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UNIVERSIDAD DE ATACAMA 
FACULTAD DE INGENIERÍA 
DEPARTAMENTO DE METALURGIA 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
APUNTES 
CONCENTRACIÓN DE MINERALES II 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Dr. Ing. OSVALDO PAVEZ 
 
 
 
 
CONTENIDOS 
 
 
1. INTRODUCCIÓN 
 
1.1. Características Generales de la Separación por Gravedad 
1.2. Criterio de Concentración 
1.3. Separadores de Concentración Gravitacional 
1.4. Clasificación de los Métodos Gravitacionales 
 
2. SEPARACIÓN EN MEDIOS DENSOS 
2.1. Introducción 
2.2. Medios Densos 
 
3. SEPARACIÓN EN CORRIENTES VERTICALES 
 
4. SEPARACIÓN EN CORRIENTES LONGITUDINALES 
4.1. Introducción 
4.2. Separación por Escurrimiento Laminar 
4.2.1. Mesas vibratorias 
4.2.2. Espirales 
4.2.3. Vanners 
4.3. Escurrimiento en Canaletas 
4.3.1. Introducción 
4.3.2. Canaletas simples 
4.3.3. Canaletas estranguladas 
4.3.4. Concentración de cono Reichert 
 
5. CONCENTRADORES CENTRÍFUGOS 
 
5.1. Introducción 
5.2. Aplicaciones en Oro de los Concentradores Centrífugos 
5.3. El Concentrador Centrífugo Knelson 
5.3.1. Introducción 
5.3.2. Características y operación del concentrador Knelson 
5.3.3. Series de modelos de concentradores Knelson 
5.4. El Concentrador Centrífugo Falcon 
5.4.1. Concentrador Falcon serie SB 
5.4.2. Concentrador Falcon serie C 
5.5. El Concentrador Multi- Gravity Separator (MGS) 
5.6. El Jig Centrífugo Kelsey 
 
6. REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS 
 
 
 
 
 
7. CONCENTRACIÓN MAGNÉTICA 
 
7.1. Introducción 
7.2. Imanes Permanentes 
7.3. Separadores Magnéticos para la Separación de Fragmentos Metálicos 
7.4. Separadores Magnéticos que Operan como Concentradores y 
Purificadores 
7.4.1. Separadores magnético por vía húmeda 
7.4.1.1.Separadores magnéticos de Tambor 
7.4.1.2.Filtros magnéticos 
7.4.1.3.Separadores magnéticos de alta intensidad por vía húmeda 
7.4.2. Separadores magnéticos por vía seca 
7.4.2.1.Separadores magnéticos de banda transversal de alta intensidad 
7.4.2.2.Separadores magnéticos de rodillo de alta intensidad 
7.4.2.3.Separadores magnéticos de tambor por vía seca, de baja, mediana y alta 
intensidad 
7.5. Aplicaciones Generales de los Seaparadores Magnéticos que Utilizan 
Magnetos Permanentes de Tierras Raras 
 
8. CONCENTRACIÓN ELECTROSTÁTICA 
 
8.1. Introducción 
8.2. Componentes de la Concentración Electrostática 
8.3. Mecanismos para Cargar Partículas 
8.3.1. Cargado de partículas mediante electrificación por contacto 
8.3.2. Cargado por corona – El separador de alta tensión 
8.3.3. Cargadio por inducción 
8.4. Separadores Electrostáticos 
8.4.1. Separadores electrostáticos electrodinámicos 
8.4.2. Separadores electrostáticos “Electro-estáticos” 
8.4.2.1.El separador tipo rotor 
8.4.2.2.El separador tipo placa 
8.5. Diagramas de Flujo con Separadores Magnéticos y Electrostáticos 
 
9. REFERÉNCIAS BIBLIOGRÁFICAS 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
CONCENTRACIÓN 
GRAVITACIONAL 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
1. INTRODUCCIÓN 
 
 
1.1. Características Generales de la Separación por Gravedad 
 
 
Los métodos de separación por gravedad (concentración gravitacional) se usan para 
tratar una gran variedad de materiales, que varían desde los sulfuros metálicos pesados 
como la galena hasta el carbón, en algunos casos con tamaños de partículas inferiores a 
5 micrones. 
 
Los métodos de separación gravitacional perdieron importancia en la primera mitad del 
siglo debido al desarrollo del proceso de flotación en espuma. Sin embargo, la 
separación por gravedad ha tenido avances muy significativos en los últimos años 
incrementándose su aplicación notoriamente. Este tipo de separación permanece como 
el principal método de concentración para menas de oro, estaño y otros minerales de 
alto peso específico. Los métodos de concentración gravitacional cuando pueden ser 
aplicados son preferidos en relación a los procesos de flotación debido a que los costos 
favorecen su uso y además son menos contaminantes del medio ambiente. Los 
minerales que se liberan con tamaño superior a las dimensiones aceptadas en el proceso 
de flotación se pueden concentrar aún más económicamente usando los métodos 
gravitacionales. 
 
La concentración por gravedad es, esencialmente, un método para separar partículas de 
minerales de diferente peso específico debido a sus diferencias de movimiento en 
respuesta a las acciones que ejercen sobre ellas, simultáneamente, la gravedad u otras 
fuerzas. Se acepta generalmente que la concentración por gravedad es el más sencillo y 
más económico de los métodos de concentración. El uso de este tipo de separación está 
recomendado siempre que sea practicable porque permite la recuperación de mineral 
útil en un orden de tamaños tan gruesos como sea posible, reduciendo los costos 
inherentes a la reducción de tamaño y disminuyendo las pérdidas asociadas a estas 
operaciones. 
 
En general, los métodos de separación por gravedad se agrupan en tres categorías 
principales : a) Separación por medios densos, en el cual las partículas se sumergen en 
un baño que contiene un fluido de densidad intermedia, de tal manera que algunas 
partículas floten y otras se hundan; b) Separación por corrientes verticales, en la cual 
se aprovechan las diferencias entre velocidades de sedimentación de las partículas 
pesadas y livianas, como es el caso del jig; y c) Separación en corrientes superficiales 
de agua o “clasificación en lámina delgada”, como es el caso de las mesas 
concentradoras y los separadores de espiral. 
 
Cuanto más pequeñas son las partículas, más fuertes son, con relación a la gravedad, las 
fuerzas hidráulicas y de viscosidad, por lo cual el rendimiento de la separación por 
gravedad decrece bruscamente en los intervalos de tamaño fino. Para superar estos 
problemas en los últimos años se han desarrollado equipos de concentración basados en 
la fuerza centrífuga, los cuales permiten que la separación de las partículas finas tenga 
lugar en un campo de concentración de varias G. Entre estos equipos centrífugos se 
destacan los concentradores Knelson, Falcon, el jig centrífugo Kelsey y el concentrador 
Multi-Gravity Separator (MGS). 
1.2. Criterio de Concentración 
 
 
El criterio de concentración (CC) es usado en una primera aproximación y entrega una 
idea de la facilidad de obtener una separación entre minerales a través de procesos 
gravitacionales, sin considerar el factor de forma de las partículas minerales. El criterio 
de concentración – originalmente sugerido por Taggart, con base en la experiencia 
industrial – aplicado a la separación de dos minerales en agua, es definido por la 
siguiente expresión: 
 
CC = (Dh – Df)/(Dl – Df) 
 
Donde: 
 
Dh = densidad del mineral pesado. 
Dl = densidad del mineral liviano. 
Df = densidad del agua. 
 
Para la wolframita y cuarzo, por ejemplo, el criterio de concentración tendrá el siguiente 
valor: 
 
CC = (7,5 – 1)/(2,65 – 1) = 3,94 
 
La tabla 1 muestra la relación entre el criterio de concentración y la facilidad de realizar 
una separación gravitacional. 
 
Tabla 1. Significado del criterio de concentración (CC). 
 
CC Significado 
> 2,5 Separación eficiente hasta 200 mallas 
2,5 – 1,75 Separación eficiente hasta 100 mallas 
1,75 – 1,50 Separación posible hasta 10 mallas, sin 
embargo es difícil 
1,50 – 1,20 Separación posible hasta ¼”, sin embargo 
es difícil 
 
De acuerdo a algunos investigadores, el criterio de concentración puede ser muy útil si 
la forma de las partículas fuera considerada, en caso contrario, sorpresas desagradables 
en cuanto a la eficiencia del proceso se pueden verificar en la práctica. 
De cualquier modo, la tabla 1 indica la dificultad de alcanzar una separación eficiente 
cuando se tratan fracciones inferiores a 200 mallas (74 micrones). Debe señalarse, que 
el criterio de concentración fue sugerido en base a equipamientos que operan bajo la 
fuerza de gravedad, por lo tanto, la introducción de la fuerza centrífuga amplía la 
posibilidad de una separación más eficiente con materiales finos y ultrafinos.1.3. Separadores de Concentración Gravitacional 
 
 
Muchas máquinas diferentes se diseñaron y construyeron para efectuar la separación de 
los minerales por gravedad y se examinan con detalle en los textos más antiguos de 
procesamiento de minerales. 
 
El proceso de separación en medio denso (SMP) se utiliza ampliamente para 
preconcentrar material triturado antes de la molienda. Para la operación eficiente de 
todos los separadores por gravedad se requiere que la alimentación esté cuidadosamente 
preparada. La molienda es particularmente importante, pero las partículas de la 
alimentación deben tener el mayor tamaño compatible con una liberación adecuada, en 
la mayoría de las operaciones se necesita la remolienda de los productos medios 
(middlings). La molienda primaria se realiza en molinos de barras en circuito abierto 
siempre que sea posible, pero si se necesita molienda fina, se efectúa una molienda en 
molinos de bolas en circuito cerrado, de preferencia el circuito se cierra con harneros 
para reducir la remolienda selectiva de los minerales pesados. 
 
Los separadores por gravedad son extremadamente sensibles a la presencia de lamas 
(partículas ultrafinas), las cuales aumentan la viscosidad de la pulpa y por consiguiente 
el grado de separación, confundiendo el punto de corte visual. En la mayoría de los 
concentradores por gravedad, es práctica común eliminar de la alimentación las 
partículas menores que 10 micrones y desviar esta fracción hacia las colas, lo cual 
ocasiona una considerable pérdida de valores. Muchas veces el deslamado se realiza 
mediante el uso de hidrociclones, pero si se emplean clasificadores hidráulicos para 
preparar la alimentación, es preferible deslamar en esa etapa ya que las fuerzas de corte 
que se producen en los hidrociclones tienden a degradar los minerales quebradizos. 
 
Aunque la mayor parte del transporte de la pulpa se realiza por medio de bombas 
centrífugas y tubería, el flujo natural por gravedad se aprovecha mientras sea posible. 
Así muchas de las antiguas concentradoras por gravedad se construyeron sobre las 
laderas de cerros para lograr este objetivo. La reducción del bombeo de lodo a un 
mínimo, no sólo reduce el consumo de energía, sino que también reduce la producción 
de lamas en el circuito. Las velocidades de bombeo de la pulpa deben ser tan bajas 
como sea posible y compatible con el mantenimiento de los sólidos en suspensión. 
 
Uno de los aspectos más importantes en la operación de los circuitos gravitacionales es 
el correcto balance de agua dentro de la planta. Casi todas las concentradoras por 
gravedad tienen una densidad óptima de pulpa en la alimentación, siendo indispensable 
el control preciso de la densidad de pulpa en la alimentación fresca al proceso. 
Normalmente en la mayoría de las plantas es necesario recircular el agua, así se provee 
la capacidad adecuada del espesador y del ciclón resultando conveniente la 
minimización de la formación de lamas en el agua recirculada. 
 
Si la mena contiene una apreciable cantidad de minerales sulfurados, entonces si la 
molienda primaria es más fina que alrededor de 300 micrones, se deben extraer por una 
flotación previa a la concentración por gravedad, ya que estas partículas reducen el 
rendimiento de las mesas concentradoras, espirales, etc. Si la molienda primaria es 
demasiada gruesa para efectuar una flotación efectiva de los sulfuros, entonces el 
concentrado por gravedad se remuele antes de extraer los sulfuros. Las colas de la 
flotación de los sulfuros normalmente se limpian mediante concentración por gravedad. 
 
En muchas oportunidades el concentrado final obtenido mediante concentración 
gravitacional se limpia por separación magnética, lixiviación, o algún otro método, para 
eliminar la presencia de minerales contaminantes. 
 
 
1.4. Clasificación de los Métodos Gravitacionales 
 
 
Los métodos gravitacionales se pueden dividir en: a) Métodos de concentración en 
medio denso, cuando la densidad del medio es intermedio a las densidades de las 
especies que se quieren separar; y b) Métodos de concentración en corrientes, cuando 
la densidad del medio es inferior a las densidades de las especies que se quieren separar. 
Los métodos de concentración en medio denso pueden ser estáticos o dinámicos. Los 
métodos de separación en corrientes pueden ser por corrientes verticales, corrientes 
longitudinales (escurrimiento laminar o escurrimiento en canaletas) y corrientes 
oscilatorias. En la figura 1.1 se presentan las características de concentración de los 
métodos de separación en corrientes. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Figura 1.1. Características de concentración de los métodos de separación en corrientes. 
 
 
 
 
 
 
 
2. SEPARACIÓN EN MEDIOS DENSOS 
 
 
2.1. Introducción 
 
 
La separación en medio denso consiste en separar sólidos en función de sus densidades 
usándose como medio un fluido de densidad intermedia, donde el sólido de densidad 
más baja flota y el de densidad más alta se va al fondo (se hunde). 
 
Los medios densos usados son: líquidos orgánicos, solución de sales en agua y más 
comúnmente suspensiones de sólidos de granulometría fina en agua. 
 
La separación en medio denso se divide en dos métodos básicos: estático y dinámico. 
 
En el sistema estático se emplean aparatos concentradores con recipientes de varias 
formas, donde la separación se realiza en un medio relativamente tranquilo bajo la 
influencia de simples fuerzas gravitacionales, en este sistema la única fuerza actuante es 
la fuerza de gravedad. La separación en los sistemas estáticos se realiza en estanques, 
tambores, conos y vasos. En las figuras 2.1 y 2.2 se presentan las características de 
operación de los separadores de tambor. 
 
La separación dinámica se caracteriza por el uso de separadores que emplean fuerzas 
centrífugas 20 veces mayores que la fuerza de gravedad que actúa en la separación 
estática. En la figura 2.3 se muestran los separadores en medio denso Dyna Whirlpool y 
ciclón de medio denso, los cuales aplican un método dinámico de separación. 
 
Teóricamente, cualquier tamaño de partícula puede ser tratada por medio denso. 
Prácticamente, en la separación estática se trabaja en un rango granulométrico de 150 
mm (6”) a 5 mm (1/4”), pudiéndose tratar tamaños de hasta 35,6 cm (14”). Por otra 
parte, en la separación dinámica el tamaño máximo tratable varía de 50 mm (2”) a 18 
mm (3/4”) y el mínimo de 0,5 mm (28 mallas) a 0,2 mm (65 mallas). 
 
En general, se puede señalar que existiendo una diferencia de densidad entre las 
partículas útiles y la ganga, no hay límite de tamaño superior, excepto el que determina 
la capacidad de la planta para manejar el material. 
 
En la separación en medio denso es posible trabajar con menas en la que los minerales 
estén regularmente unidos. Si los minerales valiosos están finamente diseminados, no se 
puede desarrollar una diferencia apropiada de densidad entre las partículas que han sido 
trituradas por la aplicación de una etapa de chancado grueso. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Figura 2.1. Características de los separadores de tambor observadas desde dos 
posiciones diferentes. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Figura 2.2. Separadores de tambor, mostrándose la foto del equipo y el proceso de 
concentración de metales no ferrosos. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Figura 2.3. Separadores en medio denso que aplican método dinámico de separación: el 
Dyna Whirloop y el ciclón de medio denso. 
 
 
2.2. Medios Densos 
 
 
El líquido ideal para utilizar como medio denso es aquel que tiene las siguientes 
propiedades: barato, miscible en agua, estable, no tóxico, no corrosivo, de baja 
viscosidad y que tenga densidad ajustable en un gran intervalo. 
 
Como no existe un líquido ideal, se han desarrollado y usado comercialmente varios 
medios densos para separar minerales útiles de los estériles. Prácticamente, un medio 
denso se debe caracterizarpor lo siguiente: a) barato en el local de uso; b) estable 
físicamente, para que no se descomponga ni se degrade en el proceso; c) fácilmente 
recuperable, pera ser reutilizado; d) químicamente inerte, para no atacar ciertos 
minerales; e) fácilmente removible de los productos de separación; f) tener baja 
densidad; y g) tener la estabilidad que pueda mantenerse en el intervalo de densidad 
requerida. 
 
Tres tipos de medios densos son usados comercialmente: líquidos orgánicos, sales 
disueltas en agua y suspensiones de sólidos de granulometría fina en agua. 
 
Líquidos orgánicos. Estos líquidos tienen baja viscosidad, son estables y prácticamente 
inmiscibles en agua. Su aplicación industrial es limitada debido a que se descomponen 
químicamente, son tóxicos, corrosivos y de costo elevado. Los líquidos más usados son 
: yoduro de metileno (D = 3,32 g/cm3); tetrabromoetano (D = 2,96 g/cm3); bromoformo 
(D = 2,89 g/cm3); pentacloroetano (D = 1,67 g/cm3); tetracloruro de carbono (D = 1,50 
g/cm3). Algunos líquidos se pueden mezclar con tetracloruro de carbono y dar una 
variedad de densidades menores. 
 
Suspensiones de sólidos. Son los líquidos densos más utilizados en la industria. Se 
definen como líquidos en los cuales sólidos insolubles se dispersan manteniendo sus 
características de fluidez. El agua se utiliza como el líquido de las suspensiones. Los 
factores principales que se consideran en la elección del sólido para las suspensiones, 
son los siguientes: a) dureza alta; b) peso específico alto; c) estable químicamente, 
resistente a la corrosión; d) sedimentación lenta y viscosidad adecuada; e) distribución 
granulométrica, tamaño y forma de las partículas. Los materiales normalmente usados 
para las suspensiones son: arcillas, cuarzo, barita, magnetita, galena, hierro-silicio 
molido o atomizado y plomo atomizado. El hierro-silicio es el material más utilizado en 
las suspensiones, pudiéndose alcanzar densidades de hasta 3,5 g/cm3. Las mezclas Fe-Si 
tienen entre 15 a 22 % de Si pueden ser usadas molidas y atomizadas y se recuperan por 
separación magnética de baja densidad. Las mezclas con menos de 15 % de Si se cubren 
rápidamente de Fe, mientras que a partir de 22 % de Si se tornan muy débil 
magnéticamente. En la tabla 2.1 se presenta la granulometría de medios densos típicos 
de mezclas de Fe-Si. 
 
Recuperación del medio denso. Los materiales usados en las suspensiones por su 
apreciable valor y por el alto costo de su preparación deben ser recuperados para su 
reutilización. En la figura 2.4 se presenta un esquema general de recuperación del medio 
denso. 
 
Algunas aplicaciones de los medios densos son las siguientes: 
 
• Producción de un concentrado final: carbón y algunos minerales industriales. • Preconcentración: diamante, sulfuros y óxidos metálicos. 
 
Tabla 2.1. Distribución granulométrica de medios densos correspondiente a mezclas 
típicas de hierro-silicio. 
 
Tamaño 
(micrones) 
65 D 
molido 
(%) 
100 D 
molido 
(%) 
150 D 
molido 
(%) 
270 D 
molido 
(%) 
Fino 
Normal 
atomizado 
(%) 
Ciclón 60 
atomizado 
(%) 
Ciclón 40 
atomizado 
(%) 
+ 210 1 - - - 1 - - 
-210/+150 2 - - - 7 - - 
-150/+105 5 1 1 - 10 2 - 
-105/+74 12 4 1 - 15 5 2 
-74/+44 35 30 23 10 22 20 8 
-44 45 65 75 90 45 73 90 
 
 
 
 
 
 
Figura 2.4. Circuito de recuperación del medio denso. 
 
 
 
 
 
 
3. SEPARACIÓN EN CORRIENTES VERTICALES 
 
 
A pesar que en estos métodos también están presentes las fuerzas de separación de 
corrientes longitudinales, los efectos causados por corrientes verticales les confieren 
características propias por eso se estudian separadamente. Uno de los equipos que es 
representativo de la separación por corrientes verticales es el jig. 
 
El jig se utiliza normalmente para concentrar material relativamente grueso y si la 
alimentación es adecuada y se encuentra bien clasificada por tamaños, no es difícil 
alcanzar una buena separación en los minerales con una gama medianamente limitada 
de densidad relativa entre el mineral útil y los estériles. Cuando la densidad relativa es 
grande, es posible alcanzar una buena separación en un rango granulométrico más 
amplio. Las industrias del carbón, estaño, tungsteno, oro, bario y menas de hierro, 
operan muchos circuitos con jigs de gran tamaño. Estos equipos con una alimentación 
clasificada tienen una capacidad relativamente alta y pueden alcanzar buenas 
recuperaciones hasta tamaños granulométricos de 150 micrones, y recuperaciones 
aceptables hasta 75 micrones. La presencia de altas cantidades de arenas finas y lamas 
dificultan el tratamiento, por lo cual el contenido de finos debe ser controlado para 
conseguir óptimas condiciones de operación. 
 
El jig es un aparato que permite alcanzar mejores resultados cuando se tratan menas de 
un estrecho rango granulométrico. Este equipo se aplica a menas de granulometría entre 
5 pulgadas y 1 mm, obteniéndose rendimiento superiores en fracciones granulométricas 
gruesas. 
 
El proceso de separación con jig es probablemente el método de concentración 
gravitacional más complejo, por causa de sus continuas variaciones hidrodinámicas. En 
este proceso, la separación de los minerales de densidades diferentes es realizada en un 
lecho dilatado por una corriente pulsante de agua, produciendo la estratificación de los 
minerales. 
 
En el caso de los jigs las corrientes verticales son generadas por el movimiento de 
pulsación del agua, al contrario de los elutriadores donde la corriente vertical se genera 
por una inyección de agua. 
 
Los jigs de parrilla fija se pueden dividir en: 
 
a) Jigs de pistón, en los cuales el movimiento de pulsación es producido por un 
pistón ubicado en un estanque de agua. 
b) Jigs de diafragma, en los cuales las pulsaciones son producidas por 
movimientos alternados de una pared elástica del propio estanque. 
c) Jigs pulsadores, en los cuales las pulsaciones son producidas por chorros 
discontinuos periódicos del agua y del aire. 
 
En la figura 3.1 se presentan los tipos de jigs de lecho fijo. 
 
Hay diferentes tipos de jigs, los cuales difieren por la geometría, accionamiento, y otros 
detalles de construcción. A pesar de la gran variedad de jigs se puede decir que ellos se 
componen de los siguientes elementos básicos: 
 
 
 
 
 
 
 
 
Figura 3.1. Tipos de jigs de lecho fijo. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
a) Una caja fija, en cuyo interior el medio fluido sufre el movimiento de impulsión 
y succión. 
b) Un mecanismo de accionamiento, generalmente compuesto de motor, pistón, 
sistema de lubricación, etc. 
c) Una criba para mantener el lecho. 
d) Un sistema de descarga del flotado y del hundido. 
 
En cuanto al sistema de accionamiento, existen jigs con accionamiento mecánico, 
hidráulico-mecánico, hidráulico y neumático. 
 
Varios factores ejercen influencia en la estratificación obtenida en un jig, entre estos se 
pueden señalar el tipo de lecho, distribución de la mena, distribución del agua, 
frecuencia, amplitud, etc. 
 
Según Gaudin, tres son los efectos principales que contribuyen a la estratificación en los 
jigs: 
 
a) Clasificación por caída retardada. 
b) Aceleración diferencial en el inicio de la caída. 
c) Consolidación intersticial al final de la caída. 
 
Acción de caída retardada. Si se considera una mezcla de partículas en una columna 
hidráulica, donde existen corrientes ascendentes en su interior, la fuerza de gravedad 
ejercida en las partículas será en dirección contraria a la fuerza producida por estas 
corrientes. Así, las partículas se dividen en dos categorías : aquellas en que la fuerza de 
gravedad es mayor que la impuesta por la corriente ascendente, y que por lo tanto sed 
acumularán en el fondo y las que, por el contrario, no tienen esta fuerza gravitacional, y 
serán arrastradas por la corriente. Estas partículas en sedimentación pueden aún chocar 
entre sí, alternando el régimen de caída libre para caída retardada. Este es el caso del jig. 
Debe recalcarse que la razón deseparación es mayor en condiciones de caída retardada 
que en caída libre. 
 
Aceleración diferencial en el inicio de la caída. Cada partícula tendrá al inicio de la 
caída un determinado valor de aceleración, que puede ser determinado por la ecuación: 
 
m dv/dt = mg – m”g – R(v) 
 
donde: 
 
m = masa de la partícula 
m” = masa del líquido desplazado 
g = aceleración de gravedad 
R(v) = resistencia del medio al movimiento de la partícula 
 
En el inicio del movimiento R(v) = 0, luego: 
 
dv/dt = (m – m”/m)g 
 
debido a que la partícula y el fluido desplazado tienen igual volumen: 
 
dv/dt = (1 – Df/Ds)g 
 
Ds y Df son las densidades del sólido y del fluido, respectivamente. 
 
Se puede apreciar que la aceleración inicial depende del valor de la densidad del sólido 
y del fluido. La distancia recorrida por las partículas en el jig depende mucho más de las 
aceleraciones iniciales (velocidades iniciales) que de las velocidades terminales. Esto 
significa que las partículas estarán más afectadas por la aceleración inicial que por su 
velocidad terminal, es decir, serán más afectadas por su densidad, que por su tamaño. 
Así, si se quiere separar partículas minerales pequeñas (pero pesadas) de partículas 
grandes (pero livianas), se necesita un jig de ciclo corto ya que en cada pulso un inicio 
de un nuevo periodo de caída. 
 
Consolidación intersticial al final de la caída. Las diferentes partículas de la misma 
especie o especies diferentes no recorren las mismas distancias durante cada uno de los 
periodos de la caída a que son sometidas. Ellas también alcanzan un estado de reposo en 
diferentes instantes. Existe un espacio de tiempo en que las partículas pequeñas están 
depositadas sobre el lecho de las partículas gruesas, las cuales están compactadas unas a 
otras, incapaces de moverse, mientras que las pequeñas están libres. Las partículas 
pequeñas se depositan en los intersticios entre las partículas gruesas, así, la 
consolidación intersticial permite que los granos pequeños, pesados, se muevan a través 
de los intersticios, inclusive después que el lecho inicie su compactación. La 
recuperación de las partículas finas depende de la duración del ciclo de consolidación. 
 
En la figura 3.2 se presentan los tres mecanismos básicos del jig aplicado a partículas 
esféricas. En la figura 3.3 se muestra el funcionamiento del jig Denver. 
 
En resumen, en el jig gran parte de la estratificación supuestamente ocurre durante el 
periodo en que el lecho está abierto, dilatado, y resulta de la sedimentación retardada, 
acentuada por la aceleración diferencial. Estos mecanismos colocan los granos 
finos/livianos arriba y los granos gruesos/pesados en el fondo del lecho. La 
consolidación intersticial, durante la succión, pone las partículas finas/pesadas en el 
fondo y las gruesas/livianas en la parte superior del lecho. Los efectos de impulsión y 
succión, si se ajustan adecuadamente, deben resultar en una estratificación casi perfecta, 
según la densidad de los minerales. En la figura 3.4 se presenta el efecto que produce el 
lecho abierto y el lecho cerrado en la separación del jig. 
 
La distribución de flujos y sólidos en el jig comprende básicamente tres capas : capa 
superior, capa rougher (desbastadora) y capa separadora. 
 
La capa superior es una capa transportadora, fina y fluida, responsable por el 
esparcimiento de la alimentación (de manera que todas las partículas alcancen la capa 
desbastadora) y por la rápida eliminación de lamas y otros materiales no deseados. La 
capa rougher (desbastadora), es aquella en la cual las partículas livianas son 
inmediatamente eliminadas para la capa superior y las partículas de densidad 
indeterminada son rápidamente pasadas a la capa separadora, la cual acepta y deja pasar 
las partícula pesadas y elimina los medios. En la figura 3.5 se muestran las diferentes 
capas en el funcionamiento del jig 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Figura 3.2. Los tres mecanismos básicos del jig aplicado para cuatro partículas 
esféricas. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Figura 3.3. Funcionamiento del jig Denver. 
 
 
 
 
 
 
 
 
Figura 3.4. El efecto que produce el lecho abierto y el lecho cerrado en la separación del 
jig. Lecho cerrado, solamente consolidación intersticial. Lecho abierto, las partículas 
grandes y pesadas pasan a través del él. 
 
 
 
 
 
 
Figura 3.5. Distribución de flujos y sólidos en el jig, mostrándose la capa superior, la 
capa rougher (desbastadora) y la capa separadora. 
 
 
 
 
Los lechos utilizados en el jig pueden ser de varios materiales y de formas diferentes. 
Los lechos pueden ser de bolas de acero, de hierro, de mena o de material con densidad 
intermedia. En general, se deben tener los siguientes cuidados: 
 • El lecho no debe tener una alimentación de partículas de tamaño inferior a la 
criba, ni de tamaño próximo a la dimensión de la abertura de ésta. • Un lecho formado por partículas grandes puede tener el inconveniente de no 
desplazarse cunado se produce un impulso ascendente, anulando el efecto de 
jigagen. • La altura del lecho, cuando es muy pequeña, puede producir un efecto de 
turbulencia que perturbará el movimiento alternado de impulsión y succión. De 
modo general, cuanto más fina es la alimentación, más espesa es la capa del 
lecho. 
 
En relación a la criba, la abertura mínima de ésta debe ser igual a dos veces el tamaño 
máximo de la partícula de la mena que se va a concentrar, para evitar el entupimiento de 
las aberturas. Se recomienda una abertura igual a tres veces el tamaño de la partícula 
mayor, entendida ésta como el tamaño de partícula cuyo porcentaje retenido acumulado 
sea 5 %. Las cribas son de acero, goma o poliuretano. 
 
Aplicaciones de los jigs. Actualmente, la mayoría de los jigs actúan en el tratamiento 
primario de menas de aluvión o placer y en la preparación de carbón. En el primer caso, 
la ley del mineral valioso es muy baja y muchas veces no es posible el levantamiento de 
balances de masa que permitan la determinación de la eficiencia del proceso. En el 
tratamiento de menas de estaño y oro, el tamaño máximo está normalmente entre 10 a 
20 mm, a pesar de ser remota la ocurrencia de materiales de estas dimensiones. En el 
tratamiento de carbón es posible la alimentación de partículas de hasta 200 mm, a pesar 
de ser común la remoción de partículas de tamaño superior a 50 mm. Otras aplicaciones 
de la concentración con jigs se presentan en el tratamiento de menas de estaño, 
manganeso, hierro. En la figura 3.6 se muestra un flow sheet de tratamiento de una 
mena de manganeso usando jigs. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Figura 3.6. Flow sheet de tratamiento de una mena de manganeso usando jigs. 
 
 
 
 
 
 
4. SEPARACIÓN EN CORRIENTES LONGITUDINALES 
 
 
4.1. Introducción 
 
 
Corrientes longitudinales aplicadas a partículas en sedimentación producen al 
movimiento de caída un movimiento longitudinal. Durante la sedimentación, las 
partículas trazan trayectorias diferentes de acuerdo con el tiempo a que quedan 
expuestas a las corrientes longitudinales. 
 
Las partículas mayores y de mayor peso específico tienen mayor velocidad de caída, y 
sedimentan en primer lugar, próximo al punto de la alimentación. Las partículas 
menores y más livianas sufren mayor acción de transporte longitudinal, y son 
depositadas más lejos. Otras partículas son depositadas de acuerdo con sus velocidades 
de caída, que dependen de sus tamaños y pesos específicos. Partículas de tamaños y 
pesos específicos diferentes pueden depositarse en el mismo lugar, si obedecen lo 
señalado anteriormente. 
 
En la separación por corrientes longitudinales son observados dos tipos de 
escurrimientos: el escurrimiento laminar y el escurrimiento en canaletas. Entre los 
principales equipamientos en los cuales la concentración se realiza en régimen de 
escurrimiento laminar, se destacan las mesas vibratorias, las espirales y los vanners. 
Además de estos equipamientos, se puede citar,entre otros, la mesa de Bartles-Mozley. 
Esta mesa, se emplea para la concentración de minerales finos (entre 100 micrones a 5 
micrones, pudiendo llegar, a 1 micrón) esta constituida de 40 superfícies planas 
superpuestas y espaciadas entre sí, siendo la alimentación distribuida igualmente para 
cada plano. En la figura 4.1 se muestra la meas de Bartles-Mozley. Por otra parte, la 
separación mediante régimen de escurrimiento en canaletas se presenta en canaletas 
simples, canaletas estranguladas y cono Reichert. 
 
 
4.2. Separación por Escurrimiento Laminar 
 
 
4.2.1 Mesas vibratorias 
 
 
Las mesas vibratorias son equipamientos de concentración que actúan a través de 
superficies con movimientos acelerados asimétricos, combinados muchas veces con el 
principio de escurrimiento laminar. 
 
En 1985 fue lanzada la mesa de Wifley que vino a constituirse en el principal modelo de 
mesa vibratoria. Efectivamente, solamente después de la constatación de su eficiencia el 
uso de la mesa fue propagado y surgieron nuevos modelos. En la tabla 4.1 se presentan 
los diferentes modelos de mesas Wilfley. Algunas de estas mesas vibratorias se 
muestran en la figura 4.1. 
 
 
 
Tabla 4.1. Modelos de mesas Wilfley. 
 
Modelo Flujo másico de sólido (kg/h) 
500 5 – 15 
800 5 – 30 
3000 100 – 800 
7000 500 – 2500 
8000 200 - 2500 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Figura 4.1. Mesas Wilfley. 
 
 
 
 
 
 
 
La mesa de Wilfley tuvo como principal modificación el cubrimiento parcial del tablero 
con “riffles” paralelos al eje longitudinal que posibilitó el tratamiento de la alimentación 
gruesa y aumentó su capacidad. Los “riffles” fueron introducidos con las siguientes 
finalidades: formar cavidades donde ocurra la formación de lecho y estratificación por 
acción semejante a la encontrada en el jig, ocultar las partículas pesadas para la 
transmisión de las vibraciones e exponer las partículas grandes y livianas al flujo 
transversal de agua de lavado después de la estratificación. La mesa Wilfley dispone de 
un mecanismo que proporciona un movimiento de vibración lateral diferenciado en 
sentido transversal al flujo de pulpa que causa el desplazamiento de las partículas a lo 
largo de los “riffles”. 
 
Los “riffles” tienen las siguientes funciones: 
 • Retener las partículas pesadas en el fondo. • Transmitir efectivamente la acción de estratificación del “deck” a la pulpa. • Tornar el flujo turbulento para producir la separación entre las partículas. 
 
Mecanismos de separación de la mesa vibratoria. Los mecanismos de separación que 
actúan en la mesa vibratoria pueden ser mejor comprendidos si se consideran 
separadamente la región de la mesa con “riffles” y la región lisa. Las partículas 
minerales alimentadas transversalmente a los “riffles”, sufren el efecto del movimiento 
asimétrico de la mesa, resultando en un desplazamiento de las partículas para adelante; 
las pequeñas y pesadas se desplazan más que las gruesas y livianas. En los espacios 
entre los “riffles”, las partículas se estatifican debido a la dilatación causada por el 
movimiento asimétrico de la mesa y por la turbulencia de la pulpa a través de los 
“riffles”, comportándose este lecho entre los “riffles” como si fuera un jig en miniatura 
– con sedimentación retardada y consolidación intersticial (improbable la aceleración 
diferencial) – haciendo que los minerales pesados y pequeños queden más próximos a la 
superficie que los grandes y livianos. Las camadas superiores son arrastradas por sobre 
los “riffles” por la nueva alimentación y por el flujo de agua de lavado transversal. Los 
“riffles” van disminuyendo de altura de modo que, progresivamente, las partículas finas 
y pesadas son puestas en contacto con el film de agua de lavado que pasa sobre los 
“riffles”. La concentración final tiene lugar en la región lisa de la mesa, donde la capa 
de material se presenta más fina. La resultante del movimiento asimétrico en la 
dirección de los “riffles” y de la velocidad diferencial en escurrimiento laminar, 
perpendicularmente, es el esparcimiento de los minerales. En la figura 4.2 se muestra el 
movimiento de las partículas en una mesa vibratoria, mientras que, en la figura 4.3. se 
presenta la estratificación vertical de las partículas entre los “riffles”. 
 
En relación al revestimiento del “deck” de la mesa, los diferentes materiales 
impermeables se han utilizado son: linóleo, goma natural, goma sintética, uretano, 
metano impregnado de zircón y fibra de vidrio. 
La mesa vibratoria se utiliza desde hace varias décadas, siendo un equipamiento 
diseminado por todo el mundo para la concentración gravitacional de menas y carbón. 
Es considerada de modo general el equipo más eficiente para el tratamiento de 
materiales con granulometría fina. Su limitación es la baja capacidad de procesamiento 
(menos de 2 ton/h), haciendo que su uso, particularmente con menas de aluviones, se 
restrinja a las etapas de limpieza. Es un equipamiento muy utilizado en la limpieza de 
concentrado primario o secundario de menas de oro libre y menas aluvionares. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Figura 4.2. Movimiento de las partículas en una mesa vibratoria parcialmente 
“riffleada” y una mesa vibratoria totalmente “riffleada”. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Figura 4.3. Estratificación vertical de las partículas entre los “riffles”. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Las variables de diseño de la mesa vibratoria son: forma de la mesa, tipo de material de 
la superficie de la mesa, forma y distribución de los “riffles”, profundidad de los 
“riffles” (altura de los “riffles”), sistema de aceleración y desaceleración, forma de la 
alimentación de la pulpa y distribución del agua de lavado. Por otra parte, las variables 
operacionales son las siguientes: inclinación de la mesa, porcentaje de sólidos de la 
pulpa alimentada, flujo de agua de lavado, posición de los cortadores de productos, 
frecuencia de vibración de la mesa y longitud del desplazamiento de la superficie de la 
mesa al vibrar. 
 
La capacidad de la mesa depende de la frecuencia, inclinación, cantidad de agua, 
características de la mena, densidades de las partículas útiles y de los estériles, forma de 
las partículas, granulometría de la alimentación. La capacidad varía de 5 ton/día 
(materiales finos) hasta aproximadamente 50 ton/día (materiales gruesos). Los 
consumos de agua serían los siguientes: 38-83 L/min (alimentación) y 11-45 L/min 
(lavado). El consumo de potencia medio por mesa es de 0,6 HP. 
 
El límite superior del tamaño de partículas minerales tratadas en las mesas vibratorias es 
de aproximadamente 2 a 3 mm (para carbón puede llegar hasta 15 mm), mientras que el 
tamaño mínimo de las partículas que se pueden concentrar en estos equipamientos es 
del orden de 75 micrones. Es necesario señalar que el tamaño mínimo de los materiales 
que se pueden tratar en una mesa es función del volumen de agua y del movimiento de 
la mesa, siendo esencial que las partículas sedimenten para que puedan ser recogidas en 
el concentrado. 
 
El porcentaje de sólidos en la pulpa alimentadas debe ser suficientemente bajo para 
permitir la estratificación y dilatación entre los “riffles”. Densidades de pulpa máximas 
típicas son del orden de 25 % para las arenas y de 30 % para materiales finos. 
 
Las características operacionales de las mesas vibratorias en etapa “rougher”, etapa 
“cleaner” y en el tratamiento de partículas finas y gruesas son las siguientes: 
 
Etapa rougher: más agua, más mena, más inclinación, golpes más largos, riffles 
completos. 
Etapa “cleaner”: menos agua, menos mena, menor inclinación, golpes más cortos, 
“riffles” parciales. 
Alimentación fina: menos agua, menos alimentación, mayor velocidad, golpes más 
cortos, “riffles” bajos. 
Alimentación gruesa: más agua, más alimentación, menor velocidad, golpes más 
largos, “riffles” altos. 
 
Las aplicaciones de las mesas vibratorias se podrían resumir en lo siguiente: 
 • Limpieza de carbón fino. • Tratamiento de óxidos de estaño (casiterita), tungsteno, tantalio, zirconio,cromo, minerales industriales y arenas, plomo, cinc. • Tratamiento de menas de oro libre y menas aluvionares. • Tratamiento de escorias y residuos. 
 
En las figuras 4.4 y 4.5 se presentan flow sheet de tratamiento de minerales en los 
cuales se utilizan mesas vibratorias. 
 
 
 
 
 
 
 
Figura 4.4. Circuito de lavado de carbón fino. 
 
 
 
 
 
 
Figura 4.5. Flow sheet de tratamiento de una mena de tantalio. 
 
 
 
 
 
4.2.2. Espirales 
 
 
El primer tipo de espiral Humphrey fue introducido en 1945. El principio básico se ha 
mantenido hasta la actualidad, pero con evoluciones considerables en cuanto al diseño 
y técnicas de fabricación. Los materiales de construcción empleados han evolucionado 
desde la madera y hierro fundido hasta el poliéster reforzado con fibra de vidrio, 
pasando por aleaciones, hormigón, goma, etc. 
 
Actualmente, la mayoría de los fabricantes construyen en poliéster reforzado con fibra 
de vidrio, con recubrimientos de poliuretano o goma, y este relativamente sencillo 
proceso de fabricación ha sido uno de los motivos del rápido avance en el diseño de 
estos separadores. Los mayores avances en el diseño han incidido en el perfil y paso de 
la espiral. El campo de aplicación se ha expandido principalmente, debido al desarrollo 
de espirales en las cuales el paso y el perfil cambian a lo largo de su longitud. 
 
Las espirales se dividen en dos tipos: espirales de múltiples retiradas y espirales de 
retiradas limitadas. La tecnología se está inclinando a la construcción de espirales con 
menos puntos de retiradas del concentrado, varias con un único punto en el fondo de la 
hélice. También el agua de lavado ha sido reducida e incluso en algunos casos ha sido 
eliminada. 
 
La espiral consiste de un canal helicoidal cilíndrico con sección transversal semi 
circular modificada. En la parte superior existe una caja destinada a recibir la 
alimentación en forma de pulpa. A medida que ella se escurre, las partículas más 
pesadas se encuentran en una faja a lo largo del lado interno del flujo de la pulpa y son 
removidas por aberturas localizadas en la parte más baja de su sección transversal. 
Existen dos aberturas para cada vuelta de la espiral. Estas aberturas están provistas de 
un dispositivo que permite guiar los minerales pesados para obtener la separación 
deseada, a través de una regulación conveniente. Cada abertura es conectada a un tubo 
colector central, a través de mangueras de tal forma que se juntan los materiales 
recogidos en las diferentes aberturas en un único producto. En el extremo inferior del 
canal existe una caja destinada a recoger los minerales livianos que no son recogidos 
por las aberturas. 
 
El principio de funcionamiento de la espiral es una combinación de escurrimiento 
laminar y acción centrífuga. Una vez en la espiral, los minerales comienzan 
inmediatamente a depositarse de acuerdo a sus tamaños, forma y densidades. Partículas 
de mayor peso específico se depositan casi inmediatamente. Una vez en contacto con la 
superficie del canal o próximo de ella, estas partículas son aprisionadas por una película 
de fluido adherente a la superficie. Esta película se mueve con velocidad mucho menor 
que el resto de la corriente fluida que contiene los minerales livianos y pequeños que no 
se depositaron. Como resultado, la pulpa se divide en dos partes distintas: la película 
fluida conteniendo los minerales predominantemente gruesos y pesados y el resto de la 
corriente, conteniendo los minerales pequeños y livianos y casi toda el agua introducida 
con la pulpa. La película fluida prácticamente no tendrá su trayectoria influenciada por 
la acción centrífuga y se moverá lentamente para el interior del canal donde será 
removida por las aberturas. Al contrario, el resto de la corriente fluida, libre de la acción 
de fricción con la superficie del canal, desarrolla una velocidad varias veces mayor, 
siendo lanzada contra la parte externa del canal, por la acción centrífuga. Así, la 
diferencia de las fuerzas centrífugas, actuando sobre las dos corrientes, causa una 
rotación transversal mientras ellas se mueven a través del canal. Esta rotación de la 
corriente actúa en el sentido de remover los minerales pesados en dirección a las 
aberturas y los minerales livianos para el interior de la corriente, de tal forma que 
adquieran trayectorias diferentes y se separen. En la figura 4.6 se muestra 
esquemáticamente la distribución de las partículas en la sección transversal de una 
espiral. 
 
En cada abertura donde se recogen los minerales pesados se adiciona transversalmente 
a la corriente una cantidad de agua suplementaria que tiene como finalidad suplir la 
pulpa de la cantidad de agua que se pierde en las aberturas e devolver a la corriente 
fluida las partículas no recogidas, para que sean reclasificadas. Esta agua recibe el 
nombre de agua de lavado y auxilia considerablemente el proceso. 
 
La concentración en espirales ocurre rápidamente. Una vez introducida la pulpa, 
posteriormente en las dos primeras vueltas se puede retirar un concentrado puro. El 
material recogido por las aberturas de las últimas vueltas puede ser retirado 
separadamente, pasando en este caso a constituir un producto medio. 
 
La espiral que ha sido largamente utilizada es la espiral Humphrey (introducida en 
1945), la cual es fabricada básicamente en dos modelos: el primero conteniendo 5 
vueltas, cuando se destina a las primeras etapas de concentración de menas de alto peso 
específico, o de 3 vueltas, para las etapas de purificación de estas mismas menas; el 
segundo conteniendo 6 vueltas, usada principalmente para la concentración de carbón 
fino, o menas de bajo peso específico. 
 
Un modelo conteniendo varias innovaciones fue desarrollado por la Mineral Deposits 
Limited de Australia: el concentrador espiral Reichert. Este equipo consiste de una 
hélice continua de fibra de vidrio, conteniendo revestimiento de poliuretano y goma en 
las regiones de mayor desgaste. Son fabricados diferentes modelos: el modelo 
convencional, conteniendo una hélice simple; el modelo doble, conteniendo dos hélices 
independientes que se enrollan en torno del mismo eje. El modelo doble presenta las 
siguientes ventajas: es aproximadamente 5 veces más liviano que los modelos de hierro 
fundido y ocupan la mitad del espacio ocupado por los modelos convencionales. 
 
Actualmente, las mejoras en los diseños de las espirales Reichert, junto con la 
utilización de nuevos materiales más livianos en su construcción, han permitido montar 
en una misma columna, una, dos, tres y hasta cuatro canales entrelazados alrededor de 
la columna de soporte del centro, formando lo que se conoce como espirales simples 
(“single”), gemelas (“twin”), triples (“triples”), etc. Pueden formarse bancos de 
espirales con hasta 8 columnas formando un módulo muy compacto. De este modo, 
pueden formarse unidades agrupando hasta 24 o 32 canales con capacidades del orden 
de 60 ton/h, y ocupando un espacio muy reducido. La relación capacidad/superficie 
ocupada es mucho más favorable que para otros equipos como mesas vibratorias, jigs, 
etc. El consumo de agua con el empleo de esas nuevas espirales se ha reducido 
considerablemente. Además, y ésta es la mayor innovación y ventaja, especialmente en 
cuanto a la flexibilidad de la operación, no poseen tomas de concentrado, por lo cual los 
productos obtenidos (concentrado, medios y relaves), son separados al final del canal 
mediante una cuchillas ajustables, lo cual simplifica notoriamente el control y operación 
del equipo. En la figura 4.7 se muestra un módulo de espirales. 
 
 
 
Figura 4.6. Sección transversal de una espiral mostrando la posición del concentrado, 
productos medios y relave. 
 
 
 
 
 
 
Figura 4.7. Módulo de espirales. 
 
A continuación se describen las principales características funcionales de las espirales: 
 • La capacidad de tratamiento de sólidos varía de 0,5 a 2,5 ton/h, la tasa más 
utilizada es 1,5 ton/h. El flujo de pulpade la alimentación depende de las 
características de la mena. Para materiales finos se aconsejan flujos de 50 a 60 
L/min; para materiales medios, 70 a 90 L/min y para materiales gruesos, entorno 
de 110 L/min. • El consumo de agua para cada espiral, incluyendo el agua de lavado, varía de 50 
a 110 L/min. Industrialmente, esta agua es normalmente recuperada y 
recirculada. Debe señalarse que la nueva generación de espirales no necesita 
aporte de agua de lavado (“waterless”), ya que funciona eficientemente sin el 
uso de esta agua. • El porcentaje de sólidos es de 20 a 30%, pulpas que contienen granulometría 
gruesa pueden operar con hasta 50% de sólidos. Sin embargo, las espirales más 
modernas pueden trabajar con porcentajes de sólidos superiores a los 
convencionales, 30 a 50%. • Los límites granulométricos de los minerales pesados contenidos en la pulpa 
deben ser de 8 mallas hasta 200 mallas. El tamaño de los minerales de bajo peso 
específico contenido en la pulpa no es crítico, pudiendo variar hasta 4 mallas sin 
perjudicar el desempeño. Cuanto más amplio es el rango granulométrico, menor 
será la eficiencia del equipo. Por otra parte, debe señalarse que la eficiencia de 
las espirales disminuye para granulometrías inferiores a 200 mallas. • La diferencia de pesos específicos entre los minerales útiles y los minerales de la 
ganga debe ser siempre mayor que 1,0 para que se obtenga una concentración 
satisfactoria. La eficiencia tiende a incrementarse con el aumento de los pesos 
específicos de los minerales pesados. • La forma o tamaño de las partículas puede influir de tal forma a la concentración 
que en ciertos casos, tratando minerales de pesos específicos muy próximos se 
puede alcanzar una buena separación. 
 
A menudo un proceso de concentración gravitacional, a similitud de los procesos de 
flotación, precisa de varias etapas de concentración: desbaste (“rougher”), limpieza 
(“cleaner”), afino (“recleaner”), barrido (“scavenger”). En la figura 4.8 se presenta un 
circuito de concentración gravimétrico con espirales en tres etapas. 
 
Las aplicaciones de las espirales serían las siguientes: 
 • Producción de un concentrado y un relave en una etapa solamente. • Producción de un concentrado final y el relave se trata en otro proceso. • Producción de un concentrado “bulk” de varios minerales pesados (la separación 
se realiza por otro proceso) y un relave final. • Tratamiento del material “scavenger” de otro proceso. • En un circuito cerrado de molienda, recuperando los minerales pesados y 
liberados. 
 
En cuanto a las menas y minerales que se pueden tratar mediante concentración en 
espirales, se pueden mencionar los siguientes: 
 
• Menas de hierro. • Minerales de arenas de playa. • Oro y plata • Cromita, tantalita, scheelita, barita, casiterita. • Minerales de plomo y cinc • Carbón 
 
 
 
 
 
 
 
Figura 4.8. Flow sheet de concentración gravitacional utilizando espirales en tres etapas. 
 
 
 
 
4.2.3. Vanners 
 
 
Los vanners son concentradores gravitacionales en húmedo que trabajan en régimen de 
escurrimiento laminar. 
 
Consisten de una correa sin fin, ligeramente inclinada en relación a la horizontal, y que 
recibe movimientos oscilatorios en el plano de la correa destinados a estratificar la 
pulpa. Esta agitación auxilia la sedimentación de los minerales de mayor peso 
específico para las capas inferiores próximas de la correa y aún ayuda a expulsar los 
minerales livianos para las capas superiores del flujo de la pulpa. Un movimiento lento 
contínuo de la correa para arriba, arrastra los minerales pesados en el sentido contrario 
de la corriente que contiene los minerales livianos en suspensión, de modo que se 
separen. Los minerales livianos son descargados en una canaleta , mientras que los 
minerales pesados continúan adheridos a la correa hasta que ella se introduce en un 
tanque que los recoge mediante un chorro de agua. 
 
Las correas son generalmente de 4 a 6 pies de ancho por 12 pies de largo. La velocidad 
de la correa es la principal variable de operación, normalmente se usa entre 22 a 80 
pulgadas por minuto. La inclinación puede variar entre 2 a 8 pulgadas en 12 pies. El 
número de vibraciones por minuto varía de 120 a 280. 
 
El tamaño de máximo de la mena no debe ser superior a 1 mm. El rango de tamaño 
ideal es de 0,01 mm a 0,25 mm. 
 
Actualmente, los vanners son equipos que están prácticamente en desuso. 
 
 
4.3. Escurrimiento en Canaletas 
 
 
4.3.1. Introducción 
 
 
El escurrimiento en canaletas se caracteriza por la existencia de una masa de partículas 
minerales en suspensión o arrastrada por una corriente de agua a lo largo de una 
canaleta, que está sujeta a fuerzas gravitacionales y de presión de la corriente, llevando 
a una estratificación por densidad. 
 
Es importante observar que este tipo de escurrimiento no se confunde con el 
escurrimiento laminar. En el escurrimiento en canaletas, las fuerzas de atricción y los 
mecanismos de adherencia entre partículas y superficie de arrastre, características del 
escurrimiento laminar, no tiene efecto significativo en la estratificación. También en las 
canaletas, los volúmenes de agua usados son considerablemente mayores y por 
consiguiente el régimen de escurrimiento es algo tumultuoso, muy diferente del régimen 
de lámina líquida observado en el escurrimiento laminar. 
 
 
 
 
4.3.2. Canaletas simples 
 
 
Las canaletas (“sluices”) son posiblemente los aparatos concentradores más primitivos 
que se conocen. Son usados principalmente para el tratamiento de menas aluvionares en 
los cuales el mineral valioso se encuentra libre en granulometría fina y la diferencia de 
su peso específico en relación al de los minerales de la ganga es grande. Su aplicación 
principal es en la concentración del oro, platino y casiterita. Generalmente son 
construidas de tablas y contienen el piso irregular para aprisionar los minerales pesados. 
El piso irregular se consigue desgastando el fondo, con tacos de madera, bloques, 
reglas, gradas, etc. Estos resaltos son llamados “riffles”, debido a su función de recoger 
de la corriente de agua los minerales pesados y transportarlos. 
 
La selección de la forma del “riffles” ideal depende de las necesidades de transporte, 
tamaño y cantidad de material valioso. Todas ellas son construidas en módulos que 
facilitan su instalación y su remoción. 
 
El tamaño de las canaletas es variable. Existen canaletas de 12 pulgadas hasta 10 pies de 
ancho por 6 pulgadas hasta 4 pies de profundidad. Presentan una inclinación que 
depende principalmente de los tamaños mayores de la alimentación y de la cantidad de 
agua disponible. Su largo depende de la fineza y del peso específico de los minerales 
valiosos y de la distancia que los minerales estériles deben ser transportados. El largo 
varía generalmente de 50 a 150 metros. 
 
La operación de las canaletas es intermitente. La alimentación se realiza por la parte 
superior y dura el tiempo necesario para saturar la canaleta. Posteriormente los “riffles” 
son desmontados y el material pesado es recogido. En el caso del oro, este material aún 
puede ser enriquecido en bateas. 
 
 
4.3.3. Canaletas estranguladas 
 
 
La canaleta estrangulada (“pinched sluices”) es una pequeña canaleta de paredes 
convergentes. En su forma elemental posee 2 a 3 pies de largo, estrechándose de 9 
pulgadas de ancho en la parte superior, hasta 1 pulgada en la descarga. La alimentación 
se realiza en la parte superior con pulpa que contiene 50 a 55 % de sólidos y se 
estratifica a medida que desciende por la canaleta. En el extremo de la descarga existe 
una placa formando un pequeño ángulo con la canaleta, que tiene como finalidad hacer 
que la pulpa se desparrame antes de alcanzar los cortadores. Estos cortadores 
interceptan el flujo fuera de la canaleta y lo dividen en los productos: concentrado, 
medios y relave. 
 
El rango granulométrico ideal para la alimentación de las canaletas estranguladas es 
inferior a 10 mallas y superior a 200 mallas.Las capacidades dependen de la 
granulometría que se va a tratar, variando de 0,5 ton/h para arenas finas hasta 2,0 ton/h 
para arenas más gruesas. Las variables operacionales son: la densidad de pulpa de la 
alimentación, la posición de los cortadores, la inclinación de la canaleta (en general 
entre 16º y 20º con respecto a la horizontal) y la orientación de la placa. 
 
Las canaletas estranguladas son construidas de metal liviano y revestidas en goma para 
soportar el desgaste. Son aparatos simples, baratos, livianos y ocupan poco espacio. 
 
En la figura 4.9 se muestra el concentrador Lamflo de la Carpco Research and 
Engineering, Inc., cuyo principio de funcionamiento es básicamente el de una canaleta 
estrangulada. El aparato está compuesto de tres canaletas, la primera y la tercera tienen 
paredes curvas, mientras que la del medio tiene paredes planas covergentes. Este 
concentrador fue desarrollado para el tratamiento de minerales pesados de arenas de 
playa, sin embargo también se aplica en la concentración de minerales de hierro y en la 
purificación de finos de carbón. 
 
Las principales características operacionales del concentrador Lamflo son: 
 • Tiene alta capacidad. Dependiendo de la granulometría del material, se puede 
trabajar con flujos de alimentación que varías entre 4 y 10 ton/h de sólidos. Los 
porcentajes de sólidos de la alimentación deben estar entre 56 a60 %. • Normalmente se opera con una inclinación de 15º respecto de la horizontal, sin 
embargo el ángulo puede cambiar dependiendo de las características de la mena 
a ser tratada. • El concentrador acepta partículas de hasta 2 mm en la alimentación, sin embargo 
el tamaño máximo inicial es del orden de 0,5 mm. Los tamaños inferiores deben 
ser de aproximadamente 0,04 mm y, en casos excepcionales, hasta 0,02 mm. 
 
 
4.3.4. Concentrador de cono Reichert 
 
 
El concentrador de cono Reichert (figura 4.10) es un concentrador que trabaja en 
húmedo, de alta capacidad, originalmente concebido en Australia como un pre-
concentrador de minerales pesados de arenas de playa. Los primeros estudios fueron 
desarrollados por la Mineral Deposits Limited, en los inicios de 1960. 
 
El elemento básico del concentrador es un cono construido de fibra de vidrio con 
revestimiento de goma en las zonas de mayor desgaste, midiendo 2 metros de diámetro 
y con inclinación de 17º. El sistema consiste de un montaje de conos, uno sobre otro, de 
tal forma que el cono superior queda encajado exactamente sobre el cono inferior, Son 
construidos conos dobles y conos simples. En los modelos dobles existe un cono 
superior y dos conos inferiores sobrepuestos. Este arreglo permite un aumento del área 
útil de separación dentro de la máquina sin aumentar la altura o la superficie del cono. 
El cono superior recibe la pulpa de una caja distribuidora existente en su parte superior 
y la distribuye alrededor de su periferia, alimentando enseguida el (los) cono (s) inferior 
(es). No hay efecto de concentración en el cono superior, el cual funciona distribuyendo 
la pulpa homogéneamente para el (los) cono (s) inferior (es). En el caso de los conos 
dobles, el cono superior presenta en su periferia un divisor de flujo destinado a distribuir 
igualmente la pulpa para los dos conos inferiores. El principio de operación es similar al 
de una canaleta. El flujo de pulpa, entretanto, no es restringido o influenciado por la 
acción de paredes, lo que generalmente ocurre en las canaletas. Mientras la pulpa fluye 
para el centro del (de los) cono (s) inferior (es) ocurre la separación. Las partículas más 
densas sedimentan más rápidamente y se desplazan en el fondo del film en dirección al 
centro, donde son removidas por una abertura anular. Las partículas más livianas son 
 
 
 
 
Figura 4.9. El concentrador Lamflo. 
 
 
 
 
 
 
Figura 4.10 El concentrador de cono Reichert. 
arrastradas por la corriente y fluyen sobre la abertura, siendo colectadas por un tubo 
central. La eficiencia de este proceso es relativamente pequeña y par obtener una buena 
separación, la operación debe ser repetida varias veces, repasándose el concentrado en 
otros conos. En la figura 4.11 y 4.12 se muestran las características de los conos 
Reichert. 
 
Varios arreglos de conos simples y dobles pueden ser usados. Generalmente los conos 
dobles operan en una etapa de desbaste y sus concentrados son sometidos a las etapas de 
limpieza en conos simples. Se puede también tratar los concentrados de los conos 
simples, para su purificación final en canaletas estranguladas. Estas canaletas (en un 
número de seis), son arregladas en forma radial debajo de los últimos conos simples. 
Próximo a la extremidad inferior de estas canaletas existen aberturas destinadas a 
recoger del film la parte de los minerales pesados. Los relaves de estas canaletas deben 
ser recirculados y los concentrados son reunidos en un único producto que es el 
concentrado final. En la figura 4.13 se presentan configuraciones comunes de circuitos 
que utilizan conos Reichert. 
 
Las principales características operacionales de los conos Reichert son: 
 • Alta capacidad. Funcionan normalmente con 65 a 90 ton/h de sólidos y en 
casos excepcionales, con 40 a 100 ton/h. Operan con pulpas de 55 % a 70 % 
de sólidos. • El consumo de agua en una planta depende de la ley de la mena a ser tratada. 
Menas conteniendo alto porcentaje de minerales pesados requieren 
porcentajes de sólidos más bajos y consecuentemente demandan mayores 
volúmenes de agua. La cantidad de agua varía de 20 a 35 m3/h. • Los conos aceptan partículas de hasta3 mm, a pesar de que los tamaños 
óptimos superiores deban ser entre 0,5 y 0,6 mm, y los inferiores entre 0,04 
y 0,05 mm. En casos excepcionales, se puede obtener una buena 
concentración con partículas de hasta 0,02 mm. La presencia de lamas en la 
alimentación aumenta la viscosidad de la pulpa, retardando la separación y 
reduciendo la eficiencia. En el caso de altos porcentajes de lamas se puede 
utilizar un ciclón deslamador antes de los conos. 
 
Algunas aplicaciones de los conos Reichert son: 
 • Concentración de minerales pesados de arenas de playas de bajas leyes. • Concentración de minerales de hierro. • Concentración de minerales de estaño. • Recuperación de minerales pesados (uranio y zirconio) de los relaves de 
flotación de menas de cobre. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Figura 4.11. Características operacionales de los conos Reichert. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Figura 4.12. Esquema de la distribución de flujos en el cono Reichert, mostrándose 
además el tratamiento del concentrado en canaleta. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Figura 4.13. Configuraciones de circuitos con conos Reichert dobles y simples. 
 
 
 
5. CONCENTRADORES CENTRÍFUGOS 
 
 
5.1. Introducción 
 
 
El uso de la fuerza centrífuga para aumentar la velocidad de sedimentación de partículas 
ha sido aplicada con éxito desde hace muchos años para la clasificación (centrífuga de 
sedimentación e hidrociclón) y filtrado (centrífuga de filtración). 
 
El uso de la fuerza centrífuga para mejorar la eficiencia de la concentración 
gravitacional de finos sería, de modo análogo, teóricamente posible, y fue motivada por 
la pérdida elevada de valores minerales asociados a las fracciones finas. La operación de 
los concentradores centrífugos se basa en el principio de aumentar el efecto 
gravitacional con el propósito de conseguir una mayor eficiencia en la recuperación de 
las partículas finas. 
 
Separadores centrífugos fueron desarrollados en la Unión Soviética en los años 50 y 
también fueron empleados en la China por veinte años para el tratamiento de relaves de 
menas de estaño y tungsteno. Solo después se prestó mayor atención al potencial de 
estos equipos en el Occidente. 
 
La utilización de concentradores centrífugos para el beneficiamiento de menas auríferas 
fue una novedad tecnológica introducida en la década del 80 en el Occidente. Fueron 
empleados inicialmente con menas aluvionares, posteriormentetuvieron su aplicación 
extendida a menas primarias. La versatilidad de los concentradores centrífugos incluye: 
 • Modelos de capacidad variable. • Porcentaje de sólidos en peso de la alimentación que varía de 20% a 40%. • Mayor posibilidad de recuperación de finos, si se comparan con equipamientos 
convencionales de concentración gravitacional. • Tienen un costo relativamente bajo de operación y de mantención. 
 
Estas características asociadas al costo relativamente bajo de la operación y de la 
mantención, pueden explicar la larga diseminación de ese tipo de concentradores en la 
industria minera a nivel mundial. Merecen destaque los concentradores centrífugos 
Knelson, Falcon, el jig centrífugo Kelsey y el concentrador Multi-Gravity Separator. 
 
 
5.2. Aplicaciones en Oro de los Concentradores Centrífugos 
 
 
Dependiendo de las características en que se presente el oro, los concentradores 
centrífugos se utilizan en las siguientes situaciones: 
 • Cuando los muestreos de un depósito aluvial indican presencia de oro libre. • Cuando las pruebas metalúrgicas han confirmado la presencia de oro libre en 
circuitos de roca dura. 
• Cuando se ha detectado la presencia de oro en las colas de los procesos de 
molienda. • Cuando se ha detectado una alta cantidad de oro en la carga circulante. 
 
Un concentrador centrífugo no debe usarse para recuperar oro en los siguientes casos: si 
el oro es refractario; si el oro está encapsulado; si el oro no se encuentra en su estado 
libre (a menos que la gravedad específica global de la partícula que contiene el oro es 
alta en relación a la ganga). 
 
En relación a los circuitos de concentración de oro, los concentradores centrífugos se 
aplican en los siguientes casos: 
 • En el tratamiento de un placer con oro aluvial. • En un circuito primario de molienda de roca dura. • En la recuperación de oro como subproducto en circuitos de molienda de 
minerales metálicos. • En la recuperación de oro de concentrados de flotación. • En la recuperación de oro de un retratamiento de colas. • En la recuperación de oro para elevar la ley del concentrado. • En la recuperación secundaria de oro y metales de alta gravedad específica como 
plata, mercurio y platino. 
 
 
5.3. El Concentrador Centrífugo Knelson 
 
 
5.3.1. Introducción 
 
 
En la década del 80 aparecieron una serie de equipamientos para el beneficio de 
minerales que utilizan la fuerza centrífuga para efectuar la separación de los minerales 
valiosos. El más conocido de ellos fue el concentrador Knelson, que en poco tiempo 
obtuvo gran aceptación en la industria minera. Debe señalarse que en el año 1998 había 
más de 2500 concentradores Knelson operando en recuperación de oro en el mundo. 
 
Algunas indicaciones generales respecto a los concentradores Knelson serían las 
siguientes: 
 • Los concentradores se fabrican desde tamaños de laboratorio hasta unidades de 
alta producción. • El concentrador recupera partículas de oro de tamaños que van desde ¼” hasta 
aproximadamente 1 micrón. • En estos concentradores el problema de compactación del mineral que pudiese 
originar la fuerza centrífuga, fue solucionado introduciendo agua a presión en el 
sistema, contrabalanceando la fuerza centrífuga en el cono de concentración. • Durante la operación de estos concentradores todas las partículas están sujetas a 
una fuerza equivalente a 60 g, que es lo que permite que el concentrador pueda 
recuperar partículas finas. 
 
 
 
5.3.2. Características y operación del concentrador Knelson 
 
 
El concentrador centrífugo Knelson (figura 5.1) consiste de un cono perforado con 
anillos internos y que gira a alta velocidad. La alimentación, que en general debe ser 
inferior a 1/4”, es introducida como pulpa (20-40% sólidos en peso) por un conducto 
localizado en la parte central de la base del cono. Las partículas, al alcanzar la base del 
cono, son impulsadas para las paredes laterales por la acción de la fuerza centrífuga 
generada por la rotación del cono. Se forma un lecho de volumen constante en los 
anillos, los cuales retienen las partículas más pesadas, mientras que, las más livianas son 
expulsadas del lecho y arrastradas por arriba de los anillos para el área de descarga de 
relaves en la parte superior del cono. 
 
El campo centrífugo en el concentrador varía con la altura del cono. Así, en los anillos 
inferiores, hay una tendencia a recuperar las partículas mayores del mineral de mayor 
densidad, en cuanto a los anillos superiores, donde el radio del cono es mayor (es decir, 
mayor fuerza centrífuga), allí los minerales más finos aún pueden ser recuperados. La 
compactación del material del lecho se evita por la inyección de agua a través de los 
hoyos en los anillos. El agua es alimentada a partir de una camisa de agua fija externa al 
cono. Esta agua fluidiza el lecho de concentrado permitiendo que las partículas más 
densas, inclusive finas, penetren en el lecho bajo la acción de la fuerza centrífuga, varias 
veces superior a la fuerza de gravedad. 
 
En la operación de los concentradores Knelson, la eficiencia del proceso es posible si se 
evita la compactación del lecho de partículas de ganga dentro de los espacios inter-
riffles, es decir, solamente si este lecho es mantenido dentro de un estado de 
fluidización apropiado. El procedimiento adecuado para la fluidización del lecho de 
partículas se puede realizar con un circuito hidráulico externo. El agua es inyectada 
dentro del cono a través de un ensamble de perforaciones, de aproximadamente 800 µm 
de diámetro, los cuales son practicados en forma tangencial en la pared del cono y a la 
misma altura dentro de cada espacio inter-riffles. Esta agua de contrapresión desarrolla 
una fuerza que una vez ajustada, permite contrarrestar la fuerza resultante, a la cual 
están sometidas las partículas del lecho dentro del cono que está girando, de ese modo 
se asegura la fluidización del lecho. El agua se inyecta en dirección opuesta a la rotación 
del cono, lo cual hace que las partículas continúen en movimiento y se concentren las 
partículas pesadas. En la figura 5.2 se muestra un corte del cono del concentrador 
Knelson con sus perforaciones. Los diferentes tipos de generaciones de conos que se 
han empleado en los concentradores Knelson, se presentan en la figura 5.3. 
 
Al final de un periodo de operación del concentrador Knelson, el concentrado que queda 
en los anillos es colectado y se retira por el fondo del cono. La duración del ciclo de 
concentración varía dependiendo de la aplicación que se esté realizando. Típicamente 
los tiempos de duración de un ciclo de concentración serían los siguientes: 
 • Concentración de material aluvial: 8 a 24 horas. • Concentración de minerales de oro de roca dura: 1 a 6 horas. 
 
Los parámetros operacionales generalmente más manipulados en el concentrador 
Knelson son el porcentaje de sólidos y la presión de agua de fluidización. La 
granulometría de la mena también es un factor importante a ser considerado; el límite es 
 
 
 
 
 
Figura 5.1. Concentrador Knelson. 
 
 
 
 
 
 
 
 
Figura 5.2. Corte del cono del concentrdor Knelson mostrando las perforaciones. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Figura 5.3. Diferentes tipos de generaciones de conos que han sido utilizados en los 
concentradores Knelson. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
de 6 mm, no habiendo límite inferior especificado (de acuerdo con los fabricantes). La 
razón másica obviamente debe ser también tomada en cuenta. 
 
 
5.3.3. Series de modelos de concentradores Knelson 
 
 
Las series de modelos Knelson que se ofrecen en el mercado, son las siguientes: 
 • Serie de descarga manual (MD). • Serie de descarga central (CD). • Serie de servicio pesado (XD). 
 
Los modelos de serie de descarga manual (MD). Son equipos de escala piloto y de 
laboratorio. Los modelos disponibles son: 
 • KC-MD 3 (50 kg/h; 1/6 HP). • KC-MD 7.5 (1000 kg/h; ¾ HP). 
 
El KC-MD 3 se ha convertido en el equipo estándar en los laboratorios, mientras que, elKC-MD 7,5 es un equipo empleado en estudios de investigación de minerales pesados, 
proyectos de tratamiento de desechos y como equipo para mejorar los concentrados de 
oro de baja ley. 
 
Los modelos de la serie de descarga central (CD). Éstas fueron las primeras unidades 
diseñadas para extraer el concentrado rápidamente, no en forma manual, y en un 
ambiente de completa seguridad. Los modelos que están disponibles son los siguientes: 
 • KC-CD 10 MS (2,5 ton/h; 1,5 HP). • KC-CD 12 MS (6 ton/h; 2 HP). • KC-CD 20 MS (25 ton/h; 7,5 HP). • KC-CD 30 MS (60 ton/h; 15 HP). 
 
Los modelos CD 10MS y CD 12MS son apropiados para los siguientes casos: 
concentración primaria, operaciones de bajo tonelaje, trabajos de pruebas a escala 
piloto, y reconcentración de concentrados primarios. Por otra parte, los modelos CD 
20MS y CD 30MS son adecuados para usos de producción, generalmente en 
operaciones aluviales, pero puede usarse en operaciones de molienda de roca dura en 
donde hay limitaciones de presupuesto y un ambiente de baja corrosión. 
 
Los requerimientos típicos de agua de fluidización en la serie CD utilizando los conos 
de concentración de la Generación-5 (G 5) son los siguientes: 
 
CD10: 3,4-4,5 m³/h 
CD12: 4,1-5,7 m³/h 
CD20: 7,9-13,6 m³/h 
CD30: 17,0-25,0 m³/h 
 
Los tamaños máximos de alimentación son los siguientes: 
 
Roca dura: -10 mallas (-1,7 mm) 
Placeres: -1/4 pulgadas (-6,4 mm) 
 
Los modelos de la serie de servicio pesado (XD). Estos modelos fueron incorporados 
en 1997. El concentrador Knelson de la serie XD representa uno de los últimos avances 
en concentración centrífuga. Estos equipos han sido desarrollados para soportar las 
exigencias de las condiciones más difíciles de operación. La serie XD incorpora varias 
características nuevas de diseño ofreciendo mayor capacidad y mejor recuperación en 
un modelo fuerte y compacto. Los modelos disponibles son los siguientes: 
 
KC-XD20 (25 ton/h; 7,5 HP) 
KC-XD30 (60 ton/h; 15 HP) 
KC-XD48 (150 ton/h; 40 HP) 
 
Los modelos XD son especialmente diseñados para cubrir la demanda en los ambientes 
de circuitos de molienda de roca dura. Sin embargo, son también apropiados para 
operaciones aluviales o para proyectos de retratamiento de relaves donde se presentan 
condiciones de acidez. 
 
En las figura 5.4 y 5.5 se presentan flow sheet de tratamiento de minerales aluviales y 
de roca dura, respectivamente, empleando concentradores Knelson. 
 
 
 
 
 
Figura 5.4. Flow sheet de tratamiento de oro aluvial empleando concentradores 
Knelson. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Figura 5.5. Tratamiento de minerales de oro de roca dura con concentradores Knelson. 
 
 
5.4. El Concentrador Centrífugo Falcon 
 
 
El concentrador Falcon consiste de un bolo cilíndrico -cónico que gira a alta velocidad 
en el interior de una camisa fija cuya función es colectar el relave. La pulpa se alimenta 
en el fondo del cono, es acelerada y se va estratificando a medida que asciende en el 
rotor. Dependiendo del tipo de modelos de serie del concentrador que se trate (Serie SB 
o Serie C), las partículas serán sometidas a 200 g o 300 g, y el proceso de concentración 
en el bolo se realizará de acuerdo a un procedimiento diferente, en forma discontinua o 
continua. 
 
El concentrador se utiliza en la separación de un gran número de materiales: minerales 
de hierro, sulfuros, carbón, tantalio, metales nativos como oro, plata, níquel, cobre, cinc, 
estaño, etc. 
 
 
5.4.1. Concentrador Falcon serie SB 
 
 
El concentrador Falcon serie SB (figura 5.6) se caracteriza por lo siguiente: 
 • Es un concentrador discontinuo. • Utiliza agua de fluidización. • Permite la recuperación de partículas muy finas, en algunos casos menores a 5 
micrones. • Con este equipo se obtienen concentrados de alta ley. • Se logran recuperaciones en peso de concentrado de cerca del 1%. • Permite la recuperación de partículas liberadas finas y ultrafinas. 
 
Las aplicaciones del concentrador Falcon modelo SB se pueden resumir en lo siguiente: 
 • Recuperación de oro libre, plata y platino. • Tratamiento de flujos de descarga o alimentación a ciclones en circuitos de 
molienda. • Limpieza de concentrados. • Retratamiento de relaves. • Tratamiento de materiales aluviares y placeres. 
 
Funcionamiento del concentrador Falcon serie SB. Estos equipos operan en 
discontinuo y ocupan una zona de retención de lavado en la parte superior del rotor, 
requiriendo de la adición de agua de proceso. Estas unidades pueden tratar partículas de 
hasta 6 mm, pero también son eficientes en la recuperación de tamaños finos. Las 
partículas que ingresan al equipo son sometidas a una fuerza de gravedad de hasta 200 g 
y son segregadas de acuerdo a su gravedad específica mientras se desplazan por la pared 
lisa del rotor. Las capas más pesadas pasan a la zona en que el concentrado queda 
retenido, que son las ranuras que presenta el equipo en la parte superior del rotor. La 
adición de agua a través de las ranuras presentes en la zona de concentrado permite que 
algunas partículas migren y sean retenidas solamente las más pesadas. Las partículas 
más livianas son eliminadas como relave por la parte superior del rotor. Cuando el 
concentrado ha llegado a alcanzar una ley adecuada, la alimentación se detiene por 
 
 
 
 
 
 
Figura 5.6.Concentrador Falcon modelo SB 2500 
 
 
aproximadamente 30 segundos. El rotor disminuye su velocidad y mediante presión de 
agua se lava en concentrado, el cual se descarga por la parte baja del rotor y es 
conducido a una canaleta. 
 
Tabla 5.1. Especificaciones de modelos Falcon SB. 
 
Modelo Capacidad de 
tratamiento de 
sólidos (ton/h) 
Motor (HP) Agua de proceso 
(m3/h) 
SB 40 0 – 0,25 0,5 0,24 – 1,2 
SB 250 1 – 8 3 1,8 – 2,7 
SB 750 5 – 47 10 6 – 9 
SB 1350 23 – 114 20 8 – 15 
SB 2500 42 – 206 40 15 – 24 
SB 5200 105 - 392 100 30 - 42 
 
 
 
 
 
5.4.2. Concentrador Falcon serie C 
 
 
El concentrador Falcon serie C (figura 5.7) se caracteriza por lo siguiente: 
 • Funciona en continuo. • No utiliza agua de fluidización. • Este equipo es utilizado cuando se requieren altas recuperaciones (etapas 
“rougher” y “scavenger”). • Se logran recuperaciones en peso de concentrado de cerca del 40%. • Es utilizado para maximizar la recuperación y disminuir la masa entrante a los 
procesos siguientes. • Son adecuadas para preconcentrar o retratar flujos, ya que no se emplea agua 
adicional de proceso y los concentrados producidos son efectivamente 
deslamados y desaguados (en torno de 70 % de sólidos en peso). 
 
Entre las aplicaciones del concentrador Falcon modelo C se pueden señalar las 
siguientes: 
 • Retratamiento de oro fino y sulfuros de relaves de flotación o cianuración. • Preconcentración antes de la cianuración para aumentar el rendimiento. • Retratamiento de relaves de tantalio y estaño fino. • Remoción de cenizas y sulfuros en concentración de carbón. • Retratamiento de hierro fino en relaves. • Preconcentración de depósitos de relaves de oro y plata. • Preconcentración y deslamado de depósitos de minerales pesados. • Preconcentración previa a la flotación o cianuración mediante remoción de 
partículas livianas no deseadas. 
 
Funcionamiento del concentrador Falcon serie C. Las partículas que ingresan al 
concentrador son sometidas a fuerzas de gravedad de 300 g y son segregadas de acuerdo 
a su gravedad específica mientras se desplazan por la pared lisa del rotor. Las capas más 
pesadas son recuperadas en forma continua controlando el flujo de descarga a través de 
toberas de abertura variable. El concentrador no necesita del uso de agua de proceso y 
además, no requiere de interrupción del flujo de alimentación ya que trabaja en forma 
continua. El concentrado producido estará deslamado y parcialmente desaguado. El 
relave se elimina por la parte superior del rotor. 
 
Tabla 5.2. Especificaciones de modelos Falcon C 
 
Modelo Capacidad de 
tratamiento de sólidos 
(ton/h) 
Motor (HP) 
C 400 1 – 4,5 10 
C 1000 5 – 27 20 
C 2000 20 – 60 40 
C 4000 45