceite aumenta para aproximadamente 2-20 kg/ton sólido, se
forman pequeños aglomerados que pueden ser separados por flotación. Este proceso se
conoce como flotación aglomerante o floco-flotación.
ƒ Si la concentración de aceite aumenta más aún, hasta una concentración equivalente al
volumen de espacios vacíos, los aglomerados crecen y la flotación ya no es posible. En
este caso, la separación por sedimentación selectiva es eficiente y el proceso se conoce
como aglomeración con aceites (“oil agglomeration”).
ƒ Cuando la cantidad de aceite aumenta a niveles de excederse varias veces el volumen de
vacíos, se forma un sistema de tres fases donde la nueva fase es una fase orgánica. Las
partículas hidrofóbicas (naturales o con colectores), se transfieren a la fase orgánica. Este
proceso se conoce como extracción en fase orgánica o partición líquido-líquido.

9.3.3. Procesos basados en la agregación de las partículas finas y ultrafinas

a) Aglomeración con polímeros-floculación selectiva

La floculación selectiva es un proceso basado en la adsorción-agregación específica de un
componente mineral con un floculante polimérico dejando en suspensión los componentes
restantes. En general este proceso sufre de problemas de selectividad, por lo cual, actualmente
es muy poco aplicado.
Los principales problemas son las dificultades de encontrar polímeros floculantes selectivos y
el control de algunos parámetros físicos e hidrodinámicos desfavorables a escala industrial
(molienda-contaminación cruzada, co-floculación, limpieza de los flocos, etc.).
b) Agregación (adhesión) con otras partículas minerales (“carrier flotation”)
La adhesión de partículas finas en superficies de partículas de su mismo tamaño o de un
tamaño mayor y su posterior separación del sistema por flotación, también puede ser
considerada como una “agregación”. Esta adhesión específica ocurre normalmente en función
de un efecto hidrofóbico entre las partículas hidrofobizadas. La posterior separación de estos
agregados por flotación se conoce como ultraflotación o flotación transportadora. Cuando la
partícula “transportadora” es de la misma especie de la transportada el proceso se conoce
como flotación auto-transportadora.
Su aplicación industrial no es muy conocida con la excepción de la remoción de impurezas de
compuestos de titanio en la limpieza de caolín. Este proceso, sin embargo, tiene un gran
potencial y muchas veces su existencia es desconocida. Esta flotación transportadora, y
especialmente la auto-transportadora, puede ser considerada como una de las tecnologías de
mayor futuro dentro de la temática del tratamiento de finos y ultrafinos de minerales.
Un proceso especial de flotación transportadora reportado en la literatura utiliza partículas
plásticas poliméricas como “carrier”, reportándose separaciones eficientes en bornita,
calcopirita, hematita, ilmenita, finos de oro y minerales no metálicos (calcita, fosfatos y
fluorita).
En la tabla IX.1 se muestra un cuadro comparativo sobre el procesamiento de finos de fluorita
con diferentes procesos, observándose que los mejores resultados se obtienen al aplicar
flotación transportadora.

Tabla IX.1. Cuadro comparativo de diferentes procesos aplicados al procesamiento de

finos de fluorita.

Proceso Ley (%CaF2) Recuperación (%CaF2)

Flotación 78,4 88,5
Aglomeración con aceite 95,6 95,5
Flotación transportadora 99,6 96,0
Flotación columnar 95,1 73,2

c) Aglomeración con tensoactivos y con agitación (“shear floculation”)

En el proceso que denominado floculación por cizalle (“shear floculation”), las partículas finas
hidrofóbicas (con colector), se agregan en un campo de turbulencia controlada. La posterior
separación de los agregados, “flóculos”, es posible por sedimentación o por flotación. Este
mismo proceso ha sido llamado:

ƒ agregación selectiva,
ƒ aglomeración hidrofóbica,
ƒ floculación por cizalle con dispersión controlada, y
ƒ desestabilización de suspensiones por adsorción de tensoactivos.

De un modo general, la separación de los agregados formados por este fenómeno ha sido
realizada utilizando burbujas, definiendo un proceso que puede ser considerado como floco-
flotación.
En realidad los procesos de floculación por cizalle, flotación por transporte y la flotación con
emulsión, son todos ejemplos del mismo efecto de agregación hidrofóbica. La hidrofobización
y la agregación bajo una intensa agitación son los principales items que determinan estos
procesos. Estos procesos se diferencian posteriormente en la forma de separación de los
agregados.

d) Aglomeración con polímeros y aceites

Este proceso para el tratamiento de finos se basa en la interacción entre gotas de aceite
estabilizadas con polímeros y las partículas minerales finas. La separación efectiva, a
nivel de laboratorio, es posible por diferencias en las densidades relativas existentes
entre las partículas minerales, aglomerados livianos y las propias gotas de aceite.

e) Aglomeración con polímeros coloidales

Un proceso que utiliza partículas coloidales poliméricas (latex) ha sido definido como
floculación con polímeros floculantes hidrofóbicos. Este proceso ha sido estudiado en
escala de laboratorio y en sistemas de minerales sintéticos.

f) Agregación con coloides magnéticos

Este proceso se basa en el recubrimiento de partículas con coloides magnéticos y su
posterior separación mediante separación magnética. La interacción principal es del tipo
heteroagregación, entre las partículas coloidales magnéticas y las minerales.

g) Agregación con tensoactivos (colectores) sin agitación y posterior separación en mesas

concentradoras
Agregados selectivos de partículas con reactivos tensoactivos ocurre debido a la
neutralización de la carga superficial y al efecto hidrofóbico. En condiciones
hidrodinámicas donde el grado de cizalle no es muy grande para romper estas unidades,
es posible la separación de estos agregados de las partículas dispersas, no agregadas.
Mesas del tipo Moszley-Bartles o hidrociclones de fondo plano operando en bajas
presiones son las mejores alternativas.

De todos estos procesos, la flotación en columna es la que ha alcanzado el mayor grado de

desarrollo e implementación industrial a través de numerosas aplicaciones principalmente en
la substitución de celdas convencionales (principalmente en etapa cleaner). Las mayores
ventajas obtenidas son la economía de capital y de costos operacionales, asi como, la mejor
“performance” metalúrgica.
Este último factor es importante principalmente en la selectividad alcanzada donde el eficiente
drenaje realizado con la adición de agua de lavado dentro de la zona de espuma, elimina
efectivamente el arrastre hidráulico de las partículas de ganga. Esto, asociado al contacto en
contracorriente entre las burbujas de aire y pulpa, las condiciones de flujo más tranquilas
(debido a la ausencia de agitación mecánica), hacen de la columna un equipo eficiente para la
separación de una buena proporción de partículas finas hidrofóbicas.
10. REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS

1. Peres, A.E.C., Araujo, A.C., Coelho, E.M. Flotaçâo, Espessamento, Filtragem, Deslamagem
e Floculaçâo Seletiva. In Tratamento de Minérios e Hidrometalurgia (in memorian Prof. Paulo
Abib Andery), 1ª ed., Recife, ITEP, 1980.

2. Wills, B.A. Tecnología de Procesamiento de Minerales. Editorial Limusa, 1ª Edición,

México, 1987, p. 345-419.

3. Crozier, R.D. Flotation. Pergamon Press, 1992, 343 p.

4. Arbiter, N., Cooper, H., Fuerstenau, M.C., Harris, C.C., Kuhn, M.C., Miller, J.D. and Yap,
R.F. Flotation. In : SME Mineral Processing Handbook, Weiss, N.L. (Ed.), AIME, New York,
Vol. 1, 1985, Section 5, p. 40-81.

5. Somasundaran, P. and Sivakumar, A. Advances in Understanding Flotation Mechanisms.

Minerals and Metallurgical Processing, aug. 1988, p. 97-103.

6. Somasundaran, P. Interfacial Chemistry of Particulate Flotation. AIChE Symposium Series,

Vol. 71, Nº 150, 1975, p. 1-15.

7. Fuerstenau, D.W. and Raghavan, S. Some Aspects of the Thermodynamics of Flotation. In :

FLOTATION, A. M. Gaudin Memorial Volume, M.C. Fuerstenau (Ed.), AIME, New York,
Vol. 1, 1976, p. 21-65.

8. Fuerstenau, M.C. and Palmer, B.R. Anionic Flotation of Oxides and Silicates. In :
FLOTATION, A. M. Gaudin Memorial Volume, M.C. Fuerstenau (Ed.), AIME, New York,
Vol. 1, 1976, p. 148-196.

9. Gutiérrez, L. y Sepúlveda, J. Dimensionamiento y Optimización de Plantas Concentradoras

mediante Técnicas de Modelación Matemática. CIMM, Chile, 1986, 319 p.

10. Agar, G.E., Stratton-Crawley, R. and Bruce, T.J. Optimizing the Design of Flotation
Circuits. CIM Bulletin, dec. 1980, p. 173-180.

11. Marchese, M. and Finch, J. Introducción a la Hidrodinámica de la Celda Jameson. Minería

Chilena, Nº 121, p. 83-89.

12. Rubio, J. Nuevas Técnologías para el Tratamiento de Partículas Minerales Finas y

Ultrafinas. Apuntes del curso dictado en la Universidad de Atacama, 1993.