Tratamiento mecánico de minerales: Preparación Mecánica - Marquina y Venaruzzo

Universidad Nacional del Comahue

Facultad de Ingeniería Asentamiento Universitario Zapala

- 1999 -

Tratamiento mecánico de minerales

y Tecnología de

procesamiento

Tomo 1

~ Preparación

mecánica ~

Ing. Marquina Herrera Pedro Pablo

Lic. Venaruzzo Jorge Luis

U.N.C. – Facultad de Ingeniería - Asentamiento Universitario Zapala – Tratamiento Mecánico de Minerales – Tecnología de Procesamiento – TOMO I - INDICE

Ing. Pedro Pablo Marquina Herrera –- Lic. Jorge Luis Venaruzzo

1999

i

TOMO I

INDICE

Introducción...............................................................................1 Referencias Bibliográficas....................................................................5 PREPARACION MECANICA Operaciones Unitarias Conminución..............................................................................6 Clasificación del Equipo de Trituración y Molienda..............................6 Trituradoras..........................................................................................6 Molinos Pulverizadores........................................................................7 Trituración Primaria...........................................................................8

Trituradoras de Mandíbula.................................................................9 Trituradoras Giratorias......................................................................18

Trituración Secundaria.....................................................................26 Trituradores tipo Symons..................................................................26 Trituradora de cono tipo Skoda.......... ..............................................29 Trituradores de rodillo.......................................................................30 Trituradores de Martillo.....................................................................33 Trituradores por choque o impacto...................................................35

Molienda en Seco..............................................................................36 Molinos de Martillos con clasificador Whizzer...................................36 Molino pendular de rolos y anillos.....................................................37

Molienda Húmeda..............................................................................38 Historia de la Molienda......................................................................38 Molinos Rotatorios o de Volteo..........................................................40

Características y tipos de molinos rotatorios o de volteo...................42 Cuerpos moledores............................................................................48 Revestimiento de los molinos............................................................49 Carga circulante.................................................................................51 PREPARACION MECANICA Operaciones Unitarias Clasificación de Minerales.......................................................56 Tamizado o Cribado Industrial............................................................56 Ensayo de Tamices............................................................................57 Tipos de Tamices o Cedazos.............................................................59 Cedazos Fijos....................................................................................59

Grizzly...............................................................................................59 Cedazo Curvado Dutch State Mines.................................................60

Tamices o Cernidores Rotatorios....................................................60



1999

ii

Cedazos Vibratorios..........................................................................61 Cedazos Vibratorios Inclinados.........................................................61 Cedazos Vibratorios Horizontales.....................................................62

Tipos de Superficies de Cribado.........................................................65 PREPARACION MECANICA Operaciones Unitarias Concentración de Minerales....................................................67 Principio de la Clasificación.................................................................67 Clasificación Mecánica......................................................................68

Clasificador DORR OLIVER..............................................................68 Clasificador AKINS............................................................................68

Clasificación o Separación por Vibración y Lavado (Jigging)......69 Rendimiento de un Jigg Mineral Denver...........................................72

Concentradores de Sacudica...........................................................72 Sluice................................................................................................72 Mesas Vibratorios Húmedas.............................................................72

Concentrador de Espiral... ...............................................................75 Hidroclasificador.. ............................................................................77 Separación en Medios Pesados o Medios Densos........................78

Separador Dyna Whirpool.................................................................79 Hidrociclón.........................................................................................81 Concentrador Knelson......................................................................85 Tratamiento de Arenas Auriferas.....................................................89 Concentración o separación por Métodos Magnéticos.................91

Aplicación Industrial...........................................................................92 Separador de Polea Magnética.........................................................93

Sedimentación...................................................................................94 Espesadores......................................................................................94

Filtración.............................................................................................99 Filtros a Presión.................................................................................99 Filtro de Vacío Intermitente................................................................99 Filtros Contínuos...............................................................................100

Filtros de Tambor Giratorio...........................................................100 Filtros de Disco.............................................................................101 Filtro de Banda Horizontal............................................................103 Filtros Tipo Larox.........................................................................104



1999

iii

DEDICATORIA

A todos los alumnos de la Carrera de Licenciatura en Tecnología Minera y Técnico en Planta y Análisis de Mena.

Para que estos apuntes les sirva de guía en los distintos tópicos que tratamos en una forma simple y práctica.

...los autores

U.N.C. – Facultad de Ingeniería - Asentamiento Universitario Zapala – Tratamiento Mecánico de Minerales – Tecnología de Procesamiento – Introducción

Ing. Pedro Pablo Marquina Herrera –- Lic. Jorge Luis Venaruzzo 1999

1

TECNOLOGIA DE PROCESAMIENTO DE MINERALES

INTRODUCCION La mena consiste en minerales metálicos valiosos y minerales de ganga. El procesamiento de minerales, algunas veces denominado tratamiento mecánico de mena, tratamiento mecánico de mineral, o molienda, es para nosotros llamado CONMINUCIÓN O MINERALURGIA. Esta es la etapa posterior a la explotación de la mena y la prepara para la extracción del metal valioso. Aparte de regular el tamaño del mineral, posteriormente hay operaciones físicas y procesos químicos de separación de los granos de minerales valiosos de los de ganga, para producir una porción enriquecida, o concentrada, que contiene la mayor parte de los minerales valiosos, y un descarte, estéril o colas, conteniendo predominantemente los minerales de ganga. La importancia del procesamiento de minerales es hoy reconocida, pero es importante reflejar que hace menos de un siglo, la concentración de minerales era a menudo simplemente una operación que involucraba técnicas relativamente simples de gravedad y clasificación manual realizado por los ingenieros en minas. El siglo 20 ha sido el generador del procesamiento de minerales como una disciplina profesional seria e importante y sin una separación, la concentración de algunos minerales y particularmente minerales metálicos, no sería rentable. Esto es una realidad, hoy en día la moderna tecnología es aplicada cuando el mineral valioso está finamente diseminado en la mena y no es posible una adecuada liberación de la ganga. En este caso puede ser ventajoso una combinación de técnicas químicas y de procesamiento de minerales, como es el caso de menas altamente complejas como son los polimetálicos, que contienen una mezcla de minerales económicamente importantes como cobre, plomo, zinc y metales preciosos. Sin embargo en la mayoría de los casos la energía consumida en la fusión directa o lixiviación de menas de baja ley, puede llegar a ser muy grande generando un costo prohibitivo. Comparado con estos procesos, los métodos de procesamiento hidrometalúrgicos químicos son baratos, y su uso es fácilmente justificado en el campo económico. Si la mena contiene importantes cantidades de minerales valiosos, es imprescindibles separarlos; de la misma manera si son minerales no deseados o estériles, los cuales pueden interferir con los procesos de refinamiento posteriores, cuya presencia implicaría un mayor consumo de energía y materiales, elevando significativamente los costos. El tratamiento mecánico de minerales es un preludio necesario mayoritariamente con menas no ferrosas, las ferrosas son estudiadas por la siderurgia. Sin embargo, comúnmente hay alto contenido de hierro en los depósitos minerales, en forma de sulfuros p.e. pirita, calcopirita etc. Existen dos operaciones fundamentales en el procesamiento de minerales la liberación, de los minerales valiosos de sus minerales de ganga, y la separación de estos, este último procedimiento es conocido como concentración. Otras operaciones están implicadas en el procesamiento de minerales y entre ellas está la clasificación de tamaños de la mena en las diferentes etapas del tratamiento, mediante el uso de cribas y clasificadores y el desaguado de las pulpas minerales, usando espesadores, filtros y secadores.

U.N.C. Asentamiento Universitario Zapala – Tratamiento Mecánico de Minerales – Tecnología de Procesamiento Introducción


2

La liberación de los minerales valiosos de los de ganga es cumplida por conminución, lo cual involucra compresión, y si es necesario, molienda, para obtener cierto tamaño de partícula donde el producto es una mezcla relativa de partículas limpias de minerales y ganga. La molienda es comúnmente el mayor consumidor de energía, la cual está por encima del 50% del consumo de energía del concentrador. Como esta operación alcanza la liberación de lo valioso de la ganga, es también la operación esencial para la eficiente separación de la partícula valiosa de la estéril y es comúnmente considerado como la llave de un buen procesamiento de minerales. En definitiva, para producir concentraciones limpias con pequeñas contaminaciones de minerales de ganga, es necesario moler lo suficientemente fino para alcanzar el grado de liberación adecuado de las partículas de las asociaciones de metales. Moliendo fino, sin embargo, incrementa los costos de energía y puede llevar la producción a partículas tan finas que no puedan ser tratadas, las cuales pueden perderse en las colas, sino se aplica un estudio metalúrgico completo.

Es necesario un íntimo conocimiento de la mineralogía y petrología de la mina si se quiere un eficiente proceso. No solo el conocimiento de la naturaleza de los minerales ricos y la ganga es necesario, sino también su textura. La textura se refiere a la agregación (tamaño), diseminación (distribución) y la forma de los minerales en la mena.

Toda planta de concentración debería estar equipada con un microscopio para la examinación de cortes finos y pulidos, los cuales pueden ser usados para predecir la molienda y los requerimientos de concentración, grados de concentración factibles, dificultades que pueden ser encontradas en la separación entre los minerales de valor y la ganga, dado por la asociación y la presencia como otros minerales, etc.

Fig. i Análisis Microscópico de un mineral

El análisis microscópico de las partículas de las colas, y otros productos

molidos, pueden producir mucha información de valor con respecto a la respuesta de tratamiento de la mena.

Después que los minerales han sido liberados de la ganga, la mena se somete a algún proceso de concentración que separa los minerales en dos o mas productos. La separación por lo general se logra utilizando alguna diferencia específica en las propiedades físicas (concentración gravimétrica) o químicas (concentración por



3

flotación e hidrometalurgia) entre el mineral valioso y los minerales de la ganga de la mena. Los métodos más importantes usados en la clasificación industrial son: 1. Separación dependiente de las propiedades ópticas y radiactivas, etc. Esto con

frecuencia era llamado clasificación, que comúnmente incluía la selección manual de las menas de alto grado, hecho hasta recientemente.

2. Separación dependiente de la diferencia de gravedad específica. Esto utiliza el movimiento diferencial de los minerales debido a su efecto de masa, usualmente en corrientes hidráulicas. Estos métodos declinan en importancia por su baja recuperación con relación a los métodos por flotación con espuma. Aún así ahora son cada vez mas usados debido al mejoramiento tecnológico que implica un aumento de la recuperación y a que son relativamente simples comparados con otros métodos. También tienen la ventaja de producir menos polución ambiental.

3. Separación utilizando diferentes propiedades superficiales de los minerales. La flotación con espuma, que es indudablemente el más importante método de concentración es efectivo por el grado de afinidad de los minerales por las burbujas ascendentes dentro de la pulpa agitada. Por acondicionamiento de la pulpa con varios reactivos, es posible hacer los minerales ricos ávidos al aire (burbujas) (aerofílicos) y a la ganga mineral ávidos al agua (aerofóbicos). Esto resulta en la separación por transferencia de los minerales ricos hacia las burbujas de aire que en forma de espuma flotan hacia la superficie de la pulpa y por asentamiento de la ganga o estéril que se descarga por la parte inferior de la máquina usada, llamada cola.

4. Separación dependiente de las propiedades magnéticas. Los separadores de baja intensidad magnética pueden ser usados para concentrar minerales ferromagnéticos, tales como la magnetita (Fe3O4), mientras que los separadores de alta intensidad magnética son usados para separar minerales paramagnéticos de las gangas. La separación magnética es un proceso importante en el beneficio de menas de hierro, pero también se le ha encontrado aplicación en el tratamiento de minerales no ferrosos paramagnéticos. Se usa ampliamente para separar wolframita ((Fe,Mn)WO4) paramagnética de la hematita (Fe2O3) de las minas de estaño, y se ha encontrado considerable aplicación en el procesamiento de minerales no metálicos, tal como los que se encuentran en los depósitos aluvionales.

5. Separación dependiente de las propiedades de conductividad eléctrica. La separación de alta tensión puede ser usada para separar los minerales conductivos de los no conductivos. Este método es interesante, desde que teóricamente representa el método de concentración “universal”, casi todos los minerales presentan una diferencia en la conductividad y por ello es posible separar al menos dos por este proceso. Sin embargo el método tiene aplicación limitada. Los minerales deben estar completamente secos y la humedad del ambiente debe estar regulada, dado que el movimiento de los electrones en los dieléctricos se lleva a cabo en la superficie y una pequeña capa de humedad puede cambiar su comportamiento. La gran desventaja de este método es que la capacidad de las unidades, económicamente es muy pequeña (cotran).



4

Algunas veces se usa el tratamiento térmico para hacer la mena mas apropiada para el procesamiento subsecuente. La tostación se usa para efectuar cambios químicos mas grandes, tales como la conversión de minerales de hierro no magnéticos a una forma ferromagnética. La calcinación se usa para descubrir los enlaces coloidales de los minerales de arcilla y descomponer los hidratos y carbonatos, facilitando el manejo y tratamiento de la mena.

En algunos casos, es necesario una combinación de dos o mas técnicas para concentrar económicamente una mena. La separación por gravedad, por momentos, es comúnmente utilizada para la separación de la mayor parte de la ganga, ya que es un proceso relativamente barato. Los concentrados por gravedad necesitan a menudo un aumento del grado de concentración, el cual se obtiene por técnicas de mayor costo, como lo es la flotación con espuma.

Para tener una idea gráfica global de lo que representa las operaciones y procesos que se llevan a cabo en el tratamiento de una mena, los diagramas de flujo (Flowsheet) son ampliamente usados.

Así, de manera esquemática, utilizando diagramas de bloques o imágenes pictóricas de la maquinaria, es posible ejemplificar secuencialmente las operaciones de conminución como es la trituración y molienda, operaciones de concentración, operaciones de transporte de sólidos (p.e. cintas) y fluidos (cañerías) con sus respectivos accesorios (p.e bombas, ciclones) y los procesos relacionados con la agitación y sedimentación (p.e. agitadores, espesadores, de lavado en contracorriente utilizados en la cianuración de oro); diferentes tamaños y formas de celdas de flotación, entre ellos las columnas; así como también procesos de lixiviación de minerales de cobre, extracción por solventes y electrodeposición. Finalmente en un diagrama de flujo es posible representar todos los procesos pirometalúrgicos (p.e. secadores, hornos, convertidores, etc.).

Es importante representar también todas aquellas operaciones que se deban llevar a cabo, para el control y resguardo de la contaminación ambiental, en lo que se refiere al tratamiento de polvos y colas.

Como conclusión, una mena es una acumulación de mineral en cantidad suficiente, que permita extraerlo económicamente y con excepción del hierro, podemos decir que existe una significativa reducción en el contenido metálico de las menas actuales, y en el futuro su disponibilidad estará condicionada al concepto de lo que constituya una mena comercialmente viable.

La tecnología introducida en la extracción metalúrgica y la incorporación de nuevos métodos hace que menas antes consideradas como incosteables, hoy puedan ser procesadas económicamente. Un ejemplo es el proceso de flotación aplicado a la extracción de minerales de cobre de hasta 0,5 %, juzgado como imposible. Otro ejemplo claro es la recuperación de cobre de las colas consideradas desechos por métodos de extracción por solventes. De hecho muchas plantas del mundo están reprocesando a gran escala antiguos depósitos de colas con baja ley, obteniendo sin embargo beneficio económico.

La ley de una mena, explotada y procesada dependerá de un sinnúmero de factores, muchos de los cuales son ajenos al tratamiento de este texto, pero



5

independiente de estos factores, debemos decir que una mena de baja ley será procesada en plantas de mayor capacidad que las menas de alta ley.

Esto quiere decir que es necesario procesar cantidades mucho mayores de mena para obtener la misma cantidad de mineral. Gran parte de la minería mundial hoy en día, explota menas de baja ley, en grandes volúmenes, aplicando tecnología de punta que tienda a reducir costos, como única manera de hacer económicamente rentable su emprendimiento. La finalidad de este texto, es dotar al estudiante de los conocimientos que hacen al tratamiento mecánico de minerales y al beneficio de los mismos, para que dispongan de una herramienta válida y tecnológicamente actualizada aplicable al campo profesional moderno.

Como complemento básico al tratamiento de menas, introduciremos un breve capítulo referido a la necesidad de estudiar la agregación (tamaño) y diseminación (distribución) de los minerales dentro de la mena, como parámetros esenciales que dan en la práctica la pauta real del diseño, desde el punto de vista de elección de métodos y equipamiento a utilizar.

Bibliografía: v TECNOLOGIA DE PROCESAMIENTO DE MINERALES. Tratamiento de Menas y Recuperación de

Minerales. B.A. Wills. Editorial Limusa. Noriega Editores. México. v MINERAL PROCESSING TECHNOLOGY. 5TH. Edition. An Introduction to the practical aspects of

ore treatment and mineral recovery. Barry a. Wills. Pergamon Press. Ltd.

U.N.C. – Facultad de Ingeniería - Asentamiento Universitario Zapala – Tratamiento Mecánico de Minerales – Tecnología de Procesamiento – Preparación Mecánica - Conminución


6

PREPARACION MECANICA

OPERACIONES UNITARIAS

CONMINUCION

Se denomina conminución a la reducción simultánea de los tamaños de un conjunto o género. La reducción dimensional es un paso importante en muchos de los procesos por medio de los que las materias primas se convierten en productos finales.

La explotación de canteras, las industrias de producción de metales y cementos hacen un empleo muy extendido de los procesos de reducción dimensional en gran escala y muchas industrias secundarias tales como la de la pintura, alimentación, industria farmacéutica, entre otras, la conllevan en algunas de sus etapas.

FINALIDADES DE REDUCIR EL TAMAÑO DE LAS PARTICULAS

1. Liberar las especies minerales valiosas de los estériles en su concentración, tal como ocurre en el tratamiento de los minerales metalíferos por flotación.

2. Incrementar el área de la superficie disponible para la reacción de la caliza con la sílice y otros minerales en el horno rotativo (clinker), o en la lixiviación de finos y arenas.

3. Producir partículas de mineral o roca dimensionada, de tamaño y forma requeridos por la industria y el procesamiento de minerales.

En el caso de la reducción de tamaño antes de la concentración, la extensión

o cantidad a que debe llegar la fracturación depende de la finura intermolecular o del tamaño natural del grano de las partículas aprovechables, determinado previamente mediante por un estudio de grado de liberación, en tamices, microscopio de barrido electrónico y difractómetro de Rayos X.

El tamaño natural del grano puede variar en un mineral en diferentes partidas. Los procesos de reducción dimensional generalmente se llevan a cabo en varias etapas y en determinadas máquinas.

CLASIFICACION DEL EQUIPO DE TRITURACION Y MOLIENDA

TRITURADORAS

v Trituradoras de Mandíbula: Los tipos comunes son la BLAKE o de doble toggle y la DODGE. El primero para alta producción sin atascamientos y el segundo



7

para baja producción con servicio intermitente y alta relación de reducción; existiendo un tercer tipo que es la universal de toggle simple.

v Trituradoras Giratorias: Sustituyen a las de mandíbula como trituradoras primarias, fabricadas por Traylor Fuller, Allis Chalmers, Norberg, entre otros, para grandes producciones mineras.

v Trituradoras Cónicas o de Cono: Este es un tipo de triturador giratorio. Los hay de reducción gruesa y fina, tipo Symons Standart y Symons Short Head.

v Trituradoras de Cubeta: Comúnmente conocido como el molino chileno. Son molinos con ruedas o muelas verticales que pueden funcionar en seco o en húmedo.

v Trituradoras de Rodillo: De rodillo liso para materiales duros y blandos y rodillos dentados para materiales blandos.

v Molinos Rotatorios: conveniente para trituración de minerales blandos, como lo es el molino pendular.

v Trituradoras de Martillo: De construcción robusta con placas rompedoras, fuertes martillos y descarga en parrilla de barras o chapa perforada.

MOLINOS O MOLINOS PULVERIZADORES

v Molinos de Bolas: La longitud igual al diámetro con grandes bolas para la molienda intermitente.

v Los molinos de guijarros o autógenos: Que no tienen carga de bolas y usan el mismo mineral grueso para la reducción de tamaño en la primera etapa de molienda. Existen de diferentes medidas.

v Los molinos de bolas, con piedras y guijarros: funcionan con material húmedo o seco y se denominan molinos semi autógenos.

v Los molinos a barras o cabillas: producen un mínimo de finos o arenas, pueden funcionar con material húmedo. La longitud es el doble del diámetro. En la última etapa del procesamiento para flotación y cianuración, se usan molinos a bolas ya que son los que dan la finura necesaria para estos procesos. Generalmente se utilizan en un circuito de remolienda al que sigue la flotación en columna para obtener la máxima recuperación del concentrado.

v Los de tubo y de compartimentos: son de longitud mayor que el doble de su diámetro. El molino de compartimentos, es un tubo dividido en zonas con bolas de diámetro decreciente a partir el extremo de la alimentación. Ejemplo: Cementera Patagónica que funciona en seco. Estos molinos en las empresas mineras operan frecuentemente en circuito cerrado con clasificadores de tamaño, que pueden ser mecánicos o hidráulicos como hidrociclones tipo Krebs.

v Molinos de Rodillos y Anillos: Generalmente comprenden clasificación por aire y se les adapta el secado mientras se muele. Puede girar el anillo o bien los rodillos. Los rodillos se mantienen contra el anillo por la presión de resortes o fuerza centrífuga, ejemplo el molino pendular que describimos en la molienda micronizada en seco, que alcanzan hasta 400 mallas de finura.



8

RESUMIENDO Diremos que la separación debe ir precedida de la liberación de las especies

minerales de una mena, por lo menos, hasta un grado en que puedan separarse en fracciones valiosas y carentes de valor.

A continuación se describe la reducción de tamaño en las diferentes etapas:

1. TRITURACION PRIMARIA: Para reducir los trozos mayores a fragmentos de 60

a 30 mm. Las máquinas que lo efectúan se llaman trituradoras, quebrantadoras o machacadoras, usándose recientemente las trituradoras de cono primarias de gran capacidad que reducen desde 1400 mm a 200 mm (GR 7).

2. TRITURACION SECUNDARIA: Que reduce los géneros quebrantados a tamaños

superiores a 1 mm a los que comúnmente se denomina granzas, granallas o arenas. Las máquinas se llaman trituradoras secundarias, aunque en la industria minera existen circuitos con trituración terciaria, que es el acoplamiento de una máquina más para ayudar a esta reducción de tamaño, como ejemplo el uso de una trituradora cónica stándar para el circuito secundario y una trituradora cónica cabeza corta para el circuito terciario.

3. MOLIENDA O PULVERIZACION: Que reduce las granzas, granallas y arenas

hasta un límite de polvo impalpable. Las máquinas se llaman molinos pulverizadores o molinos rotatorios de volteo. La idea de finos y gruesos se refiere, a los géneros obtenidos en la trituración para los gruesos y a la molienda para los finos.

TRITURACION PRIMARIA

La trituración primaria se realiza en máquinas que toman el todo uno de la mina o cantera, siendo por ende la primera etapa de la reducción de tamaños.

Los métodos de fragmentación de la roca deben considerarse tanto en lo que respecta al modo de producir la fuerza necesaria como al de aplicarla al trozo de roca. Además debemos señalar que el método de trasladar el material por la zona de fragmentación es importante, porque influye sobre el tamaño del producto y sobre la capacidad de la máquina. También sabemos que suele ser más difícil romper trozos grandes que partículas pequeñas y que si deseamos obtener polvo resulta más sencillo hacerlo por frotamiento. Todos estos hechos familiares constituyen los fundamentos de la fragmentación de la roca.

Primer caso la trituración, en que las rocas grandes exigen la aplicación de fuerzas muy considerables para romperlas y por consiguiente las trituradoras se construyen de tal modo, que dichas rocas estén apoyadas en los extremos y sometidas a esfuerzos centrados cerca del medio.

Estos esfuerzos, se obtienen a partir de un tirón relativamente pequeño en la correa del volante o polea hasta convertirla en una fuerza tremenda en la superficie de la roca, mediante la multiplicación progresiva por una sucesión de palancas y cuñas.



9

Segundo caso, la molienda, en la que si a este mismo trozo grande de roca hay que pulverizarlo las fuerzas necesarias para efectuar la fragmentación final de los granos de arena, tomados uno a uno, son relativamente pequeñas, pero su número muy elevado. En este caso se utiliza la fuerza de gravedad o la centrífuga sin ninguna multiplicación y al aplicarla a la superficie directamente se consigue la multiplicación del esfuerzo.

TRITURADORAS DE MANDIBULA El espacio en V que separa a las mandíbulas esta abierto en su parte superior

para recibir la alimentación y por abajo para descargar el producto fragmentado, por lo que el género entra, circula y sale en virtud únicamente de la fuerza de la gravedad.

Como podemos observar en el dibujo la trituradora de mandíbula tipo BLAKE tiene una zona de trituración A que es el espacio en forma de cuña entre la mandíbula móvil C y la fija B, y dos paredes fijas D (costillares). Todas ellas recubiertas dado su desgaste por forros de placas recambiables.

Fig 1: Quebrantadora Blake

El resto de la máquina comprende una concatenación multiplicadora de

fuerzas y un bastidor robusto, pesado y rígido que soporta todos los elementos móviles y las reacciones obligadas de los órganos que aplican las fuerzas de trituración a la roca.

En la figura vemos que al actuar sobre la polea E la fuerza de la correa motriz P, aplicada incesantemente, acciona una palanca continua cuyo fulero (punto de apoyo) es el centro del eje motor F (que figura en la figura como la prolongación de los diámetros F y F1). El brazo resistente G de esta palanca es la distancia radial



10

Concatenación de fuerzas de una quebrantadora Blake.



11

desde el centro F hasta el de la excéntrica H que forma parte integrante de F. La excéntrica es en efecto una cuña curva que entra forzada por la palanca E, F, G entre la cara exterior del eje F (representado por F1) y la cara interior, y del cubo de la biela J. De este desarrollo salta a la vista que, impulsada de modo continuo hacia la derecha determina que J oscile verticalmente por consiguiente se transforma el movimiento rotatorio de E en otro fundamentalmente lineal y alternativo del extremo interior I, y al mismo tiempo se multiplica la fuerza P3 por la relación de la mitad de su longitud media a la excentricidad.

La fuerza resultante P4 se transmite por J1 en el pie de la biela al otro extremo de la placa reostra (toggles) anterior L1, que actúa como gozne (bisagra) del par de placas de reostra L1 y L2. Los extremos exteriores de estas dos placas se encuentran encastradas en la mandíbula móvil C' y la pared posterior DR del bastidor principal respectivamente y se mantienen en posición por la tensión del resorte K' que se transmite a través de la varilla K desde DR a C. En efecto las Reostras o Placas Fusibles actúan como lo haría una cuña curva N anexa en la figura 1 que se introdujera entre DR y el encastre de la reostra C'. Como la multipli-cación de la fuerza de semejante cuña es función inversa del ángulo formado por las caras en el punto de trabajo, se deduce que a medida que L1 y L2 tienden a alinearse lo que corresponde a una posición de C2 como punto de trabajo de N, la fuerza ejercida por L1 tiende a infinito, por lo tanto se deduce la angularidad de las palancas acodadas con J' que en la figura se encuentran en la posición más baja. Es tal que cuando H está en la posición superior L1 y L2 permanecerán aún considerablemente alineadas.

Fig 2: Encadenamiento multiplicador de fuerzas de una quebrantadora Blake

Además, para protección contra la aplicación de una fuerza excesiva sobre

DR por L2, J' es una pieza móvil que descansa en el punzón de acero endurecido O, que a su vez se apoya sobre una palanca de acero dulce Q, soportada por una sufridera que forma la estructura interna del pie de J. Si por presentarse un cuerpo no triturable en la zona de fragmentación C que no puede desplazarse hacia adelante cuando J se eleva; se embute y perfora Q y se interrumpe la concatenación de fuerzas.



12

Un medio más corriente para cumplir la finalidad consiste en escindir en dos las placa reostra posterior por un plano que forma un ángulo agudo con su longitud y unir ambas partes con remaches de tal modo que estas fallen cuando sobreviene un esfuerzo excesivo.

Un detalle importante es que la mandíbula actúa la mitad del tiempo sobre la roca, este inconveniente se obvia haciendo que la polea sea del tipo y peso de un volante y montando otro volante compensador en el otro extremo del eje motor.

Se llama abertura de admisión al área horizontal de la zona de entrada a la cual también se denomina con el nombre de boca. La abertura de descarga se conoce con el nombre de abertura de salida o garganta.

Otro tipo de quebrantadora es la DODGE, (Fig. 3 ) con el pivote en la base de la mandíbula móvil. Esta quebrantadora exige mucha energía, se atasca fácilmente por la invariabilidad de la salida y sufre frecuentes roturas.

Fig. 3 Esquema de Quebrantadoras Blake, Toggle simple o universal y Dodge. Hay otra trituradora en que la biela es horizontal y acciona directamente el

extremo inferior de la mandíbula móvil. Hay también máquinas de reostra única en la que la mandíbula móvil se mueve hacia adelante y hacia abajo ocupando una posición semejante a la de la biela de la figura 1., si se suprime la reostra delantera y se traslada hacia el eje principal la mandíbula fija hasta una posición adecuada para trabajar.



13

Esta máquina se conoce con el nombre de trituradora de toggle simple o universal. Los forros de las mandíbulas (liners) son de acero fundido o de fundición de hierro duro o de acero especial. De cromo o manganeso según la dureza del mineral, siempre recambiables.

La cantidad de finos producidos depende de la naturaleza del mineral, de la

abertura de salida de las mandíbulas, de la velocidad de trabajo y del grado de fragmentación que se desee.

La concatenación de fuerzas nos dice: que un número de elementos móviles sometidos a esfuerzos son soportados por el bastidor al que transmiten sus reacciones en diversos puntos. Las distintas piezas sufren esfuerzos diferentes: por compresión, tensión, cizallamiento transverso, rozamiento y abrasión de la superfi-cie.

Desde el punto de vista económico, la mejor máquina es aquella en que cada

elemento tenga la resistencia suficiente para soportar el mayor esfuerzo posible, con

la menor pérdida fuerzas y desgaste de energía. Las chancadoras pequeñas pueden

hacerse de material soldado. Las de mayor tamaño se prefieren con el chasis de

acero moldeado. La rigidez global del bastidor se logra de modo más completo fabri-

cando los extremos y los lados de una sola pieza. Sin embargo por razones de

espacio y peso se fabrica por partes abulonándose en sus extremos.

La mandíbula móvil y biela deben invertir sus movimientos con cada revolución es

decir de 100 a 300 veces por minuto según el tamaño de la trituradora.

El consumo de la energía exige que tenga el menor peso posible compatible con las

características de resistencia y rigidez. La mandíbula móvil esta cargada con una

biela simple apoyada en sus extremos con una carga semidistribuida pero

frecuentemente excéntrica.

Las reostras, placas fusibles o toggles, están sometidas a la compresión, para

cuya misión el hierro fundido es el material más barato. Los revestimientos o forros

de la zona de fragmentación y las placas laterales, se fabrican de fundición dura de

hierro para trabajos relativamente ligeros y de acero al manganeso para trabajos

duros (12%- 14%).

Los catálogos de los fabricantes contienen datos precisos sobre esto (como

podemos ver en el Mineral Processing Handboock Pag. 3- B-9 (Tabla 1), 3-B-15

(Tabla 2), y en la tabla 3 del mismo capítulo).



14



15



16

Los tamaños de las quebrantadoras de mandíbula se dan en función de la admisión y de la longitud de la abertura receptora (ambas en pulgadas o centímetros). Los tamaños industriales oscilan desde 7" x 10" (177.8 mm x 254 mm) hasta 66" x 84" (1676.4 mm x 2133.6 mm); y el peso correspondiente entre 2.7 Ton. y 270 Ton..

Las quebrantadoras más grandes pueden recibir trozos más pequeños pero no pueden triturarlos. La posición de cerrado mínimo suele ser generalmente del orden de la sexta a la octava parte de la admisión, pero son pocas las que trabajan con esta proporción de abertura, debido a las limitaciones que imponen tanto la resistencia como el ángulo de agarre o pellizco (NIP).

Fig. 4 Angulo de Pellizco

En una quebrantadora de movimiento alternativo este ángulo de pellizco se define como el formado entre las caras convergentes en los puntos en que pinza un trozo dado de roca. Si las caras tienen elementos rectos el ángulo de pellizco es el mismo a cualquier profundidad de la zona de trituración.

Los ángulos de pellizcos en quebrantadoras alternativas ordinarias raras veces exceden de 24 grados y con géneros excepcionalmente escurridizos los ángulos disminuyen a 18 grados. Fig. 4.

En otras palabras, la experiencia para géneros húmedos e incluso congelados tal como deben tratar las quebrantadoras primarias, es preciso contar con ciertas condiciones para lograr el pellizco.

Se sugiere al estudiante, la utilización de las tablas correspondientes para seleccionar la capacidad y la potencia de las quebrantadoras de mandíbula.

Para salvar las irregularidades posibles en la magnitud de alimentación se acostumbra a tomar como factor de seguridad un 10% a 15% de aumento de potencia. El índice práctico de consumo de energía en la trituración de caliza de dureza media es de 0.3 a 0.6 KW/h/m3 de material alimentado, para un peso volumétrico aparente de 1600 Kg/m3. (Densidad real 2.7 g/m3).



17

Los valores prácticos para el desmenuzamiento de un metro cúbico de material, en trituradoras de mandíbula de tamaño diferentes son:

de 1.1 a 2.2 Kw/h En trituradores pequeños. de 0.75 a 1.1 Kw/h En trituradores medianos. de 0.35 a 0.75 Kw/h En trituradores grandes.

Como hemos visto en las tablas, la elección de las dimensiones de la boca de la trituradora depende del tamaño de la roca y guarda relación con el contenido de la cuchara de la pala cargadora . El tamaño de la roca determina el tamaño de la salida de ésta o grado de reducción. Estos factores se han de ajustar con la relación aproximada de: la capacidad de la cuchara de una excavadora o pala cargadora de 0.5 m3 que guarda relación con la boca de una trituradora de 24" x 31.5" (600 mm x 800 mm). De la misma manera una cuchara de 1.00 m3 con una trituradora de 900 mm x 1000 mm. Existen diferentes formas dentadas para las mandíbulas de estas trituradoras, así para la trituración de materiales frágiles, duros, o de dureza mediana se aplican dentados como los de la figura A, el ángulo del diente es de 90 a 100 grados. Para materiales muy duros y en trozos gruesos el dentado a de ser onduloso como la figura B o de ángulo más abierto, 100 a 110 grados. Para materiales de gran tamaño y muy duros se utilizan blindajes cuyos dientes están separados. Figura C.

Fig. 5 Diversas formas de dientes de Placas de Blindajes de Trituradoras de Mandíbula

En el desmenuzamiento preliminar se utiliza con éxito dientes de altura

sobredimensionadas sobre 3 o 4 dientes, con lo que se evita que no se produzcan

trozos planos o en formas de agujas (lajeado). Ver figura 5.

Según la dureza Brinel del material, las placas de blindaje tienen una vida de 850 a

1000 horas de explotación. Se considera también un desgaste específico de 20 a 45

gramos de acero por tonelada de material tratado.



18

REGULACION DE LA ABERTURA DE DESCARGA DE LA TRITURADORA DE MANDÍBULA Para trituradoras de gran capacidad se acostumbra cambiar las medidas de

las placas fusibles de tal manera que permitan aumentar o disminuir la abertura de

descarga. En las pequeñas y medianas trituradoras existen diversos métodos de

regulación, siendo el más usado el que consiste en un sistema de cuñas deslizables

que permiten acercar o alejar la mandíbula móvil de la fija ajustando así la abertura

de descarga.

En trituradoras modernas, el ajuste se hace mediante sistemas hidráulicos.

TRITURADORAS GIRATORIAS PRIMARIAS

En la actualidad, la mayoría de los megaproyectos mineros, se han inclinado

por el uso de estas máquinas.

Estas se consideran esencialmente como una de mandíbulas que envuelve

simétricamente un eje vertical que pasa por la mandíbula giratoria. La principal

desventaja de esta transformación es la pérdida forzosa de la junta de

arrostramiento en la concatenación multiplicadora de fuerzas.

Las ventajas son las siguientes:

A- Aumento considerable de la superficie de las bocas de carga y descarga, con el

consiguiente aumento de la capacidad.

B- Reducción notable en el peso de la máquina por unidad de capacidad,

conseguida por la simetría.

C- Reducción correspondiente del consumo de energía.

D- Eliminación de la intermitencia en la trituración.

Como se puede observar en la Figura 6, la quebrantadora esta constituida por una

zona de fragmentación anular en forma de cuña A, una concatenación multiplicadora

de fuerzas constituida por tres palancas y una cuña y un bastidor principal para dar

fortaleza al punto de apoyo y a la cuña y resistir las fuerzas de trituración.



19

Fig. 6 Trituradora Giratoria Primaria

La concatenación para la multiplicación de fuerzas corresponde por orden: una polea

B, un eje C y un piñón cónico D que constituyen una palanca de tipo continuo. El

engranaje cónico E (corona) y el manguito excéntrico F, que constituye una segunda

palanca y una cuña continua accionada por éste y por último el eje G, accionado por

F suspendido del fulcro H y trabajando a través del cono triturador I, sobre la roca en

la zona A, que es empujada contra los cóncavos J los cuales a su vez se apoyan en

el bastidor principal o araña K. La palanca adicional es la multiplicación de la fuerza

al faltar la junta de arrostramiento, pero carece de la correspondiente actitud para

aportar una fuerza virtualmente infinita como lo hace la junta de arrostramiento en la

quebrantadora de mandíbula.

El nombre de giratoria procede del hecho de que mientras el eje del cono gira

alrededor del eje del bastidor engendrando una superficie cónica, el cono gira a su

vez sobre su propio eje impulsado por el arrastre producido por el rozamiento.



20

Cuando la zona de trituración está vacía, la rotación se verifica en el mismo

sentido que la revolución, mientras que durante la operación de trituración se verifica

en sentido opuesto, sin embargo la rotación no es un movimiento activo y no

desempeña un papel esencial en la operación de trituración.

El tamaño de las trituradoras giratorias se expresa por su admisión en

pulgadas o centímetros. Los tamaños de estas industriales oscilan entre 5" y 72"

(125 mm y 1840 mm). En la actualidad existen trituradoras de tamaños aún mayores.

La capacidad de una quebrantadora giratoria viene a ser unas 2.5 veces la de

una de mandíbula de la misma admisión siempre que se trate del mismo tipo de

roca.

La razón de reducción es aproximadamente la misma que la de mandíbula.

Las toneladas de reducción por CV/hora es 1.75 mayor que la de la quebrantadora

de mandíbula.

De las cifras anteriores se deduce que una quebrantadora giratoria es

siempre la de funcionamiento más económico.

Una regla bastante general de elección es la de escoger una quebrantadora

de mandíbula siempre que: con la boca necesaria tenga la capacidad que se desee.

Si se precisa mas de una quebrantadora de mandíbulas debemos escoger una de

tipo giratorio, ya que cada quebrantadora primaria requiere la atención de un

operario; por otra parte si hay limitación de altura disponible o si se precisa una

resistencia excepcional, la selección suele recaer sobre la quebrantadora de

mandíbula aún tratándose de quebrantadoras grandes.

Las trituradoras giratorias se comercializan por los fabricantes Traylor Fuller,

Allis Chalmers, Nordberg, Svedala, Krupp, en las que el cono triturador y el anillo

cónico de trabajo están dispuestos en oposición. Mas referencias sobre estas

máquinas pueden observarse en las siguientes tablas.



21

Tabla 4. Datos de fabricantes de Trituradora giratoria primaria eje corto.



22

Tabla 6. Selección de una trituradora giratoria primaria en base a la boca de alimentación

Fig. 7 Trituradora Giratoria Primaria en operación



23

Fig. 8 Trituradora Giratoria Primaria 54” x 74” en mina subterránea El Teniente – Codelco - Chile



24

La diferencia entre un triturador giratorio primario y uno secundario tipo SYMONS, en cuanto al cono y al cóncavo esta dado en que en las secundarias, el cono triturador y el anillo cónico están dispuestos en el mismo sentido. Ver Figura 9.

Primaria Tipo Traylor Secundaria Tipo Symons Fig. 9

REGULACION DE LA ABERTURA DE SALIDA Para fijar la abertura de salida, cuya dimensión crece por desgaste, debido al

rozamiento de los blindajes o bien cuando sea necesario para conseguir granulometrías de características diversas; el eje principal del triturador, según el tamaño de este, se puede desplazar verticalmente de 150 a 280 mm. Esto se consigue: 1- Por rotación de una tuerca dispuesta en la parte superior del dispositivo de suspensión del eje de trituración, lo cual implica cierta inversión de tiempo. 2- Mediante un dispositivo hidráulico de elevación, se alza o desciende eje de trituración. Esta manipulación dura aproximadamente un minuto.

CARACTERISTICAS GENERALES Los trituradores giratorios primarios ofrecen de dos a tres veces, los caudales

correspondientes a los caudales de mandíbulas, de iguales dimensiones de boca y abertura de salida. El triturador giratorio no tiene movimiento vacío alguno y trabaja ininterrumpidamente durante el movimiento circular de su eje. Medido por el consumo de energía el caudal del triturador giratorio por Kw/h es de 1.5 a 1.6 el del triturador de mandíbula. En trituradores de tamaño mediano tal valor corresponde a 1.3 hasta 1.4 y para los de grandes dimensiones 2.1 a 3.6. Esto explica que se empleen trituradores giratorios cuando se tratan de alimentarlos con trozos de dimensiones grandes. En los trituradores giratorios nunca aparecen trozos planos (lajeados).

Los trituradores giratorios tienen un grado de desmenuzamiento desde a 7:1

hasta 15:1. La capacidad de caudales posibles llega hasta 5000 Ton/hora hasta 8400, cmo es el caso de Bajo de la Alumbrera. para aberturas de salida de aproximadamente 20 cm.

El triturador giratorio primario no necesita dispositivo especial alguno para su

alimentación. El material que se ha de triturar se puede arrojar directamente generalmente por dispositivo de vuelco de grandes camiones a la boca del triturador.



25

CORTE ESQUEMATICO DE UN TRITURADOR GIRATORIO PRIMARIO



26

TRITURACION SECUNDARIA

TRITURADORES SECUNDARIOS TIPO SYMONS: En este tipo de trituradores de cono y cóncavo o anillo cónico de trabajo,

estos están dispuestos en la misma dirección de la conicidad. Ver Figura 10.

Generalmente estos trituradores, se utilizan como trituradores secundarios y

aún como terciarios (estándar y cabeza corta respectivamente). La diferencia principal entre los trituradores giratorios primarios y los giratorios

secundarios consiste en que en los primarios el eje triturador está dispuesto como órgano suspendido y sólidamente unido por su parte inferior a un mecanismo excéntrico. En los trituradores secundarios el extremo superior del eje está conformado como plato dispersor, que recibe la alimentación (feed), y la distribuye a la cámara de trituración para ser desmenuzada en el espacio definido, entre el cono y el cóncavo o anillo cónico de trabajo, por compresión. Simultáneamente el material en trituración avanza hacia la abertura de salida. La distancia entre la superficie de trabajo va disminuyendo en dirección a la abertura de salida, la longitud de esta abertura se designa por L. Y la distancia mínima de la abertura de descarga por d (set). Con ello el material que abandona el triturador es desmenuzado hasta la dimensión d. y se cumple la condición de que todo el material ha de pasar por la dimensión más estrecha de la abertura. Esto significa que el tiempo que ha de invertir todo trozo de material en recorrer la longitud L. de la abertura de salida, ha de ser superior al que invierta el cono triturador en dar una vuelta alrededor de su



27

excéntrica. Esto hace que la velocidad de los trituradores SYMONS sea superior a la de los trituradores giratorios primarios.

DESIGNACION DEL TAMAÑO DE LOS TRITURADORES GIRATORIOS SECUNDARIOS Y SUS CAPACIDADES DE PRODUCCIÓN

Existen dos modelos de trituradoras Symons la standard para trituración secundaria y la Short Head para trituración terciaria. A tal fin, el tamaño de la trituradora se tabula en base al diámetro inferior del cono de trabajo. En las siguientes tablas podemos ver los HP consumidos, la abertura de la cámara de trituración y las capacidades en toneladas horas referidas al tamaño de descarga de la máquina.

Tabla 7. Capacidad de Trituradoras de cono Symons Standard



28

Tabla 8. Datos de capacidades de Trituradoras de cono Symons Short Head



29

Fig. 11 Trituradora de cono Tipo SKoda



30

TRITURADORES DE RODILLOS El funcionamiento de los trituradores de rodillo, se basa en que consigue

situar el material que se ha de tratar entre dos rodillos cilíndricos rotatorios y por la presión que estos ejercen lo trituran. El tamaño del grano final depende de la distancia entre ambos cilindros, según el tipo de material que se ha de tratar. La superficie de los cilindros trituradores pueden ser lisos, con nervaduras o estar provistos de dientes. Según la dureza del material, las nervaduras están en la dirección del eje o perpendiculares.

FUNCIONAMIENTO DEL TRITURADOR A RODILLOS Uno de los rodillos de trituración está sólidamente fijado al armazón o chasis

del triturador, mientras que el otro cilindro, es desplazado horizontalmente mediante la presión ejercida por un resorte. El enlace elástico dado por el resorte es un dispositivo de seguridad frente a la presencia de material no triturable como pueden ser dientes de palas cargadoras, trozos de acero, etc.

Para impedir el rozamiento del material que se ha de triturar con los rodillos mediante su funcionamiento estos tienen la misma velocidad de rotación.

El accionamiento se realiza mediante motor y correas trapezoidales, con engranajes por ruedas dentadas sobre el rodillo fijo y este por diversos dispositivos de transmisión al rodillo móvil o desplazable. Hay construcciones en que cada uno de los rodillos va accionado por un motor individual. El grado de reducción varía entre 1:5 y 1:7. A los efectos de lograr un grado de partición mas elevado, con un solo triturador de rodillos, es decir para evitar la aplicación de dos trituradores separados se aplican dos o mas pares de rodillos dispuestos un par encima de otro. Ver figura 12.

Fig. 12 Esquemas de Trituradores de rodillos



31

SELECCIÓN DEL TRITURADOR A RODILLOS MEDIANTE TABLAS DE FABRICANTES

CAUDAL APROXIMADO DIMENCION

DE LOS CILINDROS DIAMETRO

POR LONGITUD EN PULGADAS

TAMAÑO DEL

MATERIAL TRITURADO

EN PULGADAS

MAXIMO TAMAÑO

ALIMENTADO

CAUDAL

EN (Ton/h)

R.P.M

POTENCIA EXIGIDA

(H.P)

GRADO DE

REDUCCION

36 x 14 36 x 16 42 x 16 42 x 18 54 x 16 54 x 20 54 x 24 54 x 30 60 x 24 20 x 30 72 x 20 72 x 24 72 x 30 72 x 36

¼ ¼ ¼ ¼

3/8 3/8 3/8 3/8 ½ ½ ½ ½ ½ ½

1 ¼ 1 ¼ 1 ½ 1 ½

2 2 2 2

2 3/8 2 3/8

3 3 3 3

30 35 40 45 55 65 75 95 90 115 85 100 130 155

100-150 100-150 90-120 90-120 70-95 70-95 70-95 70-95 65-85 65-85 50-75 50-75 50-75 50-75

35 40 50 55 65 70 75 85 90

100 100 100 125 150

5 5 6 6

5.33 5.33 5.33 5.33 4.75 4.75

6 6 6 6

Resultados obtenidos con material para triturar de 1.6 Ton/m3 de densidad volumétrica.

La velocidad periférica con que trabajan normalmente los cilindros está comprendida entre 60 y 360 m/minuto, llegando a veces a 450 m/minuto. El intervalo económico de reducción, está limitado por general a un producto que pasa entre los tamices N° 12 y N° 16 (1.86 mm. y 1.19 mm. Respectivamente).

Para triturar el material grueso, la velocidad de los cilindros debe ser menor que para materiales finos.

Con velocidades mayores se trituran materiales blandos y quebradizos. Con materiales duros, la relación de reducción de tamaño no debe ser mayor

a 4. Con trozos grandes de materiales duros, se obtienen mejores resultados con

razones de reducción de 3 a 2.5. Sin embargo para materiales de alimentación pequeña de un tamaño aproximado de 1/2 " a 1/4 " que pueda ser mordido por los cilindros, puede emplearse una relación de reducción de 8, sino tiene inconveniente la presencia de una cantidad apreciable de material fino.

La capacidad aumenta con la longitud y el diámetro de los cilindros. Cuando la separación entre éstos se mantiene bien llena, la trituración se realiza no sólo por la acción de los cilindros sino por la frotación entre las mismas partículas, esto se llama trituración por estrangulación. Ejemplo el molino a rodillos Krupp Polisius de Cementera Patagónica que hace la molienda previa al molino de bolas de compartimentos. En la trituración libre se alimentan los rodillos con una rapidez tal que cada partícula es triturada y pasada antes de que sea mordida la siguiente. La trituración libre produce una proporción mayor de tamaños gruesos y es por lo general más ventajosa, mientras que se recurre a la trituración por estrangulamiento



32

para obtener un producto fino, sino se encuentra otro tipo más apropiado de trituradora.

Para determinar las características de funcionamiento de los cilindros puede

emplearse el procedimiento siguiente, teniendo en cuenta que la capacidad es

influida por el carácter del material alimentado, la finura de reducción y la forma de

funcionamiento que se desee. La capacidad está en razón directa del ancho y la

velocidad periférica.

Para la trituración en rodillos primarios el diámetro debe ser mayor que el

ancho, en cambio para moliendas mas finas en rodillos secundarios, el diámetro es

menor que el ancho.

Las trituradoras de cilindros corrugados o dentados, se usan para materiales blandos

como cal viva, puesto que evitan la producción de polvo.

Fig. 13 Trituradora de Rodillos



33

Fig. 14 Esquema de una trituradora a rodillos

TRITURADORES DE MARTILLO

Las trituradoras de martillos, están ampliamente extendidas en las industrias de los no metálicos, se utilizan para triturar calizas duras y medias, cal magra de bajo contenido de óxido de calcio, baritas, estroncios, bentonitas, feldespatos, etc. Las trituradoras de martillos trabajan con un grado de desmenuzamiento de 1 a 40. El elevado grado de reducción hace superfluo muchas veces el escalonamiento de la trituración en tramos, en las pequeñas instalaciones mineras.

Se construyen en tipos de uno o dos ejes. Este triturador trabaja con la fuerza de percusión de los martillos de acuerdo a la fórmula de la energía cinética o impacto. E = 1/2 m v2. A partir de eso, en los trituradores de martillo se reducen al mínimo las masas de los martillos y para elevar su fuerza de impacto se eleva la velocidad tanto como sea posible con lo que disminuye simultáneamente el desgaste.



34

Fig. 15 Trituradora de Martillos

El material desmenuzado, pasa por la parrilla de descarga y el

desmenuzamiento del material se efectúa en barrotes inferiores y en las paredes laterales. El tamaño final del grano es aproximadamente la mitad de la separación de los barrotes de la parrilla. La percusión sobre el material no es regular, por ello la carga del material del triturador, sobre el motor de accionamiento también es irregular, la cual mejora con "volantes masivos" (contrapesos). Los martillos son intercambiables según el tamaño del triturador. Son de peso variable, la composición química del material es aproximadamente: carbono de 1 a 1.4%, Silicio de 0.4 a 1%, Manganeso de 12 a 14% y Fósforo 0.06% como máximo. El desgaste específico de los martillos es según la dureza del material, de 1.5 a 3 grs/Ton. de material triturado. El acero cromo vanadio tiene un desgaste específico de 3 grs/Ton. de mineral triturado y el acero cromo silicio vanadio 2 grs/Ton..

La velocidad tangencial de los martillos en rotación varía entre 25 a 50 m/seg.. La velocidad de rotación tanto para los trituradores de un rotor como para los de dos rotores según el tamaño varía entre 250 y 400 r.p.m. (para los trituradores primarios). Los trituradores de un rotor requieren una energía que va aproximadamente de 1 hasta 2 Kwh/Ton de material triturado. La siguiente figura muestra los diferentes tipos de martillos.

Fig. 16 Diferentes tipos de Martillos



35

TRITURADORES POR CHOQUE O IMPACTO En el desmenuzamiento por choque el material es lanzado a gran velocidad

hacia unas placas estacionarias para choque y se estrella contra ellas. El

desmenuzamiento también se realiza por percusión a cargo de los martillos fijos del

rotor sobre el material, así como por choques recíprocos de trozos del material en

trituración. Sin embargo, en este sistema el componente predominante del trabajo de

trituración es la acción del choque contra las placas fijas del revestimiento interior. El

desmenuzamiento del material se realiza de acuerdo con los planos de exfoliación

del mineral, por consiguiente solo se puede aplicar la trituración por choque a

materiales pétreos quebradizos de dureza media, puesto que los materiales

plásticos no se rompen mediante choque.

Fig. 17 Trituradora de Impactos



36

MOLIENDA EN SECO

Constituye la última etapa de la conminución usada en nuestra zona para los minerales llamados no metálicos, con la finalidad de obtener productos pasantes entre las mallas 200 y 400.

Las empresas petroleras establecen cono norma para el caso de las baritas un retenido de 2 % sobre malla 200, en cambio otras industrias requieren productos pasantes de malla 400 en calizas, calcitas, bentonitas, azufres, fosfatos, bauxitas y algunos minerales usados para pigmentos.

MOLINOS DE MARTILLOS CON CLASIFICADOR WHIZZER PARA MALLA 200 Estos molinos a martillos tienen un sistema de clasificación de las partículas

finas por aire mediante un clasificador Whizzer (rechazador) que consiste en dos conos con un espacio anular entre ellos. En la parte superior del clasificador, están los mecanismos que permiten hacer la clasificación del grueso y del fino mediante diferentes sistemas o mecanismos giratorios con alabes o registros de banderitas o placas que permiten abrir o cerrar el paso aumentando o disminuyendo la granulometría. Uno de los conos, que es el exterior, permite la descarga del material fino o acabado para su embolsado y despacho final. El cono interior descarga un producto grueso o granzas que vuelve al circuito de molienda.

Este tipo de clasificador es usado en las fábricas de cal donde el material grueso vuelve a la alimentación de un molino de bolas que trabaja en circuito cerrado.

Fig. 18 Clasificador Whizzer



37

Fig. 19 Clasificador Whizzer trabajando en circuito cerrado

MOLINO PENDULAR DE ROLOS Y ANILLOS PARA MALLA 400 Este tipo de máquinas permite obtener productos mas finos y se denomina

molienda micronizada. El material se pulveriza entre un anillo que es estacionario y los rodillos que son de número variable, entre dos y cuatro, los cuales penden de una cruceta o araña la que al girar hace que, por la fuerza centrífuga, los rodillos se peguen al anillo pulverizando el material.

El clasificador está en la parte superior del molino pendular.

Fig. 20 Molino Pendular Raymond con clasificador Whizzer interno



38

MOLIENDA HUMEDA

Constituye el paso final del proceso de reducción de tamaño. Por regla general el problema consiste en reducir el género a un tamaño límite que se encuentra normalmente entre 35 y 200 mallas (0.42 y 0.072 mm). En la actualidad existen empresas mineras tales como Bajo la Alumbrera (Catamarca – Argentina), que en su planta de molienda alcanza hasta 400 mallas utilizando un circuito cerrado con hidrociclones.

El método más económico ideado hasta la fecha para reducir la roca a este tamaño es frotar una capa fina de este entre superficies duras, que se desplazan tangencialmente con respecto a la otra bajo presiones suficientes para agrietar y cizallar las partículas.

HISTORIA DE LA MOLIENDA El moler los granos frotándolos con un pequeño rolo de piedra, en una

depresión poco profunda de otra piedra más grande se remonta a la prehistoria y los pueblos primitivos aún emplean este tipo de utensilios para las moliendas de las menas.

La tabla de porfirizar o moleta, es una plancha de molido manual que ha incorporado mas modernamente este modo de disgregar minerales. Esta está provista por una plancha rectangular de fundición de hierro de 75 x 90 cm. con un reborde a su alrededor y una moleta de fundición de hierro o pilón, que tiene la forma de un sector cilíndrico de 30 x 45 cm. de radio provista de un mango para imprimir un movimiento de vaivén a la cara del cilindro a lo largo de la superficie de la placa en dirección perpendicular al eje de dicho cilindro. Este sencillo aparato tiene una gran importancia para estudiar la molienda, porque es una forma simple y de fácil observación; se emplean las mismas fuerzas que se utilizan en la maquinaria moderna.

Fig. 21 Esquema de una Moleta



39

Para realizar el molido se hace deslizar la moleta M sucesivamente atrás y adelante sobre la superficie B de la chapa de porfirizar de modo que recorra 30 a 45 cm., apretando con una mano que se coloca cerca de donde se inserta el mango, mientras que con la otra se empuja y se tira del mango, al mismo tiempo que se levanta al empujar y se baja al tirar. De esta manera se tiene un movimiento mitad deslizante y mitad de cuneo (balanceo), como indican las flechas a y b. Los movimientos correspondientes en las dos direcciones, se indican por el dibujo análogo de la cabeza de la flecha. En partículas demasiado grandes, para que se produzca el pellizco se aplastan machacándolas con la moleta.

Si se considera que la moleta rueda hacia la derecha, como se indica por la cabeza de la flecha de un solo trazo dicha moleta da lugar a una fuerza normal P que se aplica contra la partícula esférica S y como resultado de ello se origina en la placa una reacción R, de modo completamente análogo, a lo que sucede en una quebrantadora de mandíbulas. Entonces si los radios de curvaturas, de la cara de la moleta y de la esfera son tales que η es menor que φ , siendo φ el ángulo de rozamiento, se producirá el pellizco y viceversa. Suponiendo que haya pellizco, si la presión normal P se mantiene y al mismo tiempo la moleta se desliza hacia la izquierda, se origina, un par CP y CR, que alcanza su valor máximo cuando TP/P sea igual a la tangente de φ .

En las condiciones postuladas la esfera rodaría hacia la izquierda pero si en una posición indicada se encuentra una partícula pequeña, A que obstaculiza el rodamiento, entre el punto de contacto entre A y S se origina una nueva fuerza normal NA. Si no se produce rodamiento ni deslizamiento, la resultante RNxF de NA y de la fuerza de rozamiento F, entre A y S, es colineal con RPxT es igual a esta, pero de sentido opuesto.

Si esas dos resultantes son de magnitud suficiente la fractura tendrá lugar en la dirección general de la línea de acción de las fuerzas R. Si S se desliza, bien sea a lo largo de la moleta, bien a lo largo de la plancha, cualquier pequeño saliente que exista en el punto de contacto del deslizamiento tendrá que se cercenado porque su base de extensión relativamente reducida, no tiene la fuerza suficiente para resistir ni siquiera la componente tangencial RPxT.

Por tanto, actuando conjuntamente con la placa y la moleta provoca fragmentaciones a causa de su propio peso y de la presión que crea quien la maneja, y los pequeños salientes superficiales son cercenados por la fricción. Cuando la esfera se sustituye por fragmentos irregulares de piedra, pasan a predominar los contactos pluripuntuales, por lo menos en una de las superficies. En consecuencia la partícula resulta cargada como una viga y se rompe con mucha más facilidad que una esfera. También en este caso existen salientes puntiagudas susceptibles de cizallarse por fricción. La primera aplicación mecánica de la moleta fue o es el molino de muela horizontal, conocido como pulverizador de disco, que se emplea en los laboratorios, para moler las muestras de minerales. Este aparato es similar a la moleta puesto que los discos están de puestos de canto, o sea con su eje horizontal. Va provisto de surcos radiales en la parte central de ambas caras del molino para alojar y mantener las partículas más grandes y someterlas a cizallamiento tangencial. Por consiguiente las partículas se reducen en los molinos de muelas por rotura que las atraviesan como las producidas por una cuña o por un impacto de alta velocidad y por cizallamiento de la irregularidades superficiales mediante la fricción. Tienen capacidades bajas.



40

MOLINOS ROTATORIOS O DE VOLTEO Consiste esencialmente en un tambor cilíndrico o cónico montado sobre un

eje horizontal de giro, cargado hasta algo menos de la mitad de su volumen con cuerpos sueltos o moledores (alrededor del 40 %), que son grandes y pesados con respecto a las partículas de mena, pero pequeños en comparación con el volumen del tambor. Cuando el molino empieza a girar, estos cuerpos moledores duros y pequeños ascienden por el lado que sube del tambor hasta que la masa adquiere su posición de equilibrio dinámico en la que los cuerpos que están en contacto con la pared o en las capas próximas a esta, se mueven en la dirección de dicho tambor, mientras que las que se encuentran en las capas mas alejadas de la pared lo hacen en sentido opuesto. El resultado es el "movimiento general rotativo" de la masa alrededor de un núcleo horizontal mas o menos estacionario, que se indica por el óvalo determinado por la línea de trazos.

Fig. 22 Diagrama de la sección transversal de un molino rotatorio

La parte de la masa que se encuentra encima de a se conoce con el nombre

de pie. La configuración de la superficie c descripta por las bolas descendientes que se encuentran más cerca del eje dependen del diámetro del tambor, de su velocidad, de la configuración de la superficie interior de este y del tamaño y forma de los cuerpos moledores.

Aunque en la industria minera de preparación de menas, los diámetros exteriores de los tambores son variables, oscilan entre 0.9 y 3.6 m o más y las longi-tudes entre 0.9 y 6 m o más.

Los "cuerpos moledores" pueden ser: 1. Barras de hierro, de 75 a 100 mm de diámetro y de 3.4 a 5 m de largo.

2. Pebbles o Cilpes que tienen forma de pequeños cilindros de diferentes

medidas.



41

3. Guijarros de mena dura, llamándose molienda autógena (AG) a este tipo

de molinos. Por ejemplo Hierro Patagónico de Sierra Grande que usaba

guijarros de magnetita. Una variante es la molienda semiautógena (SAG)

que tiene determinado porcentaje de guijarros y bolas. Por ejemplo Minera

Alumbrera utiliza molinos SAG para minerales sulfurados de cobre. En

ambos casos con este tipo de molienda se evita la trituración secundaria.

4. En la mayoría de los casos los cuerpos moledores son bolas de acero al

manganeso o de otra composición química que reúna cierta condición de

dureza Brinell.

Los tamaños límites de las partículas de alimentación al molino oscilan entre

75 mm de malla cuadrada hasta 25 mm, siendo más frecuentes menores de este tamaño. Los tamaños límites del producto de descarga del molino se encuentran entre 60 mallas y 200 mallas; aunque debido al predominio de la flotación en los procesos de concentración, el tamaño es cada vez mas fino, hasta 400 mallas, como es el caso de Bajo la Alumbrera, mencionado anteriormente. Debido a la relación existente entre el tamaño y el peso de los cuerpos moledores, los tamaños de la alimentación y del producto final y el rendimiento es corriente que la operación de molienda se subdivida en 2 o 3 pasos (remolienda). Generalmente la operación se realiza casi siempre en húmedo y para cerrar el circuito de acabado se intercalan clasificadores mecánicos o hidrociclones.

Los "molinos tubulares" o cilíndricos son aquellos en los que el tambor tiene una longitud de por lo menos el doble de la del diámetro.

La molienda es el paso más importante en la mayor parte de las plantas de concentración y procesamiento de minerales y su costo asciende al 25% o más de la totalidad del proceso. Mediante la distribución granulométrica tanto absoluta como relativa la molienda ejerce un efecto decisivo sobre todos los tipos de concentración fina.

En la flotación y cianuración, el circuito hace además las veces de depósitos acondicionadores de agitación y aireación de las pulpas espesas y diluidas, con un factor de tiempo diferencial entre los minerales pesados y ligeros; y los duros y blandos.

El molino añade más de medio kilo de agente reductor fuerte en forma de hierro metálico por tonelada de mineral, así como también oxígeno y anhídrido carbónico en cantidades desconocidas, como así también de otros iones que resultan de la reacción de los compuestos mencionados y de otros reactivos agregados que se forman con las superficies nacientes durante la molienda.

Los cuerpos moledores constituyen el elemento esencial de estos molinos y todos los demás detalles del circuito, tanto estructurales como operativos solo tienen importancia en cuanto al grado en que influyen sobre el movimiento de aquellas y/o sobre dichos movimientos de las partículas de la mena.

Se ha señalado ya que la carga de bolas o barras de un molino adopta una forma y posición de equilibrio con el centro debajo del eje de rotación y en el lado ascendente de este y que el conjunto ascendente de la masa gira según un camino



42

medio cuya forma es esencialmente igual a la periferia de la carga, pero cuyo radio medio es más pequeño (núcleo).

Fig. 23 Sección transversal de un molino mostrando el movimiento de bolas

Fig. 24 Corte de un molino de bolas continuo tipo rejilla Fig. 25 Sistemas de descarga de un molino a bolas para moliendas por vía húmeda

CARACTERISTICAS Y TIPOS DE LOS MOLINOS ROTATORIOS O DE VOLTEO Hemos dicho que la molienda fina es la última etapa de la reducción de

tamaño a un límite práctico deseado y que se lleva a cabo en diversos tipos de molinos rotatorios o de volteo, ellos son: a bolas, barras, pebles o cilpes, autógenos y semiautógenos.



43

El molino tiene forma cilíndrica o cilindrocónica y rota sobre un eje horizontal con dos bocas en los extremos, la velocidad, el tipo de revestimiento, el tamaño y forma son escogidas para obtener las condiciones de operación deseadas en la aplicación de una molienda específica.

La alimentación del mineral se hace por un extremo saliendo el mineral molido por el otro.

Fig. 26 Molino a bolas en funcionamiento

Fig. 27 Corte esquemático de un Molino a bolas

ACCION DEL VOLTEO: (Tumbling Action) El movimiento de los cuerpos en el volteo o giro del molino dentro del anillo

cilíndrico consiste, como se puede observar en la figura 23 en tres distintos tipos:

• ROTACION DE LOS CUERPOS MOLEDORES ALREDEDOR DE SUS EJES. • EL MOVIMIENTO DE CASCADA: que consiste en rodar las bolas hacia abajo de

la superficie de la carga.



44

• EL MOVIMIENTO DE CATARATA: o sea la caída libre de la bola, sobre la carga. Este movimiento depende de la velocidad.

A baja velocidad de cascada se produce mal rozamiento y desgaste. La energía

cinética del molino es disipada como calor, la cual aumenta cuando comienza a girar a mayor velocidad. La acción de conminución tiene lugar entre la carga de los cuerpos moledores, la acción de rotación y el impacto en las paredes y revestimientos del molino. La energía de rompimiento se manifiesta en el impacto, abrasión, compresión de las partículas de mineral en el molino, la superficie de revestimiento del molino y las características del mineral a moler, determinan la naturaleza del movimiento de giro y el diámetro del molino. La velocidad crítica es la mínima velocidad a la cual los cuerpos moledores están al lado del cilindro por la fuerza centrífuga. A esta velocidad la fuerza centrífuga es balanceada por el peso de la carga y los cuerpos moledores. La velocidad se expresa por la siguiente fórmula:

rN

18.54=

dN

6.76=

DONDE: N = r.p.m. d = Diámetro interior en pies. r = Radio en pies. Para calcular la energía del molino, así como de las máquinas de trituración usaremos algunas fórmulas, si sabemos que la conminución es un proceso en el cual la energía cinética de traslación se transforma por el impacto en : 1. Energía de deformación. 2. En calor, a través de la presión molecular interna sobre el material que es

impactado. Si el material es impactado con suficiente fuerza mediante un solo contacto masivo o por varios impactos pequeños, la resistencia crítica del material o su límite práctico llega a excederse y el material se rompe. Durante y después del impacto la energía original se puede considerar de la siguiente manera:

a) Energía cinética de traslación, tanto del cuerpo impactado como del cuerpo impactante.

b) Energía cinética de vibración, de los componentes del cuerpo impactado.

c) Energía potencial almacenada como energía de deformación y como componente del sistema.



45

d) Calor generado por fricción durante la deformación o por el amortiguamiento ondulatorio.

e) Nueva energía superficial del material quebrado o fracturado. f) La teoría de la pulverización se ocupa de la relación entre la energía

consumida y el tamaño del producto obtenido partiendo del tamaño de reducción dado.

El problema más grande está en el hecho de que la mayor parte de la energía

consumida por la máquina de trituración o molienda, es absorbida por la misma máquina -dependiendo del diseño y de los diferentes materiales utilizados para su construcción, haciendo así que el rendimiento de un molino varíe según el fabricante- y solamente una pequeña fracción de la energía total está disponible para el quebrado del mineral.

Existen las teorías de RITTINGER, KIRK y BOND que mediante ecuaciones relacionan la energía y el tamaño de la partícula. Sobre este tópico se puede consultar bibliografía específica.

Con la fórmula de Bond se puede calcular la potencia de accionamiento para motores de molinos y trituradoras.

La prueba práctica para la comprobación de la hipótesis de Bond, así también para los valores de los índices de trabajo Wi, se basan en la comparación de un gran número de resultados de planta y de laboratorio. Generalmente estos resultados muestran que el índice de trabajo permanece constante en un amplio margen de trabajo y operaciones y de alguna manera predecible. Es por esta razón que las teorías de Bond se han convertido en una herramienta bastante practica para el diseñador de cada fabricante.

El tamaño del producto P mencionado en la teoría de Bond, se puede llamar, módulo de tamaños, el cual es definido por Taggar, como el tamaño 80 % pasante en una curva de análisis de mallas. Esto quiere decir de P es el tamaño de partícula tal que teóricamente el 80 % del paso de la familia de las partículas son más pequeñas que este tamaño P.

Bond describe dos métodos por el cual ha determinado en el laboratorio el valor del índice de trabajo Wi. Estos métodos se presentan a continuación:

1. Prueba de chancado por impacto: De acuerdo a Bond, el trabajo que se

requiere para triturar o chancar una tonelada de material tamizado a un grado de reducción de 5 será por la siguiente fórmula:

746,0218,0

×−

×=F

PFPSC

W

Tnhora

Kw

Donde: S es la gravedad específica del sólido C la resistencia al impacto en libras pie por pulgada de espesor P el tamaño 80 % pasante del producto en pulgadas F el tamaño 80 % pasante de la alimentación en pulgadas Si sabemos que también:



46

Px

F

PFWiW

100

−=

Igualando estas dos ecuaciones tendremos:

Px

F

PFWix

F

PFx

PS

C 100746,0

218,0

−=

−

Simplificando y despejando Wi tendremos:

100

1626,0

S

CWi =

pero sabemos que 100µm es igual a 0,003937”, entonces reemplazando este valor

03937,0

1626,0

S

CWi =

Simplificando tendremos que:

SC

Wi59,2

= (índice de trabajo)

Donde: S= gravedad específica de la muestra. C= valor promedio de impactos en libras pie/pulgada2. Dado por laboratorio. Esta última ecuación se usa para calcular el índice de trabajo cuando los procesos de chancado se llevan a cabo en fragmentos o rocas seleccionadas específicamente.

2. Pruebas de Molinos de Barras y Bolas: Bond especifica (para propósitos de pruebas en los laboratorios de Allis-Chalmers). La moliendabilidad de un mineral a cualquier malla, como la producción neta de undersize o tamaño P, y producción neta de oversize o tamaño F, por revolución del molino de prueba usada para la molienda. Este término se representa por GR (Roll=Barras) para un molino de barras y GB (Ball=Bola) para un molino a bolas.

Para un molino de barras:

625,023

P tamañoelpasa que material de Tn RP G

hKw

W ==

Para un molino de bolas:

820,020

P tamañoelpasa que material de Tn RP G

hKw

W ==



47

Donde WP es una medida de laboratorio, luego para un producto en el cual el 80 % pasa el tamaño P podemos escribir: W=80 WP.

Pero se ha deducido anteriormente que:

PWiWP

100=

por lo que igualando tenemos:

PWP

Wi 80,0100

=

Despejando tendremos el índice del trabajo en función de esta medida de laboratorio.

10080,0

PWWi P=

El valor de 100

80,0P

se da para algunas mallas, entre 3 y 200 en tablas. Este valor

multiplicado por WP obtenido en las pruebas de moliendabilidad nos da el índice del trabajo iW . Para tamaño de malla 20 el factor es 2,32 y para una malla 200 corresponde a 0,69.

Problemas de aplicación: 1. Trituradora Giratoria Calcular el valor de Wi (Kw/Tn hora) para una trituradora giratoria. Se ha

tomado como referencia del Taggar Capítulo 4,28. En la empresa minera Utah Copper.

Esta trituradora tiene un motor de 150 Hp y tiene una capacidad promedio de alimentación de 1.200 Tn. Luego si hacemos la conversión a Kw/h, si sabemos que un HP = 0,746 Kw tendremos:

TnhoraKwx

Trabajo.

093,01200

746,0150==

La alimentación a la chancadora fue de un tamaño máximo de 54“. Un análisis de mallas estableció que el 80 % de las partículas pasan por una

luz de 12,4” (315.000 µm) que es igual a F. La trituradora fue ajustada para descargar a un tamaño máximo de 8“, pero el

análisis indica que el 80 % pasa una luz de 6” (152.400 µm) que es igual a P. Sea la fórmula de Wi:

100. P

xPF

FWWi

−=

Reemplazando valores en la fórmula anterior tendremos:



48

Tnh

KwxTn

hKw

Wi 2,11100

152400152400315000

315000.093,0=

−=

Las pruebas de chancado en el laboratorio dieron un valor distinto pero muy aproximado. Wi=11,5 para muestras del mismo mineral.

2. Molino de bolas Se ha tomado como referencia el Taggar Capítulo 5,43 de la Empresa Minera

Chino Cupper. El molino consumo una potencia de 162 HP y el promedio de alimentación es

de 16,7 Tn/hora. Luego tenemos que:

Tnh

KwxW 24,7

7,16746,0162

ónalimentaci de Tnh

Kw===

El alimento del molino a bolas F mediante un análisis de mallas dio un pasante de 80 % de tamaño 770 µm y el producto del molino o descarga P dio mediante el análisis de mallas un 80 % passing de 129 µm. Para calcular el índice de trabajo aplicamos la misma fórmula anterior:

100. P

xPF

FWWi

−=

Tnh

KwxWi 92,13

100129

129770

77024,7=

−=

Las pruebas de laboratorio resultarán alrededor de un 5 % mas bajo que la obtenida por los datos prácticos.

CUERPOS MOLEDORES La selección de estos se hace por razones económicas y pueden ser bolas de

distintas medidas, cuya dureza BRINELL es variable de acuerdo con las necesidades. Pueden ser de acero al 12 % al manganeso o más; aleaciones NIHARD; que son de níquel y cromo; aceros forjados, que se usan en molinos de diámetro mayor a 4.2 m. Otro tipo de cuerpos moledores son las barras cuya constitución puede ser de acero ASI 1095 que es una aleación de cromo-molibdeno que tiene 380-400 BRINEL de dureza.

Entre los cuerpos moledores no ferrosos tenemos las bolas de porcelana, que se usan en molinos donde no se quiere contaminar La materia prima, tal es el caso de productos farmacéuticos, pigmentos para pinturas y esmaltes.



49

CONSUMO DE CUERPOS MOLEDORES En el mantenimiento preventivo de fin de mes se pesa la carga de bolas o

barras y la diferencia en peso entre la cantidad inicial y la actual corresponde al consumo, el cual dividido por las toneladas tratadas nos da el consumo específico en Kg/Ton.. Diariamente se repone esta cantidad con el diámetro mayor de bolas.

Si se trata de cargar un molino con bolas de 3" (75 mm) se considera un 60 %

de estas, luego un 30 % que corresponde a 2" (50 mm), existe un 10 % que

corresponde a 1" (25.4 mm), lo que representaría el 100 % del 40 % del volumen de

bolas a ingresar. Esta proporción se debe al espaciamiento entre bola y bola.

Los consumos de bolas y barras en la molienda húmeda, para minerales no

ferrosos son variables. Las bolas y barras de acero aleado alcanzan hasta 0.64

Lb/Ton..

Cuando el material es acero al carbono el consumo es más alto llegando a

0.96 Lb/Ton.. En minerales de hierro como la Taconita la barra de acero aleado tiene

un consumo de 0.74 Lb/Ton. y cuando es acero al carbono 1.12 Lb/Ton.

La duración aproximada tanto de bolas como de barras varía entre los 300 y

500 días.

REVESTIMIENTO DE LOS MOLINOS

Se hacen de diversos materiales, aceros de diferentes tipos, pero últimamente se usa revestimiento de goma.

Las formas de las placas son variadas, como se observa en la siguiente figura.

Fig. 28 Diferentes tipos de placas de revestimiento de molinos



50

Fig. 29 Vista del revestimiento interior Tipo Sakega (Goma Sintética) de un molino



51

Los molinos pueden trabajar con o sin parrilla de descarga. La molienda en seco es decir, los molinos con circulación de aire requieren 30

% más de potencia que los molinos de molienda húmeda. Pueden trabajar en circuito abierto, cuando la descarga sale en forma

directa como producto molido y trabajan en circuito cerrado cuando el sobretamaño retorna al molino recibiendo el nombre de carga circulante. Este sobretamaño puede ser separado mediante hidrociclones o clasificadores que trabajan mecánicamente a rastras o a hélice, que estudiaremos más adelante. En la siguiente figura se observa un flowsheet de carga circulante

Fig. 30 Flowsheet Carga circulante

CALCULO DE LA CARGA CIRCULANTE 1. Mediante la relación sólido líquido usando la siguiente fórmula:

dsDmDmDo

Rcl−

−=

Donde: Dm = Corresponde a la alimentación, que para este caso le damos del valor de 0,81 Ds = Corresponde a la descarga de las arenas gruesas, que para este caso es 2,33 D0 = Corresponde al rebalse o fino que para este caso es 0,39



52

Calculando la carga circulante con los datos anteriores tendremos:

62,339,081,081,033,2

=−−

=Rcl

Rcl = 3.62 (factor) Si el tonelaje alimentado al molino es de 1000 toneladas la carga circulante será: 3.620 toneladas. Los datos corresponden a la relación sólido líquido y pueden ser variables, con lo cual también es variable el factor carga circulante calculado. Para el caso anterior, si el tonelaje sería 200 Ton/día, la carga circulante sería 720 Ton/día.

2. También se puede calcular la carga circulante mediante un ensayo de mallas de

acuerdo a la siguiente fórmula:

msom

Rcl−−

=

Donde: m = corresponde al porciento de la alimentación. s = al porciento de la descarga. o = porciento de rebalse. Si m = 55%; o = 5% y s = 70%.

A cianuración

A flotación



53

33,35570555

=−−

=Rcl

Rcl = 3,33 Si el tonelaje alimentado sería 1000 Ton/día, la carga circulante será de 3330 Ton/día.

ALGUNOS CONSEJOS UTILES EN LA MOLIENDA DE CIRCUITO CERRADO CON CLASIFICADOR MECANICO

1. Si usted observa la alimentación del molino más fina significa que el molino molerá con más rapidez. Usted deberá aumentar el agua al clasificador (a rastras) para elevar la carga circulante.

2. Si la alimentación es más gruesa el molino molerá con más lentitud, por lo que habrá que disminuir el agua al clasificador.

3. Si usted observa que la descarga del molino es más fluida, significa que la alimentación es demasiado lenta o gruesa o que hay exceso de agua; por lo que se debe alimentar más.

4. Si la descarga del molino es más densa, significa que hay poca agua en la alimentación, que alimenta demasiado rápido o que la alimentación es demasiado fina, en consecuencia puede sobrecargarse el molino y el rebalse clasificador puede estar muy grueso. Usted debe aumentar cuidadosamente el agua y controlar las condiciones de alimentación.

5. Si la descarga del molino es retenida o retardada significa que la parrilla o salida está obstruida. La pulpa retrocede y se derrama por el cajón de alimentación. Usted debe cortar la alimentación y dejar correr el agua. El mineral empezará a correr en un minuto.

6. Hay dos condiciones de ruido de molino. Si usted observa el ruido del molino fuerte y metálico significa que el molino está vacío de mineral, las bolas están golpeando mutuamente y gastando el revestimiento. Usted debe aumentar la alimentación y cortar el agua si es necesario.

7. Si usted observa el ruido del molino sordo significa que está ahogado con mineral, no está moliendo. Usted debe disminuir la carga y aumentar cuidadosamente el agua.

En la actualidad existen sistemas electrónicos de automatización de control de

estas operaciones, con lo cual el funcionamiento del molino es automático y

regulado desde una sala de control.



54

TABLA DE CAPACIDADES Y DISEÑOS DE UN MOLINO A BOLAS

TABLA 9 Capacidades y Diseño de un molino a bolas



55

En la tabla precedente vemos que un molino 19 ft x 19 ft, tiene un consumo de 4.510 HP/h en el eje del piñón. En nuestros trabajos prácticos para la selección de maquinarias en el diseño de planta (pag. 39) hemos asumido una relación aproximada de 10 HP/h por tonelada, que corresponden a 13 Kw/h por tonelada tratada, por lo que estimamos que con esta potencia dicho molino tendrá una capacidad aproximada de 450 Tn/h. Consideraciones que concuerdan con los cálculos de energía de Bond.

Estos consumos de energía en la actualidad van disminuyendo debido a la alta tecnología usada por los fabricantes de molinos y con la incorporación de los nuevos molinos con accionamiento por motor anular.

El motor anular viene a ser el concepto de accionamiento seguro y técnicamente sofisticado, ante todo para los molinos tubulares o cilíndricos que requieren unas potencia motrices elevadas. La transmisión del momento de fuerza o arranque se efectúa sin intervención alguna de reductores ni engranajes, mediante fuerzas magnéticas presentes en el entrehierro situado entre el rotor y el estator. El cilindro del molino sostiene las zapatas polares del motor y se convierte con ello en rotor, el cual se encuentra rodeado por el estator.

Entre todos los sistemas de accionamiento de un molino, el motor anular es aquel que requiere un mínimo trabajo de mantenimiento y que ofrece una máxima disponibilidad, ya que la transmisión de la fuerza es efectuada sin ninguna clase de desgastes y porque no se requiere ningún cojinete propio para el motor.

Los accionamientos por motor anular admiten la regulación de sin escalonamientos de sus velocidades de rotación.

El número de revoluciones por minuto admite la adaptación óptima a las características del mineral a moler y de la instalación de molienda.

La carga de cuerpos moledores de los molinos SAG varía de 8 a 12 %.

Fig. 32 Molino a bolas con motor anular

U.N.C. – Facultad de Ingeniería - Asentamiento Universitario Zapala – Tratamiento Mecánico de Minerales – Tecnología de Procesamiento – Preparación Mecánica – Clasificación Industrial


56



CLASIFICACION DE MINERALES

TAMIZADO O CRIBADO INDUSTRIAL Es la separación por medio de cribas o tamices de una mezcla de partículas

o géneros de diversos tamaños, en dos o más porciones. La separación se efectúa de manera que las partículas de cualquiera de las porciones sean de tamaños más uniforme que el de la mezcla original.

El mineral que queda sobre un tamiz dado es de mayor tamaño que las aberturas del mismo y se indica por mas (+). El que pasa es menor y se indica por menos (-).

CLASIFICACION POR TAMAÑOS Es la operación de tamizar o cribar un material que contenga alrededor del

70% menor que las aberturas del tamiz. Una escala de tamices es una serie de éstos que van teniendo mayores o menores aberturas sucesivamente.

Por ejemplo en la escala normalizada de TYLER cada tamiz tiene una abertura de lado igual a dos veces la raíz cuadrada mayor que el siguiente.

Tabla 10 Escalas de tamaños de tamices



57

ENSAYOS DE TAMICES

El ensayo de tamices se hace en un aparato llamado ROTAP que consiste en un vibrador en el cual se dispone la serie de tamices de los minerales que deseamos analizar, de acuerdo con la granulometría para trituración primaria, secundaria o molienda fina.

Escala de tamices

PRESENTACIÓN DE RESULTADOS

Los resultados de una prueba de cribado se pueden tabular, existiendo tres métodos que se pueden observar en la siguiente tabla que muestra:

1. Los tamaños de las cribas usados en la prueba.

2. El peso del material en cada escala de tamaño, por ejemplo 1,32 g de material pasó a través de la criba de 250 µm, peso se retuvo sobre la criba de 180 µm, por lo tanto está dentro de la gama de tamaño –250+180 µm.

3. El peso del material en cada escala de tamaño se expresa como un porcentaje el peso total.

4. Los tamaños de abertura nominal de las cribas que se usan en la prueba.

5. El porcentaje acumulativo de material que pasa a través de esas cribas, por ejemplo 87,5 % de material, es menor de 125 µm en tamaño.

6. El porcentaje acumulativo de material que se retiene sobre las cribas. Los resultados de una prueba de cribado siempre se deben trazar gráficamente para evaluar su significado total.



58

1 2 3 4 5 6

Fracciones de criba Escala de tamaño de

la criba (µm)

Peso

(g)

En peso

(%)

Tamaño de

abertura nominal (µm)

% Acumulativo

de finos

% Acumulativo

de gruesos

+250

-250+180 -180+125 -125+90 -90+63 -63+45

-45

0,02 1,32 4,23 9,44

13,10 11,56 4,87

0,1 2,9 9,5 21,2 29,4 26,0 10,9

250 180 125 90 63 45 -

99,9 97

87,5 66,3 36,9 10,9

-

0,1 3

12,5 33,7 63,1 89,1

-

En definitiva, el tamizado industrial se define como la clasificación del material

en grupos de tamaños de acuerdo al área transversal de las partículas, conforme pasan sobre una superficie la cual contiene aberturas de dimensiones fijas.

Esencialmente, la gravedad específica de las partículas que se están tratando, tienen poco o ningún efecto en la clasificación y la separación se considera como resultado único de las diferencia de dimensiones. El material que pasa a través de la abertura del cedazo se llama Undersize, mientras que el material remanente sobre la malla se denomina oversize.

PROPOSITO DEL TAMIZADO El tamizado industrial tiene como objeto uno o más de los siguientes puntos: 1. Prevenir que el material triturado en forma incompleta (oversize) ingrese a

la siguiente operación unitaria.

2. Extraer material más pequeño de cierta dimensión especificada del alimento de una operación unitaria; la cual está acondicionada para tratar un material más grande de lo especificado.

3. Seleccionar materiales dentro de grupos específicos de tamaños de productos terminados.

4. Proveer un adecuado rango de tamaño de alimento a cualquier otra operación unitaria.

El tamizado se usa normalmente para tratamiento seco de mineral grueso. Se

considera las partículas de ¼” (6 mm) como el límite práctico mínimo para efectuar el tamizado, sin embargo es posible tamizar en seco y con razonable eficiencia hasta malla 10.

El tamizado en húmedo se aplica generalmente a materiales de 10 hasta 35 mallas, aunque recientes desarrollos de Sieve Bond Screen han hecho posible el tamizado húmedo hasta 50 micrones (malla 250).



59

ACCION DEL TAMIZ El tamizado se efectúa mediante el paso continuo de material a ser clasificado

(feet), a través de una superficie perforada o una superficie de alambre tejido. La superficie de tamizado puede ser fija como en un grizzly o movible como en los cedazos vibratorios.

La agitación de la cama de material, debe ser suficiente para exponer todas las partículas a la abertura del cedazo, por lo menos varias veces durante el paso del material.

Al mismo tiempo el cedazo debe actuar como un transportador moviendo las partículas retenidas desde el extremo de la alimentación hacia la descarga.

En cualquier muestra de material triturado, molido o formado naturalmente, las partículas son de forma totalmente irregular y es casi imposible que existan dos partículas que tengan idénticamente el mismo tamaño o la misma forma. Los productos del cedazo, los cuales son únicamente dos, se describen simplemente, como que es más fino o más grueso que las dimensiones de las aberturas del cedazo.

TIPOS DE TAMICES O CEDAZOS Se clasifican por el método usado para producir el movimiento relativo entre la

alimentación y la superficie del cedazo. Los tipos de uso común son: A. cedazos inclinados fijos, B. cedazos giratorios

o trommels y C. cedazos vibratorios horizontales o inclinados.

A. Cedazos Fijos: 1. Grizzly: Un grizzly consiste en un número determinado de barras

paralelas, apoyadas en una pendiente de 35 a 45 grados y espaciadas a la dimensión del material que va a ser retenido como oversize. Los ejes longitudinales de las aberturas o rendijas paralelas se ubican en la misma dirección de la corriente del mineral. El grizzly, el cual es una unidad de servicio pesado de alta capacidad, tiene su mas grande aplicación en la separación de undersize menor que 8” ( 20 cm) para alimentar una trituradora primaria. La eficiencia del tamizado es baja debido a la falta de turbulencia en la cama y al deslizamiento del material en vez de rodadura. Las aberturas paralelas tienen una pronunciada tendencia a atorarse con material en forma de cuña y como resultado de esto se requiere altos costos de labor o de lo contrario la eficiencia será muy baja.

Fig. 33 Grizzly



60

2. Cedazo curvado Dutch State Mines: El cedazo DSM es un aparato de barras en forma de cuña empleado en un tamiz fino en húmedo. Esta es una unidad estacionaria que emplea un cedazo cóncavo con barras en forma de cuña, con conexiones apropiadas para introducir la alimentación y extraer los productos oversize y undersize. La superficie el tamiz está curvada a un arco predeterminado y es construida con barras en forma de cuña, posicionada a 90 grados de la dirección de la alimentación. El cedazo se fija al marco de manera que la sección mas baja permita colectar en undersize y por el extremo inferior del cedazo se extrae el oversize.

Fig. 34 Cedazo curvo DSM

El DSM ha encontrado aplicación en la separación por medios densos, en las plantas de arena, de minerales de hierro, de concentrados no ferrosos, fosfatos y de potasio, donde se requiere una separación de 48 mallas. Las plantas de cemento usan el cedazo para tratar descargas de plantas de moliendas y producir 100 % menos 50 a 60 mallas. En la industria de taconita, los concentrados de hierro que son 90 % menos 325 mallas, vienen siendo tamizados exitosamente en cedazos DSM como para extraer partículas de sílice de 50 micrones.

B. Tamices o cernidores rotatorios:

Frecuentemente conocidos como trommels son uno de los cedazos movibles mas antiguos. El trommel montado sobre un eje central inclinado es generalmente de forma cilíndrica, cuya superficie cernidora es la pared cilíndrica de alambre tejido o plancha perforada.

Los trommels operan en seco o en húmedo, en unidades simples o unidades conectadas en serie, para la obtención de varios productos.

Su uso se limita principalmente a la clasificación por tamaños en plantas de ripio o agregados y también en la industria siderúrgica, para la clasificación de caliza, en los tamaños alto horno (15 cm), ripio calcinación (3,8 cm) y para sinter (3 mm), con los que fabrican cal viva que sirve de fundente y escorificante en sus diferentes procesos.



61

Fig. 35 Trommel

C. Cedazos vibratorios: En las plantas modernas de procesamiento de minerales, el tamizado se

efectúa en mallas de alambre tejido, instaladas sobre una estructura de acero o marco la cual es vibrada a altas velocidades (1000 a 3600 vibraciones por minuto).

Estos mecanismos de vibración pueden ser mecánicos o eléctricos. Se cree que un movimiento circular o elíptico en el plano vertical, paralelo a la dirección del flujo del material, produce una alta capacidad y máxima eficiencia.

Se debe recordar que la vibración en una fuerza altamente destructiva, por lo que el diseño del marco o estructura del cedazo debe ser suficientemente pesado para evitar deflexiones anormales. El marco rígido del cedazo provee el soporte para la malla tejida y ambos tanto como la rigidez como el soporte que el marco da a la malla, determinan en gran parte la vida de la malla tejida.

La absorción de la vibración producida por una máquina de cernido es muy importante. Por esto, para eliminar la transferencia de la vibración a los principales elementos estructurales en la planta se requiere algún tipo de montaje flotante como gomas o cables y resortes.

Los cedazos vibratorios son de dos tipos, inclinados o horizontales. • Cedazos vibratorios inclinados: Estas unidades están reguladas por una

gradiente fija, la que puede variar entre 15 y 35 grados. Asimismo, los cedazos inclinados usan la gravedad, ayudados por la vibración, para transportar el mineral sobre la malla, a una velocidad de 13 a 20 metros por minuto. Los cedazos vibratorios inclinados pueden ser de dos tipos: de dos o cuatro apoyos. En los primeros la vibración se aplica por un simple rotor o eje desbalanceado, el cual esta soportado en dos asientos o descansos, está adherido rígidamente al cuerpo del cedazo.



62

Fig. 36 Principio de los cedazos de dos apoyos

El cedazo inclinado de cuatro apoyos tiene un eje excéntrico que lleva la caja del cedazo sobre la porción excéntrica y rota todo el tiempo sobre una línea central.

Fig. 37 Principio de los cedazos de cuatro apoyos

• Cedazos vibratorios horizontales: Este cedazo emplea el mismo principio de transmisión que el cedazo inclinado, esto es, una unidad vibratoria adherida y vibrando con la caja del cedazo. La diferencia entre los dos es que la fuerza de transmisión en el cedazo horizontal actúa hacia atrás y adelante, a lo largo de una trayectoria recta, en lugar de girar con el rotor. La caja del cedazo responde entonces a la fuerza, por reciprocidad en una línea recta, como si fuera manejada por un rodillo o barra conectora.

Fig. 38 Cedazo horizontal



63

El movimiento mostrado en la figura anterior es un plano paralelo a la dirección del trazado del material, pero inclinado en un ángulo de 15 a 30 grados con la horizontal. Las partículas se trasladan en una serie de trayectorias resultantes del movimiento de tirada del cedazo. Las velocidades y amplitudes se regulan para producir velocidades de traslado de 13 a 20 metros por minuto similar a la de los cedazos inclinados.

MECANISMOS DE VIBRACION PARA CEDAZOS HORIZONTALES El movimiento uniforme en todo el cedazo y la velocidad de traslación

constante del material, desde el extremo de alimentación a la descarga se logra mediante movimientos cíclicos de contrapesos, dirigidos a través del centro de gravedad del cuerpo del cedazo.

Fig. 39 Mecanismos de vibración

Fig. 40 Unidad de volante desbalanceado

Fig. 41 Elementos de un cedazo vibratorio de dos pisos



64

Fig. 42 Flowsheet tamizado en circuito abierto

Fig. 43 Flowsheet tamizado en circuito cerrado



65

TIPOS DE SUPERFICIES DE CRIBADO El tipo de superficie de cribado se escoge para un rendimiento particular o

determinado y dependerá de la abertura necesaria así como de la naturaleza del trabajo.

Para trabajos pesados se usan parrillas de barras o rieles de acero, separadas a distancias fijas.

Las chapas o placas perforadas se usan para muchos propósitos. Las cribas de escalpado de trabajo pesado frecuentemente usan placas con aberturas circulares o cuadradas. Algunas veces se usan placas perforadas con aberturas naturales para trabajo fino.

Fig. 44 Diferentes tipos de chapas perforadas Fig. 45 Chapas perforadas

Las cribas de cubierta de barras frecuentemente se usan para trabajo pesado

entre 3 y 25 mm, especialmente en la extracción de finos desde los tonelajes de alimentación de las trituradoras pesadas en circuito abierto o cerrado.

Las barras que son de acero templado se sujetan en su lugar y se mantienen firmemente mediante espaciadores que pueden ser trozos de caño o trozos de goma sintética moldeados. Las barras de menor tamaño se cambian a mano de una en una mientras que las barras mayores de 8 mm de diámetro se cambian con ayuda de una herramienta suministrada por el fabricante.

Las cribas de barras en forma de cuña se utilizan en muchas máquinas de cribado fino como las cribas curvadas . Tales cribas son fuertes y tienen áreas abiertas relativamente grandes. El perfil en forma de cuña minimiza el cegamiento o taponamiento por la partícula.

Las telas de alambre tejido, generalmente construidas de acero, acero inoxidable, cobre o bronce son las superficies de cribado que más se usan especialmente en la escala que se encuentra en los circuitos de trituración. En el mercado se consiguen varias formas de aberturas y tipos de tejido, aunque la malla cuadrada generalmente se usa para el cribado regularmente grueso y la rectangular para el cribado fino. Las aberturas de la criba rectangular tienen una área abierta



66

más grande que las cribas de malla cuadrada del mismo diámetro de alambre. El diámetro de alambre escogido depende de la naturaleza del trabajo y de la capacidad necesaria. Las cribas finas pueden tener las mismas áreas abiertas o más grandes que las cribas gruesas, pero el alambre que se usa debe ser el más delgado y por lo tanto más frágil.

Fig. 46 Diferentes tipos de telas de alambre tejido.

Si se aumenta el grueso del alambre aumenta su resistencia, pero disminuye el

área abierta y por lo tanto la capacidad. Las telas de criba de abertura rectangular deberían usarse con el lado largo de

la malla colocado a través del flujo para una capacidad máxima. Frecuentemente se usan sobre material que tiende a "desmoronarse" en largos fragmentos delgados. En la actualidad se usan varias superficies de criba no-metálicas, que aumentan grandemente la vida de la criba debido al menor desgaste. El hule de poliuretano ofrece resistencia excepcional a la abrasión y el impacto, mientras que reduce efectivamente el ruido y es más ligero en peso que el tejido de alambre. Ofrece más área abierta que las otras cribas no-metálicas y se fabrica con agujeros que disminuyen gradualmente, más anchos en el fondo que en la parte superior, para reducir el cegamiento. La Renison Ltd., de Tasmania, sustituyó las cribas de alambre de cuna de acero inoxidable de su circuito de molienda primaria con telas de criba de barras de poliuretano en forma de cuna y encontró que la eficiencia fue significativamente mejor y la vida de la criba alrededor de cinco veces más grande que antes.

U.N.C. – Facultad de Ingeniería - Asentamiento Universitario Zapala – Tratamiento Mecánico de Minerales – Tecnología de Procesamiento – Preparación Mecánica – Concentración


67



CONCENTRACION DE MINERALES

DIVERSOS METODOS DE SEPARACION MECANICA

CONCENTRACION DE MINERALES El cribado húmedo, la concentración en mesas estriadas, la flotación con

agitación mecánica y la elutrición son métodos de separación mecánica, en los cuales la concentración suele conseguirse empleando principios que aprovechan las diferencias en el peso específico y en el tamaño de las partículas o de los terrones que se quieran separar. Un material valioso se concentra y se separa de la ganga o material menos valioso.

La flotación con espuma es un método en el cual la separación mecánica se efectúa haciendo que los granos de uno o varios materiales floten selectivamente hasta la superficie de una suspensión a consecuencia de las burbujas de aire unidas a ellos. Los granos son retenidos en la espuma que se saca de la superficie de la suspensión como concentrados. Los granos de materiales que no se adhieren burbujas se sedimentan y se descaran por el fondo de las celdas como colas o estériles.

Los métodos eléctricos para separar materiales suelen clasificarse en magnéticos o electroestáticos. En el primero las diferencias de las permeabilidades magnéticas de los materiales permiten realizar la separación o concentración. Los materiales que pueden recibir cargas superficiales en diferentes grados pueden separarse en un campo electroestático. Esta separación tiene más aplicaciones en la industria de preparación de minerales que en las demás industrias. PRINCIPIO DE LA CLASIFICACION

Cuando una partícula sólida cae libremente en el vacío esta sujeta a una aceleración constante y su velocidad aumenta indefinidamente siendo independiente del tamaño y de la densidad. De este modo un trozo de plomo y una pluma caen exactamente a la misma velocidad.

En un medio viscoso, tal como el aire o el agua, este presenta una resistencia al movimiento de la partícula y su valor aumenta con la velocidad. Cuando se alcanza el equilibrio entre la fuerza de gravedad y la fuerza de la resistencia del fluido, el cuerpo alcanza su velocidad terminal y de ahí en adelante cae a una velocidad uniforme. La naturaleza de la resistencia depende de la velocidad de descenso. A una baja velocidad el movimiento es suave, porque la capa de fluido en contacto con el cuerpo se mueve con él, mientras que el fluido situado a corta distancia está sin movimiento. En estas dos posiciones se encuentra una zona de corte intenso en todo el fluido alrededor de la partícula descendente. Efectivamente, la resistencia total al movimiento se debe a las fuerzas de corte o viscosidad del fluido y por lo tanto se llama resistencia viscosa.



68

A velocidades altas la principal resistencia se debe al desplazamiento del fluido por el cuerpo y la resistencia viscosa es relativamente pequeña; esta resistencia se conoce como resistencia turbulenta.

Si las resistencia viscosa y turbulenta predominan, la aceleración de las partículas dentro de un fluido disminuye rápidamente y la velocidad terminal se alcanza rápidamente.

A. CLASIFICACION MECANICA

Donde más se emplea la clasificación es en la preparación para su beneficio de los minerales metálicos y no metálicos. Otros usos importantes lo determinan la selección de la maquinaria apropiada.

1. El clasificador DORR OLIVER consiste en una caja de sedimentación de

madera, hormigón o acero en forma de artesa o batea inclinada, que puede o no estar revestidas interiormente con caucho, plomo u otros materiales; pero con el extremo superior abierto. En dicha caja se colocan rastrillos o rascadores accionados mecánicamente que llevan el material granulado que se deposita hasta un punto de descarga situado en el extremo superior.

Fig. 47 Clasificador Mecánico Dorr Oliver Inc.

En la parte inferior el material fino rebalsa a una granulometría determinada y regulable, para alimentar a los circuitos de flotación, cianuración, etc. Estas máquinas en la actualidad han caído en desuso y han sido suplantadas por los hidrociclones, de los cuales hablaremos más adelante, porque reducen el espacio de trabajo en las plantas.

2. El Clasificador AKINS igual que el anterior, las rastras son reemplazadas por hélices giratorias que reciben el nombre de espiral. El trabajo realizado es el mismo que el clasificador DORR.



69

Estos dos aparatos son los que trabajan en circuitos cerrados y aumentan o disminuyen la carga circulante de la cual ya hemos hecho cálculos.

Fig. 48 Clasificador Akins

B. CLASIFICACION O SEPARACION POR VIBRACION Y LAVADO O PULSACION

LIQUIDA JIGGING

Un separador o clasificador hidráulico JIGG llamado también separador pulsante es un dispositivo mecánico empleado para separar materiales de diferentes densidades por las pulsaciones de una corriente líquida que circula a través de una capa de los materiales.

El líquido pulsa u oscila subiendo y bajando, haciendo que el material más denso baje al fondo de la carga y el más ligero suba a la superficie. Después se saca por separado cada producto. Este principio de separación es uno de los más antiguos para concentrar los minerales pesados y separarlos de su ganga más ligera.

El funcionamiento de estas cribas es sencillo y pueden construirse localmente con un costo inicial bajo. El consumo de energía y el de agua son altos y las pérdidas en las colas en el caso de los minerales metálicos suelen ser grandes, como resultado de esto, el uso de este tipo de separadores se ha restringido actualmente.

Se emplea en grado más limitado para tratar minerales de plomo y zinc, así como hierro y algunos no metálicos, como la barita.

Un tipo relativamente nuevo de separador hidráulico de gran velocidad se emplea mucho para recuperar valiosos finos de los placeres de oro y de los yacimientos de estaño y tungsteno; pero en muchas operaciones de molienda ha sido sustituido por el procedimiento de flotación precedido de una molienda fina.

TIPOS DE JIGGS SEPARADORES HIDRAULICOS Hay dos tipos de JIGGS, uno en el cual la criba permanece fija y se obliga a

pasar el agua a través de ella, llamada tipo DENVER. El segundo tipo de separador



70

hidráulico es aquel en que la criba se mueve hacia arriba y hacia abajo en un tanque lleno de agua, llamado tipo HARZ.

Fig. 49 Jigg Tipo Denver

CAPACIDAD DE UN JIGG Una instalación de seis compartimentos cada uno de 40” (107 cm) de ancho

por 50” (122 cm) de largo tiene como capacidad de 23 a 27 Ton m/hora, cuando se trata de una alimentación de 13 mm y más fino. En la práctica la velocidad de 11 Ton /hora por metro cuadrado de superficie se usa para minerales de hierro con alimentaciones menores a 3/4". Cuál será la capacidad de un JIGG de 24” (60cm) x 16” (40 cm) si la alimentación es de 2 mm de diámetro de partícula?. Sea la fórmula:

10014,0

dC =

Donde:

d = diámetro de la partícula en mm. C = Capacidad en Ton m/24 horas/cm2. C = 0,01975 Ton m/24 horas/cm2.

01975,01414,014,01002

14,0 === xmm

C

Luego:

2.400 cm2 x 0,01975 Ton/24 horas/cm2 = 48 Ton/24 horas = 3 ton/hora = 33 Kg/minuto.



71

POTENCIA NECESARIA

La potencia necesaria para la separación por vibración y lavado depende del

área de la criba, del tamaño del material tratado, del porcentaje de las aberturas o huecos en la criba del separador, del espesor de la chapa de la criba, de la longitud de la carrera y el número de carreras por minuto. La potencia necesaria para separadores hidráulicos del tipo de émbolo buzo, tratando mineral de 13 mm es de alrededor de 1 CV/m2 de criba.

CONSUMO DE AGUA

Los separadores hidráulicos requieren mucha agua. En la mayoría de las

instalaciones se consume de 6 a 10 m3 por tonelada de material tratado.

TAMAÑO DE ALIMETACION

La alimentación de los separadores hidráulicos en el lavado del carbón en algunas minas con material no distribuido por tamaños, se realiza la trituración hasta que pase por una criba de 6" (150 mm), utilizando JIGGS de un tamaño mucho mayor que para el resto de los minerales. En los minerales metálicos los tamaños más gruesos son de 19 mm (3/4"); comúnmente se consideran más convenientes las mesas vibratorias estriadas que los JIGGS para tratar material más fino de 2 mm (10 mallas).

JIGG O CLASIFICADOR HIDRAULICO DENVER Tiene varias características especiales que coordinan muy bien con las

condiciones del circuito de molienda, esto es, control de dilución y manipulación de materiales no clasificados. Estos aparatos son fáciles de manejar y se construyen en cuatro tamaños, con los que se pueden manejar todos los tonelajes que van desde 13,6 hasta 1.800 Ton/24 horas.

El JIGG consta de dos compartimentos y está construido totalmente de acero soldado, para reducir la mínimo el espacio necesario.

En la parte delantera están los dos compartimentos de cribado, sobre los cuales pasa toda la descarga de los molinos. En la parte trasera están los émbolos buzo accionados por un balancín y una excéntrica regulable. Los émbolos están cerrados con diafragmas especiales de caucho sintético o goma, para dar un desplazamiento positivo de agua o solución. Una válvula rotativa se sincroniza con el movimiento del balancín de modo que solo se añada agua durante una parte de la carrera de los émbolos para contrarrestar la aspiración producida normalmente. Esto da lugar a una acción del agua que se aproxima mucho al efecto teóricamente perfecto de la separación hidráulica, con pulsaciones hacia arriba y períodos de sedimentación libre con un mínimo de aspiración.

La velocidad de los modelos de diferente tamaño variará según el material a tratar. Esta es de 90 a 300 m/minuto con una carrera aproximada de 6,3 mm a 15 mm.

Los compartimentos de cribado pueden desmontarse para limpiarlos cada 10 a 60 días, así como para realizar cualquier operación de mantenimiento que se



72

desee. La máquina se suministra con un compartimento de recambio, con el objeto de poder efectuar la sustitución sin parar el circuito de molienda.

El oro y los concentrados de alta graduación sin más finos que las aberturas de la criba pasan al cofre inferior que tiene sus costados fuertemente inclinados, lo que permite descargar completamente todos estos materiales de gran valor. El tapón o válvula de cada cono o cofre puede tener algún dispositivo de cierre de seguridad para impedir cualquier robo de concentrado.

RENDIMIENTO DE JIGG MINERAL DENVER En Paymaster Consol., en 1939, dos jiggs dúplex de 16” (40,64 cm) x 24” (60,96 cm) en paralelo, trataban diariamente cerca de 540 ton. de la descarga de un molino, promediando (con considerable fluctuación) 50 % < 200 mallas y 0,27 oz. de Au (7,65 grs); densidad, 68 % de sólidos. Las colas del Jigg llevaban 55 % de sólidos, mostrando una adición de 0,35 toneladas de solución por tonelada (seca) de mineral. Los jiggs rendían 12,8 toneladas de concentrado por día (relación 42,4:1), promediando 2,61 oz de Au (74 grs). Uno de los jiggs fue equipado con una válvula de admisión distinta para cada compartimento, permitiendo un control individual. Cada jig era manejado con un motor de 1.5 hp, utilizando 0.5 hp, 320 carreras por minuto de 9,25 mm de amplitud. La parrilla tenía aberturas de 2 mm. La vida de la cama de 6 semanas a 6 meses, promediando en 3 ½ meses. La cama era cambiada sacando la parrilla completa y sustituyéndola con otra previamente preparada. Para formar la cama, la parrilla limpia, era cubierta con 20 libras (9 kilos) de bolas de acero de 3 mm de diámetro, esto hace una cama de 1,5” (3,8 cm), incrementándose a 3” (7,5 cm) luego de un corto tiempo de operación.

COSTOS Los costos de funcionamientos en los JIGGS varían de 0,7 a 0,28 dólares por

tonelada de alimentación, según el número de JIGGS que trabajen y la naturaleza del mineral. C. CONCENTRADORES DE SACUDIDA

1. Son máquinas de separación por gravedad empleadas para el tratamiento de géneros relativamente finos. Los lechos tienen las siguientes características: poco profundos, hacinados, estratificados y clasificados por tamaños dentro de las capas. En el caso de las arenas más gruesas se usa una gamela manual o sluice o Rokkins Chairs (ver taggar) y en el caso de las arenas más finas el pan, plato, chaya o batea, que usan los pirquineros en el oro aluvional, así como también el sluice . 2. MESAS VIBRATORIAS HUMEDAS O MOJADAS: La concentración en mesas estriadas es un procedimiento por el cual se efectúa una separación entre dos o más minerales, haciendo pasar una pulpa sobre una superficie plana estriada y ligeramente inclinada con respecto a la horizontal. La mesa es sacudida preferentemente en la dirección del eje más largo y lavada con una corriente de agua uniforme perpendicular a la dirección del movimiento del mineral. La separación entre dos o más minerales depende principalmente de las diferencias de las densidades y en grado menor de la forma y el tamaño de las partículas.

Este procedimiento se adapta mejor a la concentración de minerales y carbón cuando existe una diferencia considerable entre la densidad efectiva (densidad del



73

mineral menos densidad del agua) del material valioso y del desperdiciado. Las mesas tratan eficazmente los minerales metálicos de tamaño comprendidos entre 6 y 150 mallas (2 mm - 0,073 mm) normalmente, pero pueden emplearse para tratar materiales más ligeros, como el carbón de un tamaño mayor. Las mesas vibratorias estriadas se inventaron en el año 1896 por WILFLEY para concentrar minerales metálicos y el auge de su desarrollo coincidió con la instalación de las primeras plantas de flotación con aceite hacia 1914. En la actualidad, este tipo de separación, ha sido paulatinamente superada por la flotación.

La concentración en mesa se adapta mejor al tratamiento de materiales que solo contienen un mineral valioso que está libre en granos de cierto tamaño y cuando existe una considerable diferencia entre las densidades de los componentes minerales; en cambio por flotación es preferible tratar minerales complejos que contienen varios minerales valiosos, los que exigen una molienda fina para su liberación hasta pasante 200 mallas y los que tienen densidades pocos diferentes, con lo cual se logra una separación selectiva.

Las partículas más pesadas del material alimentado a las mesas son las menos afectadas por la corriente de agua de lavado y se reúnen en las estrías a lo largo de las cuales se mueven hasta llegar al borde de la mesa. Los minerales o materiales más ligeros pasan por encima de los más pesados y tienden a ser arrastrados por encima de las estrías hasta el lado más bajo de la mesa.

En el extremo del lado bajo de la mesa hay colectores o canaletas apropiadas para recoger los diversos productos a medida que se descargan. Estas canaletas están provistas de dispositivos divisorios móviles para separar los concentrados de las medianías y éstos de las colas o estériles. Puesto que estos dispositivos pueden moverse rápidamente, es posible hacer un ajuste rápido para adaptarlos a las variaciones en la cantidad y calidad del material tratado.

Pocas veces es posible en la concentración en mesa conseguir una

concentración neta del material alimentado con un concentrado de alta calidad y una cola de baja calidad, de una sola pasada. Casi siempre hay algo de material de calidad intermedia (medianías) que en forma de una banda entre el concentrado y la colas y es costumbre retornar la medianía con o sin una molienda adicional al comienzo del circuito para someterlos a un nuevo tratamiento. La proporción de productos medianos que se recirculan pueden ascender al 25% del peso del material alimentado.

La superficie de las mesas suele estar revestida de linóleo grueso o de otro

tipo de caucho o materiales sintéticos. Las estrías pueden hacerse con listones de pino o tiras de caucho. Suelen tener 9, 5 mm (3/8") de ancho y son más estrechas en el extremo de descarga de la mesa.

Si la mesa se usa para concentrar material grueso (más de 8 mallas (2,8

mm)), las estrías pueden tener una altura de 1" (25,4 mm) en el extremo de alimentación.

Para el material fino, las estrías no tienen una altura superior de 1/4" (6 mm). Casi todos los encargados de estas instalaciones emplean un procedimiento

diferente para hacer las estrías de sus mesas, que es el que creen mejor para su separación especial.



74

Fig. 50 Ilustración de las diversas zonas de separación en un mesa

Si el objeto de la concentración en mesa es producir un concentrado lo más

limpio posible, se deja sin estriar una superficie en diagonal, en la esquina superior del lado de la descarga. Esta parte se conoce con el nombre de "Cubierta de limpieza". Si la mesa se va utilizar para hacer solamente un concentrado grosero y una cola terminada, muchos operadores extienden las estrías.

Las mesas están provistas de dispositivos ajustables de modo que pueda variarse la inclinación transversal. El movimiento en la cabecera es de tal índole que la cubierta invierte su dirección con una velocidad máxima en un extremo de la carrera y una velocidad mínima en el otro extremo. La rapidez del retorno es la que hace que el material se mueva hacia el extremo de descarga. La longitud de la carrera puede ajustarse. Para el material grueso se necesita una carrera más larga que para el fino. Esta carrera variará entre 3,2 cm (1 1/4") para material grueso y 1,27 cm (1/2") para los finos. Las mesas modernas trabajan a una velocidad considerablemente mayor que las antiguas, estando comprendidas entre 270 carreras por minuto para gruesos y 350 para finos.

La mesa N° 6 de la DEISTER CONCENTRATOR CO. tiene una cubierta aproximada de 1,8 m de ancho x 4,2 m de largo. La mesa N° 7 utilizada principalmente para trabajar carbón tiene aproximadamente 2,4 m x 4,8 m.

Cada mesa es impulsada por un motor con correa en V y debido a la inercia es necesario instalar un motor de mayor potencia , es decir uno de 1,5 a 3 CV es vez de 0,5 a 1,25 CV. Un factor esencial para un buen funcionamiento de una mesa, es que la alimentación sea uniforme, ningún otro factor producirá tantas dificultades al operador, como una alimentación por oleadas. Es por esta razón que se usa el clasificador hidráulico o comúnmente llamado hidroclasificador con los que se obtiene resultados metalúrgicos superiores a los obtenidos con un material no



75

clasificado y al mismo tiempo permite una rapidez de alimentación debido a la clasificación precisa por tamaño de los finos.

El concentrado en mesa es una operación relativamente barata y puede hacerse en instalaciones grandes con un costo de 0,055 a 0,11 U$S por tonelada de material alimentado, si el material es uniforme.

Fig. 51 Esquema de una mesa dimensionada a escala

Un operario puede atender de 50 a 70 mesas. La mano de obra es el renglón

principal del costo. El consumo de energía y los gastos de conservación son bajos. El costo de una mesa instalada incluyendo los soportes y colectores oscilan entre los 3.000 y 4.000 U$S.

Uno de los inconvenientes de una instalación de concentración en mesas es el espacio de piso relativamente grande que exige para el tonelaje tratado, para lo cual es común diseñar instalaciones en varios pisos. Su principal ventaja entre los límites de tamaño para los cuales funciona bien, consiste en que es un método barato y eficaz. D. CONCENTRADOR DE ESPIRAL

Es un aparato relativamente nuevo que también se utiliza para separar

partículas por sus tamaños o sus densidades. El mas común es el concentrador en



76

espiral HUMPHREYS con el que se consiguen los mismos resultados que con las mesas vibratorias.

Las ventajas son: • necesitan menos espacios para igual capacidad de tratamiento, • no tienen partes móviles y, • la separación realizada es mucho menos sensible a las variaciones en la

cantidad o la calidad del material alimentado. El concentrador en espiral consiste en un canal en forma de espiral que tiene

3 a 5 vueltas o espiras y una sección transversal curva. Las concavidades del espiral tienen un diámetro exterior de 76 cm y un paso de 33 cm por espira.

Fig. 52 Detalles de una instalaciones de concentradores en espiral

El agua y los sólidos descienden por el canal y una combinación de fuerzas

produce un efecto de doble remolino que es común en los conductos curvos. Los granos de tamaño pequeños y de mayor densidad siguen directamente la corriente principal y se acumulan en el fondo, mientras que los granos de tamaños progresivamente mayores o de menor densidad toman el efecto del remolino y se alejan más y más del fondo, hacia el borde exterior del espiral. El lodo suspendido en el agua de lavado sigue el borde periférico exterior de la espiral. Las aberturas dispuestas a intervalos en el fondo del canal separan los granos finos y pesados que forman el concentrado.

El concentrado sacado por las aberturas en la última espira es un concentrado mediano.

La pulpa con que se alimenta los espirales se mantiene bien mezclada en un tanque de agitación en forma de cono invertido, por medio de un chorro de agua dirigido hacia el vértice del cono, la que luego es bombeada por la tubería central hasta el espiral. Se pueden usar varias decenas de espirales en una sola instalación como se observa en la figura anterior.



77

El mantenimiento de la pulpa y su distribución uniforme son los factores esenciales en el funcionamiento satisfactorio de los espirales.

El concentrador en espiral se empleó por primera vez para concentrar Cromita. Se usa también para recuperar Ilmenita y Rutilo, así como Magnetita. La empresa Hierros Patagónicos usó este tipo de concentración. El Hierro puede ser de 6 mallas (4mm) y la capacidad de cada espiral varía de 500 a 3.000 Kgs. de material alimentado por hora, según el tamaño y el porcentaje de material pesado presente.

La mano de obra necesaria es muy poca y el mantenimiento se limita a bombas y tuberías. E. HIDROCLASIFICADOR

El hidroclasificador está diseñado para el uso en la clasificación y

concentración por gravedad de pulpas que son alimentadas a concentración en mesas.

Los compartimentos del clasificador están provistos de vidrios transparentes para cada compartimento en el que se puede observar fácilmente las condiciones existentes de agitación solamente por la presión del agua necesaria para dar al sólido una completa agitación. Las arenas acumuladas en los compartimentos del clasificador se van separando por la presión del agua de un compartimento a otro, es así como en el primer compartimento saldrá el material más grueso para terminar el último con el más fino.

En el fondo del compartimento existe una placa perforada que permite el paso del agua para producir la turbulencia en la pulpa, regulada por válvulas que controlan la salida del agua a una presión de 2 lb/Pg2. Este tipo de clasificador está hecho de 2, 4, 6 u 8 compartimentos. El tamaño estos pueden ser de 4" x 4" u 8" x 8", para los primeros se asigna una capacidad de 5 a 10 toneladas por compartimento en 24 horas, y para los segundos una de 20 a 50 toneladas por compartimento en 24 horas.

Fig. 53 Hidroclasificador Concenco.



78

F. SEPARACIÓN EN MEDIOS PESADOS O CONCENTRACION POR MEDIOS DENSOS

Este tipo de concentración también recibe el nombre de SINK AND FLOAT o concentración de minerales por métodos de hundimiento y flotación. Se emplea para beneficiar carbones, minerales metálicos tanto ferrosos como no ferrosos y minerales no metálicos.

En este procedimiento la separación de los minerales pesados se hace utilizando medios ferrosos de gran densidad, como ferrosilicio y magnetita o medios no ferrosos como galena.

Cuando se tritura hasta un grado de finura adecuado y se mezclan con el agua en proporciones correctas estos sólidos de alta densidad proporcionan un medio que se parece mucho a un líquido denso; en lo que respecta a la fluidez y a la estabilidad, entre los límites de peso específico de 1,25 y 3,4 grs/cm3.

Como consecuencia no es necesario emplear corrientes ascendentes de agua para facilitar la separación de los materiales que se hunden de los que flotan, ni se precisa una fuerte agitación mecánica para mantener en suspensión el medio. Por consiguiente en un medio de esta naturaleza es posible efectuar separaciones semejantes a las obtenidas con un líquido denso.

Fig. 54 Separador en medio denso. a) Vista lateral, b) Vista desde un extremo

Fig. 55 Separador de tambor de dos compartimentos



79

El separador Wenco de tambor mas usado en la minería actual, se fabrica de

varios tamaños, hasta 4 metros de diámetro por 6 de longitud, con capacidades máximas de 450 ton/hora y pueden tratar minerales de tamaño de 30 cm de diámetro.

La separación se realiza mediante la adición del medio denso, junto con la alimentación, por uno de los extremos de la máquina. En el fondo del tambor, el medio denso separa, las partículas livianas de las pesadas que se van al fondo. Mediante la rotación del tambor y por la acción de paletas soldadas al mismo, la porción pesada se eleva. Cuando las paletas alcanzan su posición vertical, esta porción cae verticalmente por su propio peso a una canaleta de hundido, la cual también es alimentada por medio denso que la ayuda a salir por el extremo opuesto a la alimentación. La porción liviana sale por el extremo opuesto a la alimentación por simple rebalse. Así se habrá realizado la separación de un producto pesado de uno liviano.

El medio mas común usado es el ferrosilicio, que tiene una densidad relativa de 6,7 a 6,9 con 82 % de fierro y 15 a 16 % de silicio. Si es menor de este porcentaje el medio se corroe y si es mayor la susceptibilidad magnética se reduce. Otro medio usado es la magnetita, por ser muy barata y su densidad es 5,1 grs/cm3. La galena también se usó como medio, peso esta es muy quebradiza y tiende a oxidarse.

También existen líquidos pesados que tienen amplio uso en el laboratorio para valorar técnicas gravimétricas de separación de menas, como el tetrabromoetano de densidad 2,6; el bromoformo 2,89; etc.

Cuando el tratamiento en medio pesado de una sola etapa es capaz de producir la recuperación deseada, la separación se lleva a cabo en dos etapas como se puede observar en la figura 55.

La mina Tynagh de la Irish Base Metal Ltd. Tartó una mena de cobre, cinc y

plomo, por flotación diferencial y utilizó la separación por medios densos en la etapa de preconcentración.

Fig. 56 Separador Dyna Whirlpool

El separador de medio pesado de tambor, trató alrededor de 1.700 toneladas

de mena triturada y cribada -45 mm a + 6 mm, con leyes de 4 % de plomo, 3 % de



80

cinc y 0,2 % de cobre, a una densidad de separación de 2,8, utilizando ferrosilicio y magnetita como medio. El separador desechó alrededor del 25 % de material en bruto o liviano, que se usó para rellenar galerías en la mina (Cut and Fill), mientras que el producto pesado fue al circuito de flotación aumentándose las recuperaciones en el orden del 97 %.

Para el tratamiento del carbón fino y menas metalíferas dentro de 30 y 0,5 mm, en la actualidad se usa el separador Dyna Whirlpool.

Este separador consiste en un cilindro de determinada longitud, que tiene secciones idénticas de entrada y salida tangencial en cada extremo. La unidad opera en posición inclinada; la entrada del medio se hace bombeándolo tangencial mente por la parte inferior y al girar crea un remolino a lo largo de toda la unidad, saliendo por la descarga tangencial superior los materiales hundidos o pesados, mientras que en el fondo inferior se descargan los materiales livianos o flotados. La alimentación se hace longitudinalmente por la parte superior.

La capacidad puede llegar hasta 100 toneladas por hora. También se usa para menas de diamante, feldespato, estaño, plomo y cinc.

CIRCUITO DE SEPARACION UN SEPARADOR DYNA WHIRLPOOL

Fig. 57 Circuito de Separación

Siempre en un circuito de medio denso la alimentación debe ser tamizada a determinada granulometría para eliminara la mena fina y las lamas que pueden aumentar la viscosidad del medio.

El gasto mas grande en cualquier circuito de medio pesado es la recuperación y la limpieza del medio que deja el separador en los productos livianos o flotados y pesados o hundidos, como podemos ver la figura anterior.



81

G- HIDROCICLON O SEPARADORES DE CICLON

Este tipo de máquinas es usado en minería para separar partículas finas de mineral entre 200 mallas y 400 mallas y carbón de un tamaño comprendido entre las que pasan por un tamiz de 6 mm de abertura.

CONSTRUCCION Y FUNCIONAMIENTO DEL CICLON El mineral que se quiere tratar se suspende en un medio muy fino y esta pulpa

se alimenta tangencialmente a una sección cilíndrica corta que tiene un buscador de vértice central, que impide corrientes en corto circuito dentro de un ciclón. La separación se efectúa en la parte cónica del ciclón por la acción de las fuerzas centrífugas y centrípetas. La porción más pesada del material tratado sale del ciclón por la abertura inferior del vértice y la porción más ligera sale por rebosamiento por la parte superior.

Fig. 58 Corte de un Hidrociclón Fig. 59 Diferentes zonas de trabajo del hidrociclón

La presión a la que se introduce la pulpa en el ciclón constituye el medio

principal para regular las fuerzas dentro del mismo y por consiguiente variará según el tamaño del material alimentado. En general, la separación en los intervalos de tamaños más finos exigirá una presión más elevada que en los más gruesos. Las presiones de trabajo variarán entre 1.4 y 2.8 Kg/Cm2. Estas presiones se alcanzan y mantienen fácilmente usando una bomba centrífuga.



82

CAPACIDAD DEL CICLON SEPARADOR

La capacidad del ciclón, en la relación sólidos-secos que puede manejar,

depende de la índole y el tamaño de los materiales a tratar. Esto depende de la densidad del material, de la densidad a la cual se desea realizar la separación y del porcentaje de material de densidad cercana a ésta en la alimentación.

Cuando se trata material grueso la velocidad de alimentación será mayor que cuando se trata material fino.

Fig. 60 Regiones de distribución por tamaños similares dentro del ciclón

La alimentación se hace tangencialmente en la región A, que comprende la región superior del cilindro recto y el techo del ciclón. La clasificación ocurre en la región D en forma de toroide o de cuernos. A través de esta región las fracciones de tamaño se distribuyen radialmente de manera que los tamaños decrecientes muestran un máximo en las distancias radiales. El material fino queda contenido en la región C, que es la parte estrecha que rodea al buscador de remolino y se extiende debajo de este a lo largo del eje del ciclón. La región B, que ocupa la parte las grande del ciclón, contiene el material grueso que será descargado por la parte inferior (underflow); mientras que el material fino será descargado en la parte opuesta o superior (overflow o rebalse).

Hacemos notar que la zona A de alimentación es una zona de no clasificación. Las descargas se regulan mediante un chorro cónico hueco, con ángulo comprendido entre 20 a 30 grados. La abertura del ápice de descarga demasiado pequeña puede conducir a la condición conocida como torcida o cableada donde se forma un chorro de pulpa extremadamente espeso del mismo diámetro que la del ápice y el remolino de aire.

Algunos fabricantes tienen revestimientos de dimensiones variables, en la entrada y la salida con lo cual se consiguen diferentes variables de diseño.

Varios investigadores concluyen que el diámetro del ciclón no tiene efecto sobre el punto de corte o separación y que la curva de eficiencia para ciclones



83

similares geométricamente, solamente es función de las características del material de alimentación. Los diámetros de entrada y salida son las variables críticas de diseño para acomodar esas aberturas, se requiere solo el tamaño de la envoltura del diámetro del ciclón. Sin embargo , de las consideraciones teóricas se desprende que es el diámetro del ciclón el que controla el radio de la órbita y por ende la fuerza centrífuga que actúa sobre las partículas. A medida que hay una fuerte independencia entre los tamaños de abertura y el diámetro del ciclón, es difícil distinguir el efecto verdadero. El autor PLlTT concluye que el diámetro del ciclón tiene un efecto independiente sobre el tamaño de separación.

Para los ciclones geométricamente similares, a una velocidad de flujo constante

50d α diámetro x , pero el valor de x resulta polémico. Usando el modelo

Krebs-Mular-Jull, el valor de x es de 1,875; para el modelo de Plitt es de 1,18 y Bradley llegó a la conclusión de que varía de 1,36 a 1,52.

En la práctica, el punto de corte o separación se determina en gran parte por el tamaño del ciclón. El tamaño necesario para una aplicación particular se estima a partir de los modelos empíricos que se desarrollan, pero esto no se puede hacer con los ciclones grandes debido a la turbulencia creciente dentro del ciclón; por consiguiente, es más frecuente seleccionar el modelo necesario, valiéndose de las cartas de los fabricantes, las cuales muestran la capacidad y escala de tamaño de separación en términos del tamaño del ciclón.

Fig. 61 Carta del funcionamiento del hidrociclón Krebs

Estos valores muestran a lo largo del eje de las X los galones por minuto (USA), con que se alimenta la pulpa al ciclón y en el eje de las Y la caída de presión en PSI (Pound Scuare Inch) (libras por pulgada cuadrada).

Para el uso de esta tabla deberán tenerse en cuenta las siguientes precauciones: • Los sólidos alimentados deberán tener una gravedad específica que varía entre

2,5 y 3,2. El líquido debe ser agua o una solución acuosa. • La relación líquido sólido en la alimentación no deberá superar el 30 % de sólidos

en peso. • La pulpa alimentada no deberá ser viscosa o con alto contenido de arcilla.



84

Ejemplo de la selección un ciclón Krebs modelo D. Un espesador recibe colas de flotación de minerales de cobre y se deberá

separar sólidos gruesos a 65 mallas aproximadamente (200 µm). El ciclón deberá ser alimentado por 2.500 galones americanos de estas colas que contendrán: 170 toneladas cortas de sólidos por hora con una gravedad específica de 2,8 que corresponden al 23 % de sólidos en peso.

Seleccionamos de la tabla de la figura 61 un ciclón tipo D30 o tipo D50, que

en malla obtenemos un producto de 208 µm. El ciclón de 30” (750 mm de diámetro) puede manipular 2.500 galones por minuto (GPM) a 5 psi.

Generalmente los ciclones, para dar mayor capacidad de producción se

agrupan en lo que se da en llamar nidos de ciclones, en los cuales los de mayor tamaños se usan en la molienda primaria y en la molienda secundaria se utilizan de menor diámetro. Ejemplo Bajo la alumbrera: “La descarga del molino SAG, se efectúa en un cajón de pulpas, donde se junta con la descarga de dos Molinos a Bolas Allis de 6,1 m de diámetro y 9,15 m de longitud, de velocidad fija y un consumo de 5.966 Kw y una potencia de 8.000 HP. El molino SAG opera en circuito abierto, mientras que los molinos a bolas lo hacen en circuito cerrado. Una bomba Warman bombea las pulpas hacia un nido de 12 ciclones Krebs de 660 mm de diámetro cada uno, para cada molino a bolas, existiendo una tercer bomba en stand by. El overflow de los ciclones se bombea al circuito de flotación Rougher. Un 15 % del underflow pasa a través de una zaranda vibratoria de 2 mm de malla, cuyo pasante alimenta dos concentradores Kenlson de 8” x 48“, para obtener un concentrado gravitacional del oro libre”.

Fig. 62 Nido de ciclones



85

H- CONCENTRADORES KNELSON

Tienen una mayor eficiencia en la captación de partículas de oro libre de menos de 6 mm y hasta partículas muy finas de tamaños micrónicos. Esta particularidad ha hecho posible obtener grandes beneficios económicos en yacimientos de veta, yacimientos aluviales y yacimientos diseminados de baja ley.

Esta máquina consiste en una centrífuga que ofrece ventajas muy notorias. La pulpa que contiene el mineral se introduce por el centro desde la parte superior, hasta el fondo de un cono interior provisto de aletas que giran a gran velocidad.

La fuerza centrífuga hace que el primer mineral alimentado llene de sólidos el espacio hasta la aleta inferior y por consiguiente hasta la aleta de diámetro un poco mayor y así sucesivamente hasta que se llena la parte siguiente en pocos minutos. Después de eso toda la alimentación se mueve hacia arriba en forma de delgada película por encima de la superficie cónica de las aletas llenas de arena y luego sale al exterior. Para evitar que los sólidos atrapados en las aletas de los conos se endurezcan, se les inyecta agua a través de una serie de perforaciones graduadas en las paredes del cono de forma que los sólidos atrapados se fluidizan (efecto arenas movedizas).

Fig. 63 Corte de un Concentrador Knelson

Fig. 64 Corte esquemático del nuevo diseño del vaso donde se ve la inyección de agua

La pulpa de alimentación pasa por encima de los sólidos fluidizados atrapados en las

aletas del cono, pero a su vez penetra dentro del lecho fluidizado debido a su mayor



86

gravedad, que para el caso del oro tiene una densidad e 19,3 grs/cm3, desplazando así a partículas de menor gravedad específica del mismo volumen.

El proceso de concentración continúa intercambiando las partículas livianas por las pesadas produciéndose así una concentración enriquecida.

Los anillos del vaso son hechos de poliuretano modelado en un recipiente cónico de acero inoxidable, siendo el perfil cuneiforme.

El concentrador Knelson tipo 30” gira a 400 RPM produciéndose una velocidad periférica de 60 Km/hora, generándose así una fuerza equivalente a 60, con relación a un lavadero inclinado común o sluice, donde la corriente del fluido tambien puede ser de 500 Km/h, pero la fuerza de concentración llega solamente a uno.



87

Fig. 65 Diagramas de Flujo



88

La siguiente tabla le sirve al alumno como herramienta de conversión de las unidades en que se expresa generalmente el peso del oro y la plata. También se observa las gravedades específicas de algunos metales mas comunes, los kilates del oro y una escala de mallas y su relación pulgadas – micrones.

TROY WEIGHT, USED FOR WEIGHING GOLD AND SILVER

1 lb = 12 oz = 5.780 grains = 373 grams

480 grains 1 oz = 20 pennyweights = 31,1 grams 1 pennyweight = 24 grains

1 carat (diamonds) = 3,086 grains 1 grain Troy = 1 grain avoirdupois = 1 grain apothecaries weight

1 Troy oz = 1,097 avoirdupois oz

1 lb avoirdupois = 14,583 Troy oz

SPECIFIC GRAVITY KARAT SISTEM Gold 19,30 Gold Present Mark on jewelry % Gold Platinum 19,00 24 karats 24 k 100,00 Mercury 13,60 22 karats 22 k 91,70 Palladium 11,80 18 karats 18 k 75,00 Silver 11,00 14 karats 14 k 58,50 Magnetite 5,18 10 karats 10 k 41,10 Diamond 3,52 Quartz 2,65

SCREEN SIZE

Tyler Mesh Sieve-Inches Microns 20 mesh 0,0331 841 28 mesh 0,0234 595 35 mesh 0,0165 420 60 mesh 0,0098 250 80 mesh 0,0070 177

100 mesh 0,0059 149 150 mesh 0,0041 105 200 mesh 0,0029 74 250 mesh 0,0025 63 325 mesh 0,0017 44 400 mesh 0,0015 37



89

TRATAMIENTO DE ARENAS AURIFERAS

Los aluviones auríferos llamados también placeres, se han originado como

resultado de la desintegración de yacimientos metalíferos originarios. Son depósitos de rocas detríticas que contienen un mineral útil, que pueden haber quedado en el lugar (eluviales o diluviales); o bien haber sido transportados por corrientes hídricas a distancias considerables (aluviales).

Estos últimos son los de mayor importancia. Las rocas subyacentes se llaman lecho o cama (bedrock), llamándose arenas a las capas superiores; el espesor de las arenas es variable y la longitud puede alcanzar varios kilómetros.

TRATAMIENTO DE LAS ARENAS AURIFERAS: Generalmente, se acostumbra a enriquecer por un procedimiento acuoso o de

vía húmeda, mediante las siguientes operaciones: lavado, concentración y afino (purificación).

1. El lavado de las arenas: se efectúa sobre cribas inclinadas, en cubas o

tambores desintegradores y lavadores llamados SCRUBBERS. Este desintegrador tiene dos recipientes, un cilindro ciego y otro perforado de forma tronco cónica o cilíndrica con agujeros de 0,4 a 2,5 cm. de diámetro (tromel). El desintegrador se pone en rotación con un motor eléctrico, la velocidad de giro es de 20 a 25 R.P.M. y el material que entra a través de la tolva es desintegrado en el tambor provisto de resaltes o cuchillas. Simultáneamente con la desintegración mecánica se opera la desintegración de las arenas por el agua que entra por la parte interior del desintegrador. Los finos y el agua se filtran a través de los agujeros del cilindro perforado y van a las esclusas de lavado llamado comúnmente SLUICE o si se prefiere en mesas vibratorias o en otro sistema apropiado, en tanto las fracciones gruesas son evacuadas por cintas transportadoras como estériles o colas. El rendimiento del desintegrador lavador varía según las dimensiones y es de alrededor de 25 a 30 m3/hora.

Fig. 66 Lavador desintegrador tipo Denver



90

2. Concentración de las arenas aluviales: se efectúa generalmente en los SLUICES que es una canaleta inclinada de madera y metal o goma de 0.5 a 1.5 m de ancho, el fondo de la canaleta se recubre con caucho sintético estriado u otro material y sobre él se coloca una plantilla de maderos escuadrados unidos entre si por dos largueros. La inclinación de la canaleta es de 3 a 12 grados, dependiendo del material. Al pasar el mineral por el SLUICE las partículas del metal y el mineral pesado quedan retenidos sobre las estrías de la goma, caucho, o madera, mientras que la roca de menos peso específico es arrastrada por el agua y posteriormente evacuada a las escombreras en forma de colas. Como resultado de la concentración se separan las arenas negras o fracciones pesadas que, en este caso pueden ser el fierrillo (Fe3O4) y el oro de alto peso específico. El afino consiste en separar el fierrillo (magnetita) del oro, por los métodos más corrientes. Existe otro método para el tratamiento de aluviones que consiste en el uso de los monitores que trabajan con gran volumen de agua y alta presión, sobre terrenos relativamente blandos. A continuación detallamos las características de uno de estos monitores autopropulsados.

Altura de la carga admisible en ATM = 16 (presión 16 kgs/cm2) Diámetro del orificio de admisión de codo inferior=300 mm. Angulo de giro en el plano horizontal= 360 grados. En el plano vertical= 35 grados hacia arriba y 15 grados abajo. Diámetro interior de la boquilla en mm= de 100 a 140. Consumo de agua con la boquilla mayor= 2.900 m3/hora. Peso del aparato= 7,6 Ton.

Fig. 67 Monitor

El uso de las dragas permite explotaciones en gran escala en los terrenos apropiados.

3. Afino: consiste en la purificación del metal precioso y puede hacerse de diferentes maneras. Agregando plomo al concentrado, fundiendo y después concentrando; o directamente agregando un fundente similar a los usados en docimasia en los laboratorios en las proporciones correspondientes



91

Fig. 68 Esquema de una draga ELUTRICION: Es el procedimiento utilizado para separar polvos finos de tamaño inferior al

que puede separarse en tamices. El medio empleado puede ser un líquido o aire. La máquina de tipo más

común usada proporciona siete productos de diferente tamaño, el más fino de los cuales es esencialmente un tamaño inferior a 10 micrones, trata 100 gs/hora.

El volumen de aire y la duración del tratamiento se regulan automáticamente desde un tablero de instrumentos. La máquina necesita 142 litros de aire por minuto a una presión no inferior de 2,1 kg/cm2. Esta compuesta principalmente por una serie de tubos cónicos de acero inoxidable de diferentes tamaños. La difusión de las partículas se efectúa haciendo chocar el aire que las arrastra contra una bola alrededor de la cual pasan las partículas arrastradas por una corriente de gran velocidad.

CONCENTRACION O SEPARACIÓN POR MÉTODOS MAGNÉTICOS

Este sistema de concentración utiliza la diferencia en la permeabilidad magnética que es peculiar de cada uno de los distintos minerales. Existen algunas especies por ejemplo: la magnetita y la franklinita, que son fácilmente atraídas por los polos de un magneto de relativamente poca intensidad mientras otros tales como el cuarzo, los silicatos ácidos etc, no son afectados por las más poderosas influencias magnéticas. Otras sustancias, como por ejemplo, el bismuto metálico son rechazadas y alejadas de los polos magnéticos en un campo poderoso.

La experiencia demuestra que todas las sustancias minerales sufren en mayor o menor grado influencia positiva o negativa del magnetismo y que esta acción depende de la permeabilidad relativa de estas sustancias y en el medio en el cual se opera. En la terminología física se llaman PARAMAGNETICAS aquellas sustancias que son atraídas por los polos de un campo magnético y DIAMAGNETICAS a las que son repelidas. Al tratarse de la concentración de minerales estos pueden ser clasificados mejor para los efectos de trabajo industrial, como fuertemente magnéticos, débilmente y no magnéticos.

Cualquier mineral fuertemente magnético puede ser separado de otro de la clase débilmente magnético y a su vez uno de esta última clase de otro no magnético.



92

A continuación damos una lista de minerales fuerte y débilmente magnéticos dándole a cada uno un índice de ductibilidad convencional tomando la atracción del Hierro como cien.

MINERALES FUERTEMENTE MAGNETICOS

MINERALES DEBILMENTE MAGNETICOS

HIERRO MAGNETITA FRANKLINITA ILMENITA

100,00 40,18 35,38 24,70

PIRROTINA SIDERITA HEMATITES ZIRCON LIMONITA CORINDON PIROLUSITA MANGANITA CALAMITA

6,69 1,89 1,32 1,01 0,84 0,83 0,71 0,52 0,51

APLICACION INDUSTRIAL

Para la concentración magnética se construyen aparatos para tratar material fino y grueso, en agua o en seco, variando los modelos según su objeto. Los aparatos pueden ser de alta o baja intensidad magnética según si los materiales sean fuertes o débilmente magnéticos.

El campo magnético puede ser creado por un imán o por un electroimán. Por último la construcción de estos aparatos depende de la forma en que se presenta el material al magneto, ya que son usados sobre una cinta transportadora, una polea, un tambor o un cilindro, una superficie oscilante o por caída libre dentro del campo magnético.

Fig. 69 Separador Magnético



93

SEPARADOR DE POLEA MAGNETICA Consiste esencialmente en una cinta transportadora que marcha sobre dos

poleas o tambores, en la que una de sus extremos es magnética. Sobre esta cinta transportadora hay un mecanismo de alimentación que distribuye el mineral uniformemente sobre ella, en forma de una capa muy delgada. Debajo de la polea magnética hay un dispositivo ajustable que separa el material magnético del no magnético.

La polea magnética es de acero o hierro y tiene interiormente una batería de

electroimanes montados en el eje que giran con las mismas poleas; la corriente se suministra por medio de anillos de contacto sobre el eje.

Cuando el mineral pasa sobre la polea el material no magnético cae según la

trayectoria resultante de la fuerza viva y de la gravedad en la forma común y ordinaria en que descargan las cintas transportadoras, en cambio el material magnético, atraído por los electroimanes interiores de la polea se adhieren a la cinta mientras esta inicia su regreso permaneciendo así hasta que la cinta empieza a separarse de la polea, luego cae, existiendo un tabique que separa las dos clases de productos.

Las poleas magnéticas se construyen en dimensiones que varían de 12" de diámetro por 12" de ancho (300 mm), hasta 48" x 60 ", según las necesidades.

Las velocidades en la periferia es de 30 a 100 m/minuto. Puede tratar material hasta de 1,5 a 2" con una capacidad de 300 Ton/24 horas o también materiales de menor tamaño.

El consumo de fuerza es de 12 a 15 A de 220 V por cada dos pies de ancho de la polea.

Fig. 70 Electroimán usado en plantas de conminución

El uso del electroimán que se observa en la figura anterior es muy común en

plantas de moliendas, ya que permite retirar de los minerales, trozos de hierro o acero, como uñas de palas cargadoras, barrenos de perforación, etc; evitando así que dañen las instalaciones de conminución.



94

SEDIMENTACION

Hemos estudiado algunas de las principales unitarias de la tecnología de procesamiento de minerales, es conveniente revisar algo de la teoría básica utilizada en la determinación del tamaño de la partícula.

El uso de materiales en forma de partículas finas son muchos; además del problema de liberación, el cual es de inmediata preocupación en el procesamiento de minerales, no hay lugar en nuestra vida diaria en la cual no tengamos que estar en contacto con polvos finos. La harina, el azúcar, la sal, los cosméticos, la pasta dental, detergentes, cementos, cerámicas, fertilizantes, drogas, tintas, entre otros, involucran en alguna etapa de su fabricación, el problema de la clasificación de tamaños de partículas finas.

Una de las técnicas mas efectivas usadas en la determinación del tamaño de partículas, es la sedimentación. La sedimentación es la acción de asentamiento de partículas sólidas en un medio fluido, bajo la fuerza de la gravedad. Algunas observaciones en la vida diaria, indican que existen fuerzas naturales disponibles que con un adecuado control, pueden utilizarse en el campo del procesamiento de minerales, para separar un mineral de otro o separar un sólido de un fluido.

En el sentido más estricto, la sedimentación es el acto de asentamiento de partículas sólidas en un medio fluido bajo la fuerza de la gravedad, sin embargo, desde el punto de vista técnico, debe haber alguna forma de incrementar estas fuerzas de manera calculada, para acelerar estas fuerza de asentamiento. Por ejemplo, uno puede aplicar las fuerzas eléctricas, fuerzas magnéticas o fuerzas centrífugas, para aumentar la velocidad de asentamiento.

La sedimentación por gravedad o espesamiento es la técnica de desaguado

que más se aplica en el procesamiento de minerales, ya que es un proceso de alta capacidad relativamente barato, que implica fuerzas de corte muy bajas, proporcionando de ese modo buenas condiciones para la floculación de las partículas

El espesador se usa para aumentar la concentración de la suspensión por sedimentación, acompañada de la formación de un líquido claro. En la mayoría de los casos la concentración de la suspensión es alta y se presenta un asentamiento obstruido. Los espesadores pueden ser unidades intermitentes o continuas y consisten de tanques de relativamente poca profundidad desde los cuales se separa el líquido claro de su parte superior y la suspensión espesa queda en el fondo. El clarificador es similar en diseño, pero es menos robusto y clarifica suspensiones de menor contenido de sólidos que el espesador.

El espesador continuo consiste de un tanque cilíndrico, el diámetro varía de 2 a 200 m y la profundidad de 1 a 7 m. La pulpa se alimenta en el centro por un pozo de alimentación colocado hasta 1 m abajo de la superficie del líquido, para causar la menor perturbación posible. El líquido clarificado derrama por un canal periférico, mientras que los sólidos se asientan sobre el fondo del tanque y se sacan como una pulpa espesa a través de una salida central. En el interior del tanque hay e uno o más brazos giratorios radiales, donde desde cada uno de ellos está suspendida una serie de aspas acondicionadas para arrastrar los sólidos asentados hacia la salida central. En la mayor parte de los espesadores modernos estos brazos se elevan automáticamente si el momento de torsión excede un cierto valor



95

(embancamiento) , evitando de ese modo el daño debido a la sobrecarga. Las aspas también ayudan a la compactación de las partículas asentadas y producen una descarga más espesa que la que se pueda alcanzar por el asentamiento simple. Los sólidos se mueven continuamente hacia abajo y después hacia la salida de la descarga espesa, mientras tanto el líquido se mueve hacia arriba y radialmente hacia afuera. En general en el espesador no hay región de composición constante

Los tanques espesadores se construyen de acero, concreto o una combinación de ambos, el acero resulta más económico en los tamaños con diámetros menores de 25 rn. Frecuentemente cl fondo del tanque es plano mientras que los brazos mecánicos se inclinan hacia la descarga central. Con este diseño, los sólidos asentados se "encaman" para formar un falso fondo inclinado. Los fondos de acero de los espesadores raramente se inclinan para concordar con los brazos debido al costo que ello implica.

El método de apoyar el mecanismo depende principalmente del diámetro del tanque. En los espesadores relativamente pequeños, menores de 45 m de diámetro, la cabeza de la transmisión generalmente se sostiene sobre una estructura que atraviesa el tanque, con los brazos fijos a la flecha matriz. A tales máquinas se les conoce como espesadores de vigueta o de puente. Generalmente la descarga se saca desde el vértice de un cono localizado en el centro del fondo inclinado.

Una disposición común para los espesadores más grandes, de hasta aproximadamente 180 m de diámetro, es soportar el mecanismo impulsor sobre una columna central estacionaria de concreto o acero. En la mayoría de los casos, los brazos de los rastrillos están sujetos a una jaula impulsora que rodea a la columna central y se conecta al mecanismo impulsor.

Fig. 71 Espesador modelo EIMCO



96

Fig. 72 Corte transversal de un espesador

Las bombas de descarga para el lodo asentado son frecuentemente de tipo

diafragma, estas bombas son de acción positiva para carga de altura y volúmenes

medios. Se impulsan mediante un motor eléctrico a través de un mecanismo de

manivela o mediante la acción directa de aire comprimido. Se hace oscilar el

diagrama flexible para que succione y descargue a través de una válvula sin retorno

(esférica) y se puede obtener una velocidad variable cambiando ya sea la frecuencia

de oscilación o el recorrido. En algunas plantas, las bombas de velocidad variable se

conectan a medidores sobre la línea de descarga del espesador, para controlar la

velocidad de bombeo y lograr mantener una velocidad de descarga constante.

La descarga o lodo asentado del espesador se bombea a los filtros para un

desaguado adicional.

Fig. 73 Zonas de Concentración de un Espesador



97

La siguiente teoría en inglés se da como herramienta para que el alumno, luego de un análisis pueda determinar la capacidad de un espesador.



98



99

FILTRACION

Es otra operación unitaria que consiste en separar los sólidos de los líquidos usando un medio filtrante que retiene el sólido y permite pasar el líquido.

Los equipos seleccionados para esta operación dependen de un gran número de factores y las condiciones ofrecidas por los fabricantes. En todos los casos la torta o queque se forma sobre el medio filtrante.

La filtración es la operación que sigue al espesamiento o sedimentación. Los Medios filtrantes se fabrican de algodón, lana, lino, yute, nylon, seda, fibra

de vidrio carbón poroso, rayón, mallas metálicas, entre otros. TIPOS DE FILTROS:

A. FILTROS A PRESIÓN: el llamado filtro prensa trabaja a presión y generalmente los mas usados son de placa y marco o bastidor, colocados alternadamente. El marco está separado de la placa por una tela filtrante. La Prensa se cierra por un mecanismo hidráulico, formándose una cámara hermética entre cada para de placas, en donde se deposita el sólido, saliendo el líquido entre la tela por la parte inferior. Un manómetro indica el momento de descarga del filtro.

Fig. 74 Esquema de un filtro prensa

B. FILTRO DE VACIO INTERMITENTE: FILTROS DE HOJAS: es un filtro en el cual cada hoja consiste en un armazón metálica de caños perforados, sobre la cual se fija una tela. Al aplicar el vacío la torta se forma sobre la tela a ambos lados de la hoja. La operación se realiza mediante una grúa que transporta las hojas a tres tanques en los cuales se realiza la operación de filtrado, descarga y lavaje.

Fig. 75 Esquema de un circuito típico de filtros de hoja



100

C. FILTROS CONTINUOS: FILTROS CON FORMACIÓN CONTINUA DE LA TORTA. Los filtros de torta continua se aplican cuando la formación de la torta es bastante rápida como, por ejemplo, las situaciones en las que el flujo de la lechada es mayor a 5 l/min (1 a 2 gal/min), la concentración de la lechada es superior a 1% y las partículas son mayores a 100 µm de diámetro. Por lo general, se requiere una viscosidad del líquido inferior a 0.1 Pas (100 cP) para mantener un flujo rápido de líquido a través de la torta.

FILTROS DE TAMBOR GIRATORIO Este filtro es el más utilizado de los filtros continuos. Existen muchas variaciones de diseño, que incluyen la operación como un filtro a presión o al vacío. La principal diferencia entre los diseños está en la técnica para la descarga de la torta. Estos filtros se caracterizan por constar de un tambor montado sobre un eje horizontal, cubierto en la porción cilíndrica por un medio filtrante, sobre una estructura de apoyo constituida por una rejilla que permite el drenado a los múltiples. Los materiales básicos de construcción pueden ser metálicos o de plástico. Las dimensiones (en términos de las áreas de filtración) varían desde 0.37 hasta 93 m2 (4 a 1.000 ft2).

Todos los filtros de tambor (salvo el de un solo compartimento) utilizan una válvula giratoria en el muñón de apoyo del eje del tambor, para facilitar la eliminación del filtrado y del líquido de lavado y permitir la entrada de aire o gas, en caso necesario, para el retrosoplado de la torta. Por medio de la válvula se controla la duración de cada ciclo y se proporcionan las posiciones "muertas" del ciclo me-diante el empleo de bloques de puente. Por medio de múltiples internos de tubería se conecta la válvula con las diferentes secciones del tambor.

Fig. 76 Filtro de tambor giratorio con banda de descarga

Fig. 77 válvula rotatoria

La mayor parte de los filtros de tambor se alimentan al operar el tambor con



101

aproximadamente 35% de su circunferencia sumergida en el precipitado. Sin embargo, la inmersión se puede ajustar a cualquier nivel deseado. Algunas unidades tienen un agitador de rastrillos que oscilan dentro de la cuba para ayudar a la suspensión de los sólidos. Otros utilizan propulsores, paletas o no tienen agitador.

La mayor parte de los filtros de tambor operan con una velocidad de rotación

que varía de 0.1 a 10 rpm. Por lo general, se proporcionan impulsores de velocidad variable con objeto de permitir los ajustes necesarios para los cambios en la formación de la torta y las velocidades de drenado.

Fig. 78 Esquema de un filtro al vacío de tambor giratorio con descarga de cuchilla.

Fig. 79 Instalación de un filtro de tambor giratorio FILTRO DE DISCO. Estos filtros operan al vacío y constan de varios discos

verticales, unidos a intervalos sobre un eje central hueco y horizontal que gira continuamente. La rotación se realiza por medio de un engranaje. Cada disco tiene de 10 a 30 sectores de metal, plástico o madera, con nervios en ambos lados para soportar la tela filtrante y proporcionar el drenado por medio de un niple conectado al eje central. Cada sector se puede recolocar en forma individual. Por lo general, el



102

medio filtrante es una bolsa de tela que se desliza sobre los sectores y se sella con el niple de descarga. Para algunas aplicaciones de trabajo pesado, especialmente con minerales, se pueden utilizar pantallas de acero inoxidable.

Los discos suelen tener inmerso del 40 a 45% en un recipiente en forma de canal que contiene el precipitado. Otro eje horizontal colocado debajo de los discos tiene paletas de agitador para mantener los sólidos en suspensión, por ejemplo, en el filtro Agidisc de Eimco. En algunos diseños, la alimentación se distribuye por medio de toberas colocadas debajo de cada disco. Se suministra vacío a cada uno de los sectores a medida que giran dentro del líquido, para permitir la formación de la torta. El vacío se mantiene en los sectores que salen del líquido y se exponen a la atmósfera. Se puede aplicar un lavado con rociadores, pero la mayor parte de las aplicaciones son exclusivamente para eliminar el agua. A medida que giran los sectores hasta el punto de descarga, se corta el vacío y se utiliza un ligero chorro de aire para aflojar la torta. Esto permite que las cuchillas envíen la torta hasta las rampas de descarga, colocadas entre los discos. El vacío y retrosoplado con aire se controlan mediante una válvula giratoria automática, como en los filtros de tambor giratorio.

De todos los filtros continuos, el de discos al vacío es el que tiene menor costo por unidad de área de filtración cuando se pueden utilizar materiales de construcción como acero dulce, hierro fundido o similares. Este filtro proporciona una área de filtración grande con el área mínima de piso y se utiliza principalmente en las aplicaciones de alto tonelaje para eliminar el agua. Se fabrican con tamaños de hasta 300 m2 (3.300 ft2) de área de filtración.

Las principales desventajas son la incapacidad para realizar un lavado eficaz y la dificultad para cerrar totalmente el filtro en las operaciones que manejan materiales peligrosos.

Outokumou Mintec ha desarrollado la tecnología de acción capilar en filtros de discos cerámico microporoso, en lugar de tela filtrante; que producen un vacío casi absoluto, logrando un queque muy seco, produce un filtrado totalmente cristalino, virtualmente libre de partículas, es de gran rendimiento energético, utilizando hasta el 90 % menos de energía que cualquier otro sistema de filtración, suprime la necesidad de costosas telas de filtro.

Fig. 80 Filtros de discos cerámicos



103

Fig. 81 Esquema de un filtro a discos cerámicos de sistema capilar

Fig. 82 Especificaciones técnicas FILTRO DE BANDA HORIZONTAL: Estos filtros constan de una banda perforada o

ranurada de elastómero, que opera como un transportador de banda y lleva encima una banda de tela filtrante. Las dos bandas están apoyadas en una plataforma que está dividida para formar cámaras de vacío, para recolectar el filtrado y los lavados múltiples. Varios fabricantes proporcionan filtros de banda horizontal cuyas principales diferencias radican en la construcción de la banda de drenado, el método de retención de la torta sobre la banda y la técnica para la alineación del medio filtrante.

En el filtro Pannevis se reemplaza la banda de drenado por una serie de recipientes o pailas de vacío, que evitan el problema del ataque de los hidrocarburos a las bandas de elastómeros. Los filtros se clasifican de acuerdo con el área disponible de la banda de drenado expuesta al vacío. La lechada se alimenta en un extremo por medio de vertederos de sobreflujo o una rampa en forma de abanico y el liquido de lavado se aplica mediante rocíos o vertederos, en uno o más puntos, a medida que las bandas se desplazan a lo largo de la plataforma. La torta se descarga cuando la banda pasa sobre la polea terminal, donde se separa la banda del medio filtrante de la banda eIastomérica de drenado. A partir de este punto, cada



104

banda regresa a la zona de alimentación sobre una polea separada. Este procedimiento permite lavar completamente la banda del medio filtrante con rocíos, antes de volverla a unir a la banda de drenado. Algunas unidades tienen diques de enjuague, montados sobre la torta, para separar las zonas de lavado y filtración. Se pueden utilizar velocidades de las bandas hasta de 0.5 m/s (1.6 ft/s) con variaciones en la velocidad de operación que dependen de la velocidad de drenado de la torta.

Fig. 83 Esquema de un filtro de bandas

Algunos materiales de drenado rápido, producen tortas cuyo espesor varía

entre 100 y 150 mm (4” a 6”). Los filtros de banda horizontal tienen las ventajas de

Fig. 84 Capacidades de filtros de banda.



105

una eliminación completa de la torta y un lavado eficaz del medio filtrante. La desventaja principal es que al menos la mitad del área de filtración siempre

se encuentra ociosa en el circuito de regreso. Los filtros de banda horizontal están disponibles con áreas de filtración variable.

Fig. 85 Esquema de un filtro de banda horizontal

Fig. 86 Filtro de banda horizontal Larox Minimax PF

Compilado por Amor a la minería

2013

Tratamiento mecánico de minerales: Preparación Mecánica - Marquina y Venaruzzo

Documents

Transcript of Tratamiento mecánico de minerales: Preparación Mecánica - Marquina y Venaruzzo